WO2017187973A1 - 鉄鋼ダストの処理方法、亜鉛の生産方法、鉄鋼原料の生産方法、及び鉄鋼原料 - Google Patents

鉄鋼ダストの処理方法、亜鉛の生産方法、鉄鋼原料の生産方法、及び鉄鋼原料 Download PDF

Info

Publication number
WO2017187973A1
WO2017187973A1 PCT/JP2017/014868 JP2017014868W WO2017187973A1 WO 2017187973 A1 WO2017187973 A1 WO 2017187973A1 JP 2017014868 W JP2017014868 W JP 2017014868W WO 2017187973 A1 WO2017187973 A1 WO 2017187973A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
steel
zinc
steel dust
dust
calcium compound
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/JP2017/014868
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
徹也 長坂
一良 山口
水野　等
俊介 小出
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.)
Tohoku University NUC
Hoei Shokai Co Ltd
Original Assignee
Tohoku University NUC
Hoei Shokai Co 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
Application filed by Tohoku University NUC, Hoei Shokai Co Ltd filed Critical Tohoku University NUC
Priority to KR1020187033318A priority Critical patent/KR102380361B1/ko
Priority to EP17789260.1A priority patent/EP3450580A4/en
Priority to US16/097,075 priority patent/US20190106767A1/en
Priority to CA3022352A priority patent/CA3022352A1/en
Priority to TW106114299A priority patent/TWI647315B/zh
Publication of WO2017187973A1 publication Critical patent/WO2017187973A1/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/02—Working-up flue dust
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/08—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in rotary furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/12—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in electric furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14—Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/24—Binding; Briquetting ; Granulating
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14—Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/24—Binding; Briquetting ; Granulating
    • C22B1/242—Binding; Briquetting ; Granulating with binders
    • C22B1/244—Binding; Briquetting ; Granulating with binders organic
    • C22B1/245—Binding; Briquetting ; Granulating with binders organic with carbonaceous material for the production of coked agglomerates
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/02—Preliminary treatment of ores; Preliminary refining of zinc oxide
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/30—Obtaining zinc or zinc oxide from metallic residues or scraps
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/34—Obtaining zinc oxide
    • C22B19/38—Obtaining zinc oxide in rotary furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/12—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/001—Dry processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2200/00—Recycling of non-gaseous waste material
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C2200/00—Recycling of waste material
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a method for treating, for example, electric furnace steelmaking dust generated in the steel industry, and a method for producing zinc and a method for producing steel raw materials using this method.
  • the mainstream method adopted both in Japan and abroad as an electric furnace steelmaking dust treatment is the Waelz method (see, for example, Patent Document 1 and Non-Patent Document 1).
  • a rotary kiln is used, carbonaceous material is added to steelmaking dust in an electric furnace, and heated to about 1300 ° C. with a heavy oil burner or the like to reduce zinc oxide and once volatilize as zinc vapor. Since the generated zinc vapor is reoxidized by CO 2 and O 2 in the atmosphere, zinc is finally recovered in the form of crude zinc oxide and supplied to a zinc smelting manufacturer.
  • the residue after the zinc content is extracted is discharged outside the furnace, and part of it is recycled as a raw material for electric furnaces as a clinker, but most of the others are processed as roadbed materials, cement raw materials, or landfill materials. Yes. Recently, it is often stored in electric furnace steel makers and Waelz kiln operators.
  • the main reason why the utilization of the residue after the zinc content is extracted by the Waelz method is not promoted is that the amount of zinc contained in the residue is large.
  • the zinc content in the residue ranges from 0.24 to 6.0% by weight with respect to the zinc content in the electric furnace steelmaking dust from 15.9 to 37.4% by weight (see, for example, Non-Patent Document 1).
  • the use as a cement raw material is limited because of the large amount of Fe in the residue.
  • the sulfur content derived from the carbonaceous material and the SiO 2 content that leads to an increase in the amount of slag also lead to the use restriction.
  • the upper limit of the zinc content allowed as a steel raw material is set to about 0.1% by weight. For this reason, in the Waelz method, in order to promote the reduction of zinc, the temperature in the furnace is increased and the reduction time is increased, which is a problem in terms of energy and economy.
  • the present inventors added CaO content of the number of moles of Fe more than twice the number of moles of Fe in electric furnace steelmaking dust to the dust, and 900 ° C. or more and 1000 ° C. in air. hereinafter, 60 hours or more, by keeping below 120 hours, the ZnO ⁇ Fe 2 O 3 is zinc the main component in the dust, is changed to ZnO and 2CaO ⁇ Fe 2 O 3, and the generated ZnO A method has been proposed in which 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 is magnetically separated by a high magnetic field gradient using the difference in magnetic properties between the two (see Patent Document 2). However, this method has difficulty in the magnetic separation process and has not been put into practical use.
  • the present inventors mixed an electric furnace steelmaking dust and a calcium compound containing Ca having a mole number equal to or greater than the number of moles of Fe in the electric furnace steelmaking dust, and then 960 ° C. or higher in a non-reducing atmosphere.
  • an object of the present invention is to provide a method for treating steel dust, a method for producing zinc, and a method for producing a steel raw material that can recover a zinc component more efficiently than the Waelz method. .
  • a method for treating steel dust according to one aspect of the present invention includes a calcium compound containing zinc in steel dust containing Ca in a number of moles equal to or greater than the number of moles of Fe in the steel dust. And the steel dust to which the calcium compound is added is heated and reduced without generating a melt in the furnace. Thus, by suppressing the generation of FeO in the reduction process of ZnO ⁇ Fe 2 O 3, can be removed efficiently zinc from steel dust.
  • the calcium compound may be at least one of quick lime (CaO), slaked lime (Ca (OH) 2 ), and calcium carbonate (CaCO 3 ).
  • the ratio of the number of moles of Ca in the calcium compound to the number of moles of Fe in the steel dust may be adjusted to 1.3 or more and 1.5 or less.
  • the temperature in the furnace may be adjusted to less than 1200 ° C.
  • a carbon material may be further added to the steel dust.
  • a reducing gas may be added to the furnace.
  • the furnace may be a rotary kiln, a rotary hearth or a shaft furnace.
  • a calcium compound containing Ca having a mole number equal to or greater than the number of moles of Fe in the steel dust is added to the steel dust containing zinc,
  • a zinc component is collect
  • zinc can be efficiently recovered and produced from steel dust.
  • a method for producing reduced iron according to an aspect of the present invention is a method for producing reduced iron in which zinc is separated from steel dust and recovered as reduced iron, and the iron dust containing zinc contains Fe in the steel dust.
  • Zinc is removed from the steel dust by adding a calcium compound containing Ca in an amount equal to or greater than the number of moles of Ca and heating and reducing the steel dust to which the calcium compound has been added in a furnace. Thereby, reduced iron with little zinc content can be produced.
  • zinc can be recovered more efficiently than the Waelz method, or a steel raw material can be produced.
  • FIG. 7 is an X-ray diffraction pattern of a sample according to an example after a reaction experiment using the experimental apparatus shown in FIG. 7 is an X-ray diffraction pattern of a sample according to a comparative example after a reaction experiment using the experimental apparatus shown in FIG.
  • a method for treating steel dust (electric furnace steelmaking dust), a method for producing zinc, and a method for producing steel raw materials according to an embodiment of the present invention are as follows: Adding to the steel dust containing zinc a calcium compound containing Ca in a number of moles equal to or greater than the number of moles of Fe in the steel dust; Heating and reducing the steel dust to which the calcium compound is added in a furnace. In the heat reduction step, the steel dust is heated and reduced without dissolving the steel dust, that is, without generating a melt.
  • zinc ferrite which is the main component of zinc in the dust
  • ZnO zinc oxide
  • dicalcium ferrite (2CaO ⁇ Fe 2 ) zinc oxide
  • ZnO zinc oxide
  • the reaction from ZnO.Fe 2 O 3 to 2CaO.Fe 2 O 3 oxidizes compared to the case of directly reducing ZnO.Fe 2 O 3 as in the conventional mainstream Waelz method.
  • the production of iron (II) (FeO) is prevented or the production of FeO is suppressed.
  • the amount of ZnO dissolved in FeO is reduced as much as possible, and the amount of recovered zinc is also improved. Therefore, according to the present embodiment, it is possible to recover zinc more efficiently than the Waelz method, and it is possible to recover a residue having a small zinc content.
  • Steel dust functions as the sole recycling route for zinc from used steel products.
  • more zinc can be recovered from the steel dust, so that the steel dust can be more effectively utilized as a zinc recycling source.
  • the zinc content of the residue can be set to 0.1% by weight or less of the upper limit of the zinc content allowed as a steel raw material. Therefore, the residue can be used as a steel raw material. Therefore, steel dust can be utilized not only as zinc but also as a recycling source of iron.
  • the residue obtained by subjecting the electric furnace steelmaking dust generated in the blast furnace to the treatment of the present invention can be fed into the blast furnace as a steel raw material. Therefore, by using the processing method of the present invention, it is possible to circulate and use the steel material, and it is possible to construct a circulation type material flow in the steel material.
  • Table 1 shows an example of the composition of the steel material of the present invention and the composition of the conventional Waelz method clinker.
  • the unit of numerical values in Table 1 is “% by weight”.
  • the zinc content is small, FeO is not substantially contained, and 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 is contained. Further, CaO is present in a state of being combined with SiO 2 and Al 2 O 3, or the like.
  • the conventional Waelz method clinker has a high content of zinc and FeO and does not substantially contain 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 .
  • the experimental apparatus 1 is composed of an electric tubular furnace.
  • reference numeral 2 is a quartz tube for forming a flow of reducing gas (mixed gas of hydrogen and argon) in the furnace
  • reference numeral 4 is an alumina boat for setting the sample 3 in the furnace
  • reference numeral 5 is A thermocouple for detecting the temperature in the furnace. The heating element is not shown.
  • a briquette having a diameter of 10 mm and a height of 10 to 15 mm was prepared by pressurizing a sample prepared by mixing 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 synthesized with a reagent and ZnO as a reagent in a molar ratio of 1: 1. Subsequently, this sample was set in a furnace and reduced at 600 ° C. for 1 hour in a hydrogen gas stream.
  • the X-ray diffraction result of the sample after reduction is shown in FIG. It can be seen that Fe is generated directly from 2CaO.Fe 2 O 3 and does not pass through FeO. That is, it is expected that ZnO, which was a problem in the Waelz method, does not form and stabilizes, and that zinc in the residue is greatly reduced. At the same time, it is expected that the recovery efficiency of zinc can be improved.
  • the calcium compound needs to contain a sufficient amount of Ca to convert the total amount of ZnO.Fe 2 O 3 and Fe 2 O 3 present in the dust into 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 .
  • the mixed Ca component is not only used for the production of 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 but also consumed for the production of compounds such as SiO 2 and Al 2 O 3 contained in the dust. .
  • Table 2 shows examples of chemical compositions of typical electric furnace steelmaking dust. From the dust types A to E, when calculating the Ca content necessary for the formation of CaO ⁇ SiO 2 and CaO ⁇ Al 2 O 3 compounds, the ratio of Ca content required to convert to 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 is 1 0.05 to 0.10 extra Ca is required for 0.0. Furthermore, the excess Ca component necessary for producing the compounds of 2CaO.SiO 2 and 3CaO.Al 2 O 3 is 0.11 to 0.23. Therefore, the ratio of Ca necessary for conversion to 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 is 1.23 by adding the above-described extra maximum value.
  • the value of the ratio of Ca necessary for conversion to 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 of 1.0 (1.23 when adding Ca consumed by SiO 2 and Al 2 O 3 ) is only the chemical equivalent. In view of the Ca content mixed in the dust and the contact opportunity of ZnO.Fe 2 O 3 and Fe 2 O 3 in the dust, it is expected that the value will be larger than this value.
  • the experimental apparatus 6 is composed of an electric furnace.
  • reference numeral 7 denotes a heating element that heats the inside of the furnace
  • reference numeral 8 denotes a thermocouple that detects the temperature in the furnace
  • reference numeral 9 denotes an alumina crucible that accommodates the sample 10.
  • a briquette having a diameter of 10 mm and a height of about 10 mm was prepared by adding and pressing. Subsequently, this sample was set in a furnace, heated at 700 to 1100 ° C. for 1 to 7 hours in an open atmosphere, and the change in the ratio of ZnO to total zinc in the dust was measured. Further, the number of moles of Ca added to the number of moles of Fe in the dust was changed from 1.0 to 1.4.
  • FIG. 4 shows the relationship between the reaction time and the ratio of ZnO to the total zinc in the dust at a heating temperature of 1000 ° C.
  • FIG. 5 shows the relationship between the heating temperature and the ratio of ZnO to the total zinc in the dust at a reaction time of 5 hours. Showing the relationship.
  • the ratio of ZnO to total zinc in the sample before heating was 0.337.
  • the dissolution method is leaching with ion-exchanged water, leaching with a solution in which 10 ml of ammonium acetate, 5 g of ammonium chloride and 25 ml of water are mixed, and an alkali melting method.
  • the ion exchange water dissolves only ZnCl 2 and the above solution dissolves ZnO and ZnCl 2 .
  • ZnO.Fe 2 O 3 in the electric furnace steelmaking dust is converted into 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 and ZnO by adding CaO.
  • the ratio of ZnO to the total zinc in the dust is constant at a value close to about 1.0 for a predetermined time or more or a predetermined temperature or more. This indicates that the ZnO ⁇ Fe 2 O 3 is converted into the total amount 2CaO ⁇ Fe 2 O 3.
  • the reason why the vertical axis does not become 1.0 is presumed to be because other forms of zinc (for example, ZnCl 2 ) are contained in the dust.
  • the ratio of the number of moles of Ca to the number of moles of Fe (Ca / Fe in the figure) is 1.3 or more, dicalcium ferrite (2CaO ⁇ Fe 2 O 3 ) is generated more efficiently. be able to.
  • the upper limit of the molar ratio of Ca to Fe is not particularly limited, but if a large amount of Ca is added, the amount of charge in the furnace increases and the energy required for heating increases. From such a viewpoint, the molar ratio of Ca to Fe is preferably 1.5 or less, and more preferably 1.4 or less. Of course, the molar ratio of Ca to Fe is not limited to this value, and can be appropriately changed according to the amount of SiO 2 or Al 2 O 3 contained in the dust.
  • calcium compound for example, quick lime (CaO), slaked lime (Ca (OH) 2 ), calcium carbonate (CaCO 3 ) and the like can be used alone or in combination. Since these calcium compounds are relatively excellent in availability, they are advantageous in terms of cost.
  • the method for heating and reducing the dust to which the calcium compound has been added is not particularly limited, and a carbon material may be further mixed into the dust, or a reducing gas may be added to the furnace.
  • the carbonaceous material includes carbonaceous materials such as coal, graphite, coke and the like.
  • the reducing gas typically includes hydrocarbons such as methane, ethane, and propane in addition to hydrogen.
  • the heating reduction furnace is not particularly limited, and typically, a rotary kiln and a rotary hearth are used, but a shaft furnace may be used.
  • the pressure in the furnace may be atmospheric pressure or a reduced pressure atmosphere.
  • the furnace temperature in the reduction heating step is preferably less than 1200 ° C. As shown in FIG. 5, a considerable amount of 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 is already generated at 700 ° C., and is almost completed at 900 ° C. (when Ca / Fe is 1.3 or more). Accordingly, the higher the temperature, the faster the production rate, and thus a higher temperature is preferable. On the other hand, between the CaO and Fe 2 O 3, there is a composition to produce a melt at 1205 ° C., as a starting point the melt deposits in the furnace are generated. Therefore, in the present embodiment, the temperature in the furnace is adjusted to less than 1200 ° C., preferably about 1100 ° C. in consideration of the temperature distribution in the furnace.
  • slaked lime Ca (OH) 2
  • the molded sample was charged.
  • black solid deposits were generated on the brick surface in the kiln after cooling after the operation was finished.
  • the temperature of the brick surface in the kiln was adjusted to a maximum of 1096 ° C. under operating conditions of a furnace temperature of 1195 ° C., no deposit was generated.
  • the recovered zinc component is typically metallic zinc, but may be a zinc compound such as zinc oxide.
  • the recovery method is not particularly limited, and examples thereof include a method of contacting and condensing zinc vapor volatilized from dust with a low-temperature body (cooling pipe, cooling panel, etc.) installed inside or outside the furnace.
  • the dust is heated in a reducing atmosphere as described above, or heated in the presence of carbonaceous material, thereby reducing zinc oxide in the dust and volatilizing zinc from the dust. Let As a result, a high-quality residue with little zinc component can be obtained. Moreover, according to this embodiment, a zinc component can be efficiently recovered from dust.
  • zinc in the residue which has been a problem in the Waelz method
  • the residue of the electric furnace steelmaking dust can be reused as a steel raw material without mixing with scrap.
  • a method for recovering zinc from zinc-containing dust such as electric furnace steelmaking dust can be provided.
  • the temperature rise in the furnace which was a problem in the Waelz method
  • the reduction time can be significantly shortened
  • an efficient and economically efficient zinc recovery method can be provided.
  • the experimental apparatus 11 includes a quartz tube 12 that forms a furnace chamber therein, a heating element 13 around the quartz tube 12, an alumina boat 15 that supports a sample 14, and a quartz tube 12. And a strain gauge 16 for detecting a change in the weight of the sample 13 while suspending and supporting an alumina boat 15 set in the furnace at a position directly above the wire.
  • Reference numeral 17 is a heat shielding plate, 18 is a thermocouple, and 19 is a refractory brick.
  • Fig. 7 shows the change over time in weight loss during heating of the sample in the experimental apparatus.
  • the solid line indicates the change in the weight of the sample according to the example
  • the broken line indicates the change in the weight of the sample according to the comparative example
  • the alternate long and short dash line indicates the in-furnace temperature measured by the thermocouple 18.
  • the sample according to the example (with CaO) has a faster weight reduction rate than the comparative example (without CaO). This is because ZnO separated by the production of 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 has a faster reduction rate than ZnO ⁇ Fe 2 O 3 in the comparative example. This confirms that the present invention is advantageous in terms of energy and economy because ZnO can be reduced at a lower temperature and in a shorter time than the Waelz method.
  • Table 4 shows the results of analyzing the zinc content of the residue after the experiment. In this example, it was 0.07 wt% (dezincification rate 99.7%), and when compared with the comparative example 4.61 wt% (dezincification rate 87.8%), there was a significant decrease in zinc residue. It is recognized that the superior effect of the present invention is demonstrated. Furthermore, according to the analysis result of chlorine in the residue after the end of the experiment, it is 0.05% by weight (dechlorination rate 98.8%) in the examples according to the present invention, and 1.65% by weight (dechlorination rate) of the comparative example. 74.1%), a significant decrease in chlorine content was observed. That is, according to the present invention, it was confirmed that not only zinc but also chlorine removal rate was high.
  • Table 5 was obtained when the ratio of the number of moles of Ca and the number of moles of Fe in the electric furnace steelmaking dust (Ca / Fe) was calculated from the analytical values of Fe and Ca in the residue.
  • the unit of numerical values of Fe and CaO in Table 5 is “wt%”. From Table 5, it can be seen that the value of (Ca / Fe) according to this example (with CaO) is higher than that of the comparative example (without CaO).
  • FIG. 8 is an X-ray diffraction pattern of the sample after reduction in the example
  • FIG. 9 is an X-ray diffraction pattern of the sample after reduction in the comparative example.
  • the reason why the amount of FeO generated in the example (FIG. 8) is smaller than that in the comparative example (FIG. 9) is that the generation of FeO is suppressed by the progress of the reaction between CaO and ZnO.Fe 2 O 3. (See the experimental example described with reference to FIG. 2).
  • the reason why FeO is formed in the examples is that reduction of FeO by part of Fe 2 O 3 proceeds before the reaction between CaO and ZnO ⁇ Fe 2 O 3 is completed. .
  • the reason why ZnO hardly dissolves in the produced FeO in a small amount is that the ZnO and 2CaO ⁇ Fe 2 O 3 in the example are faster than the rate at which ZnO is produced from the ZnO ⁇ Fe 2 O 3 in the comparative example. This is probably because the generated speed is faster.
  • the upper limit value of the zinc content allowed as a steel raw material is 0.1% by weight or less, it is expected to be widely used as a steel raw material. Moreover, it leads to a decrease in operating temperature and a significant reduction in reduction time, and can be expected to expand as an efficient and economical zinc recovery method.
  • JP 2013-159797 A discloses a CaO / SiO 2 weight ratio of 1.5 or more and a CaO source in order to suppress deposit formation.
  • An example is disclosed in which the particle size is adjusted so that the -0.2 mm ratio is 80% by mass or more.
  • the added amount of Ca proposed in these techniques is considerably smaller than that of the present invention.
  • Table 7 shows.
  • the data of “Weltz” is the data described in Non-Patent Document 1 above, and the data of “Shisaka” is “steel smoke ash treatment at the Shisaka Factory” (Journal of MMIJ, Vol. 123 (2007) No. .12, 726-729).
  • the unit of numerical values other than Ca / Fe in Table 7 is “wt%”.
  • the amount of Ca added in the Waelz method is 0.19 to 0.63 in terms of the Ca / Fe ratio, which is clearly lower than that of the present invention.

Landscapes

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

Abstract

【課題】Ｗａｅｌｚ法よりもエネルギー的、経済的に有利な鉄鋼ダストの処理方法、亜鉛の生産方法及び鉄鋼原料の生産方法を提供する。 【解決手段】本発明の一形態に係る鉄鋼ダストの処理方法は、亜鉛を含有する鉄鋼ダストに、上記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数と当量以上のモル数のＣａを含むカルシウム化合物を添加し、上記カルシウム化合物が添加された上記鉄鋼ダストを炉内で加熱還元する。上記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数に対する上記カルシウム化合物中のＣａのモル数の比率は、１．３以上１．５以下に調整される。

Description

鉄鋼ダストの処理方法、亜鉛の生産方法、鉄鋼原料の生産方法、及び鉄鋼原料
　本発明は、例えば、鉄鋼業において発生する電気炉製鋼ダスト等の処理方法、並びにこの方法を用いた亜鉛の生産方法及び鉄鋼原料の生産方法に関する。
　従来、日本における粗鋼生産量の約３割は、電気炉を用いた鉄スクラップの再溶解・精錬によるものであり、鉄スクラップ中に存在する亜鉛メッキ鋼板表面の亜鉛は、溶解中に揮発、再酸化され、酸化亜鉛を含む集塵ダストとして回収されている。日本全体のダスト発生量は、年間約５０～６０万トンにも達しており、自動車用メッキ鋼板スクラップ等の増加により今後とも増加の傾向にある。電気炉製鋼ダスト中には主として鉄と亜鉛の酸化物が含まれており、亜鉛形態としてはＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３、ＺｎＯなどから成り、いかに効率よくＺｎＯとＦｅ２Ｏ３とを分離して、枯渇性希少資源である亜鉛分を回収できるかが重要である。
　現在、電気炉製鋼ダスト処理として国内外ともに採用されている主流の方法は、Ｗａｅｌｚ法である（例えば、特許文献１、非特許文献１参照）。Ｗａｅｌｚ法は、ロータリーキルンを用い、電気炉製鋼ダストに炭材を加え、重油バーナー等で１３００℃程度まで加熱して酸化亜鉛を還元し、一旦亜鉛蒸気として揮発させるものである。生成された亜鉛蒸気は、雰囲気中のＣＯ２、Ｏ２によって再酸化されるため、亜鉛は最終的には粗酸化亜鉛の形で回収され、亜鉛製錬メーカーに供給されている。一方、亜鉛分が抽出された後の残渣は炉外に排出され、一部はクリンカーとして電気炉原料としてリサイクルされるものの、他の大半は路盤材やセメント原料、あるいは埋立て材として処理されている。最近では、電気炉製鋼メーカーやＷａｅｌｚキルン事業者内に保管されるケースが多い。
　Ｗａｅｌｚ法によって亜鉛分が抽出された後の残渣の利用が促進されない大きな理由は、残渣中に含まれる亜鉛の量が多いことによる。電気炉製鋼ダスト中の亜鉛含有量１５．９～３７．４重量％に対して、残渣中の亜鉛含有量は０．２４～６．０重量％に及ぶ（例えば、非特許文献１参照）。残渣中のＦｅ分が多いためセメント原料としての利用は制限されるのは当然である。その他に、炭材由来の硫黄分、スラグ量増加に繋がるＳｉＯ２分も利用制限に繋がるが、Ｆｅ分を多く含む残渣を鉄鋼原料として利用できないのは、主として亜鉛含有量が多いためである。亜鉛は鉄鋼業の高炉で循環するので、鉄鋼原料として許容される亜鉛含有量の上限値を、０．１重量％程度としている。このため、Ｗａｅｌｚ法においては、亜鉛の還元を促進するために、炉内温度上昇、還元時間増加で対処しており、エネルギー的にも、経済的にも課題である。
　残渣中の亜鉛分が多い理由としては、ＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３が還元する過程でＦｅ３Ｏ４、ＦｅＯを経由するが、ＦｅＯ中にＺｎＯが固溶して安定化するため、ＺｎＯの還元が進行せず、残渣中に亜鉛が残留しやすいことが主な原因である（非特許文献２参照）。熱力学的に認められているこの現象を解決する方法は現在無く、残渣の利用拡大は進んでいない。
　上述した問題点を解決するために、本発明者らは、電気炉製鋼ダスト中のＦｅのモル数の２倍以上モル数のＣａＯ分をダストに添加し、空気中で９００℃以上、１０００℃以下で、６０時間以上、１２０時間以下に保持することにより、ダスト中の亜鉛主成分であるＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３を、ＺｎＯと２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３とに変化させ、生成されたＺｎＯと２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３とを、両者の磁気的性質の違いを利用して、高磁場勾配によって磁気分離する方法を提案している（特許文献２参照）。しかしながらこの方法は、磁気分離工程に難があり、実用化には至っていない。
　さらに本発明者らは、電気炉製鋼ダストと、その電気炉製鋼ダスト中のＦｅのモル数と当量以上のモル数のＣａを含むカルシウム化合物とを混合後、非還元性雰囲気中で９６０℃以上、１１００℃以下で１～３時間熱処理して、ＺｎＯと２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３とを得る工程と、ＺｎＯと２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３とに、ＺｎＯのモル数と当量以上のモル数の鉄粉末を混合し圧粉する工程と、得られた圧粉体を減圧容器の内部で加熱して亜鉛蒸気を発生させ、亜鉛蒸気を冷却凝固して固体の亜鉛片を得る工程等を有する亜鉛回収方法を提案している（特許文献３参照）。しかしながらこの方法は、亜鉛回収のために、熱処理後、さらに多くの工程を必要とする点で難があり、工程数の削減が求められる。
特開平９－２６８３３２号公報 特開２００９－３０１２１号公報 国際公開第２０１５／０１６０８６号公報
「Ａｓｓｅｓｓｍｅｎｔ　ｏｆ　ｃｈｅｍｉｃａｌ　ｓｅｎｓｉｔｉｖｉｔｙ　ｏｆ　Ｗａｅｌｚ　ｓｌａｇ」，ＰＥＲＧＡＭＯＮ　Ｗａｓｔｅ　Ｍａｎａｇｅｍｅｎｔ　２０（２０００）１１５－１２４ Ｓ.Ａ.Ｄｅｇｔｅｒｏｖ, Ｅ.Ｊａｋ, Ｐ.Ｃ.Ｈａｙｅｓ,ａｎｄ Ａ.Ｄ.Ｐｅｌｔｏｎ, Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ　Ｓｔｕｄｙ　ｏｆ　Ｐｈａｓｅ　Ｅｑｕｉｂｒｉａ　ａｎｄ　Ｔｈｅｒｍｏｄｙｎａｍｉｃ　Ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ　ｏｆ　ｔｈｅ　Ｆｅ－Ｚｎ－Ｏ　Ｓｙｓｔｅｍ, Ｍｅｔａｌｌ.Ｍａｔｅｒ.Ｔｒａｎｓ.Ｂ,２００１,３２,６４３－６５７
　近年、亜鉛成分を効率よく回収することができる鉄鋼ダストの処理技術が求められている。しかしながら、現在主流のＷａｅｌｚ法は、上述のようにＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３の還元過程で生成されるＦｅＯによって亜鉛成分の効率的な回収が阻害され、このため更なる回収効率の向上を実現することが困難であった。
　以上のような事情に鑑み、本発明の目的は、Ｗａｅｌｚ法よりも効率よく亜鉛成分を回収することができる鉄鋼ダストの処理方法、亜鉛の生産方法及び鉄鋼原料の生産方法を提供することにある。
　上記目的を達成するため、本発明の一形態に係る鉄鋼ダストの処理方法は、亜鉛を含有する鉄鋼ダストに、上記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数と当量以上のモル数のＣａを含むカルシウム化合物を添加し、上記カルシウム化合物が添加された上記鉄鋼ダストを炉内で融液を生成させずに加熱還元する。
　これにより、ＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３の還元過程におけるＦｅＯの生成を抑制して、鉄鋼ダストから効率よく亜鉛を除去することができる。
　上記カルシウム化合物は、生石灰（ＣａＯ）、消石灰（Ｃａ（ＯＨ）２）及び炭酸カルシウム（ＣａＣＯ３）の少なくとも１つとすることができる。
　上記鉄鋼ダストに上記カルシウム化合物を添加する工程では、上記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数に対する上記カルシウム化合物中のＣａのモル数の比率が１．３以上１．５以下に調整されてもよい。
　上記カルシウム化合物が添加された上記鉄鋼ダストを加熱還元する工程では、上記炉内の温度が１２００℃未満に調整されてもよい。
　上記鉄鋼ダストと上記カルシウム化合物を添加する工程では、上記鉄鋼ダストに炭材がさらに添加されてもよい。
　上記カルシウム化合物が添加された上記鉄鋼ダストを加熱還元する工程では、上記炉内に還元ガスが添加されてもよい。
　上記炉は、ロータリーキルン、ロータリーハース又はシャフト炉であってもよい。
　本発明の一形態に係る亜鉛の生産方法は、亜鉛を含有する鉄鋼ダストに、前記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数と当量以上のモル数のＣａを含むカルシウム化合物を添加し、前記カルシウム化合物が添加された前記鉄鋼ダストを炉内で融液を生成させずに加熱還元することで、亜鉛成分を回収する。
　これにより、鉄鋼ダストから効率よく亜鉛を回収し生産することができる。
　本発明の一形態に係る還元鉄の生産方法は、鉄鋼ダストから亜鉛を分離して還元鉄として回収する還元鉄の生産方法であって、亜鉛を含有する鉄鋼ダストに、前記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数と当量以上のモル数のＣａを含むカルシウム化合物を添加し、前記カルシウム化合物が添加された前記鉄鋼ダストを炉内で加熱還元することで、前記鉄鋼ダストから亜鉛を除去する。
　これにより、亜鉛含有量の少ない還元鉄を生産することができる。
　上記鉄鋼ダストの処理方法によれば、Ｗａｅｌｚ法よりも効率的に亜鉛を回収し、あるいは鉄鋼原料を製造することができる。
本発明の一実施形態において説明する一実験装置を示す模式図である。 上記実験装置を用いた反応実験後のサンプルのＸ線回折パターンである。 本発明の一実施形態において説明する他の実験装置を示す模式図である。 上記実験装置を用いた反応実験結果のうち、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３生成に及ぼすＣａ／Ｆｅと加熱時間の関係を示す図である。 上記実験装置を用いた反応実験結果のうち、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３生成に及ぼすＣａ／Ｆｅと加熱温度の関係を示す図である。 本発明の一実施形態において説明する更に他の実験装置を示す模式図である。 上記実験装置を用いた反応実験結果及び比較例の実験結果を示す図である。 図６に示す実験装置を用いた反応実験後の実施例に係るサンプルのＸ線回折パターンである。 図６に示す実験装置を用いた反応実験後の比較例に係るサンプルのＸ線回折パターンである。
　以下、図面を参照しながら、本発明の実施形態を説明する。
　本発明の一実施形態に係る鉄鋼ダスト（電気炉製鋼ダスト）の処理方法、亜鉛の生産方法及び鉄鋼原料の生産方法は、
　亜鉛を含有する鉄鋼ダストに、上記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数と当量以上のモル数のＣａを含むカルシウム化合物を添加する工程と、
　上記カルシウム化合物が添加された上記鉄鋼ダストを炉内で加熱還元する工程と、を有する。
　加熱還元する工程では、上記鉄鋼ダストを溶解させることなく、つまり融液を生成させることなく、鉄鋼ダストを加熱還元する。
　上記各方法において、ダスト中の亜鉛主成分であるジンクフェライト（ＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３）は、所定以上の量のカルシウム化合物の添加により、酸化亜鉛（ＺｎＯ）とダイカルシウムフェライト（２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３）とに変化し、酸化亜鉛（ＺｎＯ）の還元により亜鉛が蒸発する。一方、ＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３から２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３への反応を経ることで、従来主流のＷａｅｌｚ法のようにＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３を直接的に還元する場合と比較して、酸化鉄（ＩＩ）（ＦｅＯ）の生成が阻止され、あるいはＦｅＯの生成が抑制される。その結果、Ｗａｅｌｚ法と比較して、ＦｅＯ中へ固溶するＺｎＯの量が極力少なくなり、亜鉛回収量も向上する。
　したがって本実施形態によれば、Ｗａｅｌｚ法よりも効率よく亜鉛を回収することができるとともに、亜鉛含有量が少ない残渣を回収することができる。
　鉄鋼ダストは、使用済みの鉄鋼製品などからの亜鉛の唯一のリサイクルルートの担い手として機能している。この点、本発明の処理方法によれば、鉄鋼ダストから亜鉛をより多く回収できるため、鉄鋼ダストを亜鉛のリサイクル源として更に有効に活用することが可能となる。
　また、本発明の処理方法によれば、鉄鋼ダストから亜鉛を多く回収することにより、残渣の亜鉛含有量を鉄鋼原料として許容される亜鉛含有量の上限値０．１重量％以下とすることができるため、残渣を鉄鋼原料として利用可能となる。したがって、鉄鋼ダストを、亜鉛のみならず鉄のリサイクル源としても活用できる。
　つまり、高炉で生成された電気炉製鋼ダストに本発明の処理を行って得られる残渣を、鉄鋼原料として高炉投入することができる。したがって、本発明の処理方法を用いることによって、鉄鋼材料の循環利用が可能となり、鉄鋼材料における循環型のマテリアルフローを構築することが可能となる。
　また、本発明の処理方法では上記の工程を経るため、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３の含有量（重量％）がＦｅＯの含有量（重量％）よりも多いという特徴的な組成の残渣が得られる。この残渣を鉄鋼原料として利用する際には、残渣に含まれる２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３の含有量に応じて、高炉に投入するカルシウム化合物の添加量を少なくすることができる。
　表１は、本発明の鉄鋼材料の組成と従来のＷａｅｌｚ法のクリンカーの組成の一例を示している。表１中の数値の単位は「重量％」である。本発明の鉄鋼原料では、亜鉛の含有量が少なく、ＦｅＯが実質的に含まれておらず、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３が含まれている。また、ＣａＯは、ＳｉＯ２やＡｌ２Ｏ３等と化合した状態で存在している。一方、従来のＷａｅｌｚ法のクリンカーでは、亜鉛及びＦｅＯの含有量が多く、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３が実質的に含まれていない。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　従来主流のＷａｅｌｚ法では、Ｃａ分を添加しないか、添加量が少ないため、炭材を用いて還元する場合、ダスト中のＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３、ＺｎＯ、Ｆｅ２Ｏ３は、炭材中のカーボン（Ｃ）と下記の反応を起こす。
　ＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３＋４Ｃ＝Ｚｎ（ｇ）＋２Ｆｅ＋４ＣＯ（ｇ）
　ＺｎＯ＋Ｃ＝Ｚｎ（ｇ）＋ＣＯ（ｇ）
　Ｆｅ２Ｏ３＋３Ｃ＝２Ｆｅ＋３ＣＯ（ｇ）
　Ｗａｅｌｚ法における１２００～１３００℃の温度範囲では、Ｆｅ２Ｏ３の還元反応が速く、Ｆｅが生成する。その結果、このＦｅとＺｎＯが下記の反応を起こし、ＦｅＯが生成する。
　ＺｎＯ＋Ｆｅ＝Ｚｎ（ｇ）＋ＦｅＯ
　このＦｅＯ中に、還元される前のＺｎＯが固溶し、ＺｎＯの還元を阻害する。従って、Ｗａｅｌｚ法では、前述したように残渣中のＺｎが０．２４～６．０重量％含まれることになる。これが原因で、Ｗａｅｌｚ法の残渣を例えば鉄鋼原料として再利用することは難しい。発明者らは、従来のＷａｅｌｚ法の課題を明確にするために、本発明の方法に対する比較例として実験を行った。これに関しては後述する。
［カルシウム化合物の添加工程］
　本実施形態では、ダストに上記所定量のＣａを含むカルシウム化合物を添加することにより、加熱還元工程においてＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３をＺｎＯと２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３とに変化させる。すなわち本実施形態の基本的な考え方は、Ｆｅ２Ｏ３の還元反応によるＦｅＯの生成を抑制するために、ダスト中に存在するＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３とＦｅ２Ｏ３を、全量２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換させるために十分な量のＣａを含むカルシウム化合物を添加することにある。
　本発明者らはまず、当該加熱還元工程における２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３からのＦｅＯの生成の有無を図１に示す自製の実験装置１を用いて確認した。実験装置１は、電気管状炉で構成される。図１において符号２は、炉内に還元ガス（水素とアルゴンの混合ガス）の気流を形成するための石英管、符号４は、炉内にサンプル３をセットするためのアルミナボート、符号５は、炉内温度を検出する熱電対である。なお発熱体の図示は省略している。
　サンプルとして、試薬で合成した２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３と試薬のＺｎＯとをモル比１：１で混合したサンプルを加圧して直径１０ｍｍ、高さ１０～１５ｍｍのブリケットを作製した。続いて、このサンプルを炉内にセットし、水素ガス気流中で６００℃、１時間の還元を行った。
　還元後のサンプルのＸ線回折結果を図２に示す。２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３から直接Ｆｅが生成しており、ＦｅＯを経由しないことが分かる。即ち、Ｗａｅｌｚ法において課題であったＺｎＯが固溶して安定化してしまうＦｅＯが生成することはなく、残渣中の亜鉛が大幅に減少すると期待される。また同時に、亜鉛の回収効率の向上が図れると期待される。
　カルシウム化合物は、上述のようにダスト中に存在するＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３とＦｅ２Ｏ３を全量２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換させるために十分な量のＣａを含む必要がある。一方、混合されるＣａ分は、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３の生成だけに利用されるわけではなく、ダスト中に含有されるＳｉＯ２やＡｌ２Ｏ３等との化合物の生成にも消費される。
　ダスト中のＦｅ分が全量２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換されるのに必要なＦｅ分のモル数に対するＣａ分のモル数の比率を１．０とした場合、ＳｉＯ２及びＡｌ２Ｏ３がゼロならば、理論的にはこの１．０の数値で目的が達成できるはずである。しかし、ＳｉＯ２及びＡｌ２Ｏ３が存在すれば、ＣａＯ・ＳｉＯ２及びＣａＯ・Ａｌ２Ｏ３等の化合物生成のためにＣａ分が余分に必要である。
　表２に代表的な電気炉製鋼ダストの化学組成例を示す。ダスト種類Ａ～Ｅから、ＣａＯ・ＳｉＯ２及びＣａＯ・Ａｌ２Ｏ３の化合物生成のために必要なＣａ分を計算すると、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換するのに必要なＣａ分の比率１．０に対して、０．０５～０．１０余分にＣａ分が必要である。さらに、２ＣａＯ・ＳｉＯ２及び３ＣａＯ・Ａｌ２Ｏ３の化合物生成のために必要なＣａ分の余分は、０．１１～０．２３となる。従って、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換するのに必要なＣａ分の比率は、上述した余分の最大値を加算して１．２３となる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　しかし、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換するのに必要なＣａ分の比率１．０（ＳｉＯ２及びＡｌ２Ｏ３に消費されるＣａ分を加算すると１．２３）の値は、あくまでも化学当量の値であり、ダスト中に混合されたＣａ分とダスト中のＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３とＦｅ２Ｏ３の接触機会等を考慮すると、この値よりさらに大きくなることが予想される。
　そこで本発明者らは、図３に示す実験装置６を用いて、ダスト中のＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３とＦｅ２Ｏ３を、全量２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換させるために必要なＣａを含むカルシウム化合物の添加量について検討した。実験装置６は電気炉で構成される。図３において符号７は、炉内を加熱する発熱体、符号８は、炉内温度を検出する熱電対、符号９は、サンプル１０を収容するアルミナルツボである。
　サンプル１０として、Ｚｎ＝２２．４重量％、Ｆｅ＝２６．５重量％、ＳｉＯ２＝４．７０重量％、Ａｌ２Ｏ３＝２．３６重量％の電気炉製鋼ダストに、試薬のＣａＯを添加し、加圧した直径１０ｍｍ、高さ約１０ｍｍのブリケットを作製した。続いて、このサンプルを炉内にセットし、大気開放の雰囲気で７００～１１００℃、１～７時間の加熱を行い、ダスト中の全亜鉛に対するＺｎＯの比率の変化を測定した。また、ダスト中Ｆｅ分のモル数に対する添加するＣａ分のモル数を１．０～１．４まで変更した。
　加熱後の分析結果を図４及び図５に示す。図４は、加熱温度１０００℃におけるダスト中の全亜鉛に対するＺｎＯの比率と反応時間との関係を示し、図５は、反応時間５時間におけるダスト中の全亜鉛に対するＺｎＯの比率と加熱温度との関係を示している。加熱前におけるサンプル中の全亜鉛に対するＺｎＯの比率は、０．３３７であった。
　なお、ＺｎＯの比率測定方法には３種類の溶解法を用いた。その溶解法は、イオン交換水による浸出、１０ミリリットルの酢酸アンモニウムと５ｇの塩化アンモニウムと２５ミリリットルの水とを混合した溶液による浸出、及びアルカリ溶融法である。イオン交換水はＺｎＣｌ２のみを溶かし，上記溶液はＺｎＯとＺｎＣｌ２を溶かす。そしてアルカリ溶融は全ての亜鉛化合物を溶かすため、これらの溶液による浸出結果を用いることでＺｎＯの濃度を求め、比率に換算した。
　電気炉製鋼ダスト中のＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３が、ＣａＯを添加することにより２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３とＺｎＯに変換される。図４及び図５の縦軸に示すように、所定時間以上あるいは所定温度以上で、ダスト中の全亜鉛に対するＺｎＯの比率がほぼ１．０に近い値で一定となっている。このことは、ＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３が全量２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換されていることを表している。なお、縦軸が１．０にならないのは、ダスト中に亜鉛のその他の形態（例えばＺｎＣｌ２）が含まれているからであると推定される。
　図４によると、１．０時間で反応はほぼ終了している。図５によると、温度が高くなるほど全量２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換されるＣａ分とＦｅ分のモル比（図中Ｃａ／Ｆｅ）が高くなり、１１００℃ではＣａ／Ｆｅ＝１．３以上で全量２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３に変換されることが分かる。
　上述のように、Ｆｅのモル数に対するＣａのモル数の比率（図中Ｃａ／Ｆｅ）を１．３以上とすることで、ダイカルシウムフェライト（２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３）をより効率よく生成することができる。Ｆｅ分に対するＣａ分のモル比の上限は特に限定されないが、あまり多量のＣａ分を添加すると、炉内の装入物量が増加して加熱に要するエネルギーが大となる。このような観点から、Ｆｅ分に対するＣａ分のモル比は、１．５以下であることが好ましく、１．４以下であることが更に好ましい。Ｆｅ分に対するＣａ分のモル比は、勿論この値に限定されることはなく、ダスト中に含まれるＳｉＯ２やＡｌ２Ｏ３の量等に応じて、適宜変更することが可能である。
　上記カルシウム化合物には、例えば、生石灰（ＣａＯ）、消石灰（Ｃａ（ＯＨ）２）、炭酸カルシウム（ＣａＣＯ３）等を単独で、又はこれらを組み合わせて、用いることができる。これらのカルシウム化合物は、比較的入手性に優れるため、コスト的に有利である。
　消石灰は５１７℃で分解してＣａＯを生成し、炭酸カルシウムは８８５℃で分解してＣａＯを生成する。図５に示すように、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３は７００℃では既にかなりの量が生成し、９００℃でほぼ生成を完了するほど反応が速くなるので、Ｃａを含むカルシウム化合物の種類によらない。
　なお図３～図５に示す実験例において加熱雰囲気を大気としたのは、ＺｎＯの還元を阻止してダスト中の全亜鉛に対するＺｎＯの比率を測定するためである。還元加熱下においても上記の各Ｃａ比率におけるＺｎＯ／２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３の生成効率と反応時間及び加熱温度との関係については図４及び図５と同様の結果が得られることが、本発明者らによって確認されている。
［加熱還元工程］
　ダスト中のＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３がＺｎＯと２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３とに分離された後、炉内で加熱還元される。これによりダスト中の亜鉛成分が蒸発する。したがって別途の還元工程を必要とすることなく、亜鉛を回収することができるとともに、亜鉛成分が減少した残渣（鉄鋼原料）を得ることができる。
　カルシウム化合物が添加されたダストを加熱還元する方法は特に限定されず、ダストに炭材がさらに混合されてもよいし、炉内に還元ガスが添加されてもよい。炭材としては、典型的には、石炭、グラファイト、コークス等の炭素質材料が挙げられる。還元ガスとしては、典型的には、水素のほか、メタン、エタン、プロパン等の炭化水素が挙げられる。
　加熱還元炉も特に限定されず、典型的には、ロータリーキルン、ロータリーハースが用いられるが、シャフト炉が用いられてもよい。炉内の圧力は大気圧でもよいし、減圧雰囲気であってもよい。
　還元加熱工程における炉内温度は、１２００℃未満が好ましい。図５に示すように、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３は７００℃では既にかなりの量が生成し、９００℃でほぼ生成を完了する（Ｃａ／Ｆｅが１．３以上の場合）。従って温度が高いほど生成速度は速くなることから高温の方が好ましい。一方、ＣａＯとＦｅ２Ｏ３の間には、１２０５℃で融液を生成する組成があり、この融液を起点として、炉内に付着物が生成される。そこで本実施形態では、炉内に温度分布があることを考慮して、炉内温度を１２００℃未満、好ましくは１１００℃程度に調整する。
　一例として、株式会社豊栄商会製のロータリーキルンに、電気炉製鋼ダストに対してＣａ／Ｆｅ＝１．４となるように消石灰（Ｃａ(ＯＨ)２）を混合し、ブリケット（約１０ｍｍ×３０ｍｍ）状に成形したサンプルを装入した。炉内温度１２３０℃の運転条件で、キルン内レンガ面の温度が最大１１２９℃に達した状態では、運転終了冷却後、キルン内レンガ面に黒色の強固な付着物が生成していた。また、炉内温度１１９５℃の運転条件で、キルン内レンガ面の温度を最大１０９６℃に調整したときは付着物が生成していなかった。
　回収される亜鉛成分は、典型的には金属亜鉛であるが、酸化亜鉛等の亜鉛化合物であってもよい。回収方法は特に限定されず、例えば、炉内又は炉外に設置した低温体（冷却パイプ、冷却パネル等）に、ダストから揮発した亜鉛蒸気を接触、凝縮させる方法が挙げられる。
　本実施形態におけるダストの加熱還元処理は、上述のようにダストを還元性雰囲気で加熱し、あるいは炭材の共存下で加熱することで、ダスト中の酸化亜鉛を還元し、ダストから亜鉛を揮発させる。これにより亜鉛成分の少ない高品位の残渣を得ることができる。また本実施形態によれば、ダストから効率よく亜鉛成分を回収することができる。
　以上のように本実施形態によれば、Ｗａｅｌｚ法で課題であった残渣中の亜鉛を大幅に低減でき、電気炉製鋼ダストの残渣をスクラップと混合せずに鉄鋼原料として再利用することが可能となる、電気炉製鋼ダスト等の亜鉛含有ダストからの亜鉛回収方法を提供することができる。さらに、Ｗａｅｌｚ法で課題であった、炉内温度上昇を抑制でき、かつ還元時間も著しく短縮できるので、エネルギー的、経済的にも効率的な亜鉛回収方法を提供できる。
　以下、本発明の実施例について説明するが、本発明は以下の実施例に限定されない。
　サンプルとして、Ｚｎ＝２２．４重量％、Ｆｅ＝２６．５重量％、ＳｉＯ２＝４．７０重量％、Ａｌ２Ｏ３＝２．３６重量％、塩素＝３．７５重量％の電気炉製鋼ダストに、炭材として黒鉛粉末を添加し、さらに試薬のＣａＯを添加したサンプルを加圧して直径１０ｍｍ、高さ約１０ｍｍのブリケットを作製した。ダスト中Ｆｅ分のモル数に対する添加するＣａ分のモル数の比率を１．４とした。
　続いて上記サンプルを本発明者等が自製した図６に示す実験装置１１を用い、窒素気流中で１１００℃、１５分の加熱を行った。比較例として、ＣａＯを含まない実験も実施した。実施例及び比較例における黒鉛粉末及びＣａＯの配合量を表３に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
　図６に示すように実験装置１１は、内部に炉室を形成する石英管１２と、石英管１２の周囲が配置された発熱体１３と、サンプル１４を支持するアルミナボート１５と、石英管１２の直上位置において炉内にセットされたアルミナボート１５をワイヤーで懸吊支持しつつサンプル１３の重量変化を検出する歪ゲージ１６とを有する。なお符号１７は熱遮蔽板、１８は熱電対、１９は耐火レンガである。
　実験装置内のサンプルの加熱時における重量減少の経時変化を図７に示す。図中、実線は実施例に係るサンプルの重量変化を、破線は比較例に係るサンプルの重量変化を、そして一点鎖線は熱電対１８で測定された炉内温度をそれぞれ示している。
　実施例に係るサンプル（ＣａＯあり）は、比較例（ＣａＯなし）に比べて重量減少速度が速い。これは、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３の生成により分離したＺｎＯが、比較例におけるＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３よりも還元速度が速いためである。このことから本発明は、Ｗａｅｌｚ法よりも低温でかつ短時間でＺｎＯを還元することができるため、エネルギー的にも経済的にも有利であることが確認される。
　また、実験終了後の残渣の亜鉛分を分析した結果を表４に示す。本実施例では０．０７重量％（脱亜鉛率９９．７％）であり、比較例の４．６１重量％（脱亜鉛率８７．８％）と対比すると、顕著な亜鉛残留量の減少が認められ、本発明の優れた効果が実証されている。
　さらに、実験終了後の残渣の塩素の分析結果によると、本発明による実施例では０．０５重量％（脱塩素率９８．８％）であり、比較例の１．６５重量％（脱塩素率７４．１％）と対比すると、顕著な塩素含有量の減少が認められた。つまり本発明によれば、亜鉛だけでなく塩素の除去率も高いことが確認された。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
　さらに、残渣のＦｅ分、Ｃａ分の分析値より、Ｃａのモル数と、電気炉製鋼ダスト中のＦｅのモル数の比率（Ｃａ／Ｆｅ）を計算したところ、表５が得られた。表５におけるＦｅ及びＣａＯの数値の単位は「重量％」である。表５から、本実施例（ＣａＯあり）に係る（Ｃａ／Ｆｅ）の値は、比較例（ＣａＯなし）のそれよりも高いことが分かる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000005
　図８は、実施例における還元後のサンプルのＸ線回折パターンであり、図９は、比較例における還元後のサンプルのＸ線回折パターンである。
　図８に示すように、カルシウム化合物を混合した電気炉製鋼ダストを加熱還元した場合、２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３の生成が優先して起こり、ＦｅＯの生成はわずかであった。このＦｅＯ中にＺｎＯが固溶されていないことは、前述したように、残渣の亜鉛分の分析（０．０７重量％しか含まれていない）で確認されている。
　一方、図９に示すように、カルシウム化合物を混合しない比較例については、検出されたのはＦｅとＦｅＯのみである。ＦｅＯの回折パターンは、他成分の固溶によると思われるピークシフトを示しており、前述した残渣の亜鉛分の分析で確認された４．６１重量％という高い値の亜鉛分は、ＺｎＯとして存在せずＦｅＯ中に固溶していると推定される。
　ここで、実施例（図８）において比較例（図９）よりもＦｅＯの生成量が少ない理由は、ＣａＯとＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３との反応が進む分、ＦｅＯの生成が抑制されるためである考えられる（図２を参照して説明した実験例参照）。
　また、実施例においてＦｅＯが生成する理由は、ＣａＯとＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３との反応の完了前に、一部のＦｅ２Ｏ３によるＦｅＯへの還元が進行するためであると推定される。
　さらに、微量ながらも生成されたＦｅＯにＺｎＯが固溶しにくい理由は、比較例におけるＺｎＯ・Ｆｅ２Ｏ３からＺｎＯが生成される速度よりも、実施例におけるＺｎＯと２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３が生成される速度の方が、速いからであると考えられる。
　以上のように、本実施例によれば、鉄鋼原料として許容される亜鉛含有量の上限値０．１重量％以下となるため、鉄鋼原料としての大幅利用が期待される。また、操業温度の低下、還元時間の著しい短縮にも繋がり、エネルギー的にも、経済的にも効率的な亜鉛回収方法として、拡大することが期待できる。
　また、本発明によって亜鉛とＦｅとを良好に分離できることを確認するための実験を行った。
　株式会社豊栄商会製のロータリーキルンに、電気炉製鋼ダストに対してＣａ／Ｆｅ＝１．４となるように消石灰（Ｃａ(ＯＨ)２）を混合し、ブリケット（約１０ｍｍ×３０ｍｍ）状に成形したサンプルを装入した。キルン内レンガ面の温度が最大１１２０℃に達した状態から６時間後に運転を停止し、冷却後の各物質の分析を行ったところ、表６に示すように、ブリケットは揮発凝縮物とキルン内残渣に分離され、揮発凝縮物に亜鉛が、キルン内残渣にＦｅが濃縮し、亜鉛とＦｅが極めて良好に分離された結果を得た。なお、表６中の数値の単位は「重量％」である。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000006
［参考例］
　なおＷａｅｌｚ法においては、ロータリーキルン内の付着物生成の抑制等を目的として、電気炉製鋼ダストにＣａ分を添加する技術が提案されている。例えば、特公平２－４７５２９号公報には、付着物生成抑制、電気炉製鋼ダスト中のフッ素等のハロゲン分の除去率向上を目的として、ＣａＯ／ＳｉＯ２が重量比で２．５以上とする例（以下、技術１）が開示されており、特開２００３－３４２６４９号公報には、ＺｎＯの還元促進を目的として、ＣａＯ／炭材を質量比で０．０３以上、好ましくは０．１３以上とする例（以下、技術２）が開示されており、さらに特開２０１３－１５９７９７号公報には、付着物生成抑制のため、ＣａＯ／ＳｉＯ２を重量比で１．５以上とし、かつＣａＯ源の粒度を、－０．２ｍｍ比率が８０質量％以上となるように調整する例が開示されている。
　しかしながら、これら技術で提案されているＣａ分の添加量は、本発明に比べてかなり少ない。一例として、上記技術１，２におけるダスト中のＦｅ分、Ｃａ分のデータから、Ｃａのモル数と、電気炉製鋼ダスト中のＦｅのモル数の比率を計算すると表７のとおりとなる。表７において「ウェルツ」のデータは上記非特許文献１に記載のデータであり、「四阪」のデータは、「四阪工場における製鋼煙灰処理」（Ｊｏｕｒｎａｌ　ｏｆ　ＭＭＩＪ，Ｖｏｌ．１２３（２００７）Ｎｏ．１２　７２６－７２９）に記載のデータである。表７におけるＣａ／Ｆｅ以外の数値の単位は「重量％」である。表７に示すように、Ｗａｅｌｚ法におけるＣａ分の添加量は、Ｃａ／Ｆｅの比率で０．１９から０．６３あり、本発明と比較して著しく低い値であることが明らかである。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000007
　１，６，１１…実験装置

Claims (14)

  1. 　亜鉛を含有する鉄鋼ダストに、前記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数と当量以上のモル数のＣａを含むカルシウム化合物を添加し、
    　前記カルシウム化合物が添加された前記鉄鋼ダストを炉内で融液を生成させずに加熱還元する
    　鉄鋼ダストの処理方法。
  2. 　請求項１に記載の鉄鋼ダストの処理方法であって、
    　前記カルシウム化合物は、生石灰（ＣａＯ）、消石灰（Ｃａ（ＯＨ）２）及び炭酸カルシウム（ＣａＣＯ３）の少なくとも１つを含む
    　鉄鋼ダストの処理方法。
  3. 　請求項１又は２に記載の鉄鋼ダストの処理方法であって、
    　前記鉄鋼ダストに前記カルシウム化合物を添加する工程では、前記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数に対する前記カルシウム化合物中のＣａのモル数の比率が１．３以上１．５以下に調整される
    　鉄鋼ダストの処理方法。
  4. 　請求項１～３のいずれか１つに記載の鉄鋼ダストの処理方法であって、
    　前記カルシウム化合物が添加された前記鉄鋼ダストを加熱還元する工程では、前記炉内の温度が１２００℃未満に調整される
    　鉄鋼ダストの処理方法。
  5. 　請求項１～４のいずれか１つに記載の鉄鋼ダストの処理方法であって、
    　前記鉄鋼ダストに前記カルシウム化合物を添加する工程では、前記鉄鋼ダストに炭材がさらに添加される
    　鉄鋼ダストの処理方法。
  6. 　請求項１～４のいずれか１つに記載の鉄鋼ダストの処理方法であって、
    　前記カルシウム化合物が添加された前記鉄鋼ダストを加熱還元する工程では、前記炉内に還元ガスが添加される
    　鉄鋼ダストの処理方法。
  7. 　請求項１～６のいずれか１つに記載の鉄鋼ダストの処理方法であって、
    　前記炉は、ロータリーキルン、ロータリーハース又はシャフト炉である
    　鉄鋼ダストの処理方法。
  8. 　亜鉛を含有する鉄鋼ダストに、前記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数と当量以上のモル数のＣａを含むカルシウム化合物を添加し、
    　前記カルシウム化合物が添加された前記鉄鋼ダストを炉内で融液を生成させずに加熱還元することで、亜鉛成分を回収する
    　亜鉛の生産方法。
  9. 　請求項８に記載の亜鉛の生産方法であって、
    　前記鉄鋼ダストに前記カルシウム化合物を添加する工程では、前記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数に対する前記カルシウム化合物中のＣａのモル数の比率が１．３以上１．５以下に調整される
    　亜鉛の生産方法。
  10. 　請求項８又は９に記載の亜鉛の生産方法であって、
    　前記カルシウム化合物が添加された前記鉄鋼ダストを加熱還元する工程では、前記炉内の温度が１２００℃未満に調整される
    　亜鉛の生産方法。
  11. 　鉄鋼ダストから亜鉛を分離して鉄鋼原料として回収する鉄鋼原料の生産方法であって、
    　亜鉛を含有する鉄鋼ダストに、前記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数と当量以上のモル数のＣａを含むカルシウム化合物を添加し、
    　前記カルシウム化合物が添加された前記鉄鋼ダストを炉内で融液を生成させずに加熱還元することで、前記鉄鋼ダストから亜鉛を除去する
    　鉄鋼原料の生産方法。
  12. 　請求項１１に記載の鉄鋼原料の生産方法であって、
    　前記鉄鋼ダストに前記カルシウム化合物を添加する工程では、前記鉄鋼ダスト中のＦｅのモル数に対する前記カルシウム化合物中のＣａのモル数の比率が１．３以上１．５以下に調整される
    　鉄鋼原料の生産方法。
  13. 　請求項１１又は１２に記載の鉄鋼原料の生産方法であって、
    　前記カルシウム化合物が添加された前記鉄鋼ダストを加熱還元する工程では、前記炉内の温度が１２００℃未満に調整される
    　鉄鋼原料の生産方法。
  14. 　亜鉛の含有量が０．１重量％以下であり、
    　ダイカルシウムフェライト（２ＣａＯ・Ｆｅ２Ｏ３）の含有量（重量％）が多く、酸化鉄（ＩＩ）（ＦｅＯ）の含有量（重量％）が少ない
    　鉄鋼原料。
PCT/JP2017/014868 2016-04-28 2017-04-11 鉄鋼ダストの処理方法、亜鉛の生産方法、鉄鋼原料の生産方法、及び鉄鋼原料 Ceased WO2017187973A1 (ja)

Priority Applications (5)

Application Number Priority Date Filing Date Title
KR1020187033318A KR102380361B1 (ko) 2016-04-28 2017-04-11 철강 더스트의 처리 방법, 아연의 생산 방법, 철강 원료의 생산 방법, 및 철강 원료
EP17789260.1A EP3450580A4 (en) 2016-04-28 2017-04-11 METHOD FOR PROCESSING IRON AND STEEL DUST, ZINC MANUFACTURING METHOD, METHOD FOR PRODUCING AN INITIAL MATERIAL FOR IRON AND STEEL, AND EXTRACT MATERIAL FOR IRON AND STEEL
US16/097,075 US20190106767A1 (en) 2016-04-28 2017-04-11 Method for processing steelmaking dust, method for producing zinc, method for producing iron- and steelmaking raw material, and raw material of iron and steel
CA3022352A CA3022352A1 (en) 2016-04-28 2017-04-11 Method for processing steelmaking dust, method for producing zinc, method for producing iron- and steelmaking raw material, and raw material of iron and steel
TW106114299A TWI647315B (zh) 2016-04-28 2017-04-28 鋼鐵粉塵的處理方法、鋅的生產方法以及鋼鐵原料的生產方法

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2016-090336 2016-04-28
JP2016090336 2016-04-28
JP2016176517A JP6113344B1 (ja) 2016-04-28 2016-09-09 鉄鋼ダストの処理方法、亜鉛の生産方法及び還元鉄の生産方法
JP2016-176517 2016-09-09

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2017187973A1 true WO2017187973A1 (ja) 2017-11-02

Family

ID=58666656

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2017/014868 Ceased WO2017187973A1 (ja) 2016-04-28 2017-04-11 鉄鋼ダストの処理方法、亜鉛の生産方法、鉄鋼原料の生産方法、及び鉄鋼原料

Country Status (7)

Country Link
US (1) US20190106767A1 (ja)
EP (1) EP3450580A4 (ja)
JP (1) JP6113344B1 (ja)
KR (1) KR102380361B1 (ja)
CA (1) CA3022352A1 (ja)
TW (1) TWI647315B (ja)
WO (1) WO2017187973A1 (ja)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2023157826A1 (ja) * 2022-02-15 2023-08-24 株式会社キノテック 亜鉛回収方法
EP4516934A1 (en) * 2023-09-01 2025-03-05 S.A. Lhoist Recherche et Développement Composition for use in a steel making process

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP7261042B2 (ja) * 2019-03-05 2023-04-19 花王株式会社 ペット用排泄物処理材
TWI879197B (zh) * 2023-10-31 2025-04-01 中國鋼鐵股份有限公司 垂直式冶煉系統

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2003027155A (ja) * 2001-07-09 2003-01-29 Topy Ind Ltd 亜鉛濃縮用成形体及び該成形体を使用する製鋼ダスト中の亜鉛の濃縮方法
WO2015016086A1 (ja) * 2013-07-30 2015-02-05 国立大学法人東北大学 電気炉製鋼ダストからの亜鉛回収方法および電気炉製鋼ダストからの亜鉛回収装置

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP3317137B2 (ja) 1996-04-01 2002-08-26 日本鋼管株式会社 製鉄ダストからの酸化亜鉛の回収装置
JP2003342649A (ja) * 2002-05-30 2003-12-03 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 鉄鋼ダスト還元ロータリーキルンの操業方法
JP5137110B2 (ja) 2007-07-27 2013-02-06 国立大学法人東北大学 電気炉ダストからの酸化亜鉛の回収方法

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2003027155A (ja) * 2001-07-09 2003-01-29 Topy Ind Ltd 亜鉛濃縮用成形体及び該成形体を使用する製鋼ダスト中の亜鉛の濃縮方法
WO2015016086A1 (ja) * 2013-07-30 2015-02-05 国立大学法人東北大学 電気炉製鋼ダストからの亜鉛回収方法および電気炉製鋼ダストからの亜鉛回収装置

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
CHAIRAKSA ROMCHAT ET AL.: "New Zinc Recovery Process from EAF Dust by Lime Addition", IRON & STEEL TECHNOLOGY CONFERENCE PROCEEDINGS, vol. 1, 3 May 2010 (2010-05-03), pages 271 - 281, XP008179514 *
See also references of EP3450580A4 *

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2023157826A1 (ja) * 2022-02-15 2023-08-24 株式会社キノテック 亜鉛回収方法
JPWO2023157826A1 (ja) * 2022-02-15 2023-08-24
JP7756379B2 (ja) 2022-02-15 2025-10-20 株式会社キノテック 亜鉛回収方法
EP4516934A1 (en) * 2023-09-01 2025-03-05 S.A. Lhoist Recherche et Développement Composition for use in a steel making process
WO2025046104A1 (en) * 2023-09-01 2025-03-06 S.A. Lhoist Recherche Et Developpement Composition for use in a steel making process

Also Published As

Publication number Publication date
EP3450580A1 (en) 2019-03-06
EP3450580A4 (en) 2019-10-30
TW201802251A (zh) 2018-01-16
US20190106767A1 (en) 2019-04-11
CA3022352A1 (en) 2017-11-02
KR102380361B1 (ko) 2022-03-30
KR20190003577A (ko) 2019-01-09
JP2017201054A (ja) 2017-11-09
JP6113344B1 (ja) 2017-04-12
TWI647315B (zh) 2019-01-11

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP6406675B2 (ja) 電気炉製鋼ダストからの亜鉛回収方法および電気炉製鋼ダストからの亜鉛回収装置
CN100469907C (zh) 含锌电炉粉尘的处理方法
EA011796B1 (ru) Способ и установка для извлечения цветных металлов из отходов производства цинка
JP6113344B1 (ja) 鉄鋼ダストの処理方法、亜鉛の生産方法及び還元鉄の生産方法
US10982300B2 (en) Carbothermic direct reduction of chromite using a catalyst for the production of ferrochrome alloy
Doronin et al. Commercial methods of recycling dust from steelmaking
JP5742360B2 (ja) 鉄鋼ダスト還元焙焼用ロータリーキルンの操業方法
WO2004053173A1 (ja) Ｖ、Ｍｏ、及びＮｉ含有廃棄物からの有価金属の回収方法
JP2010007180A (ja) 高亜鉛含有鉄鉱石を用いた銑鉄製造方法
JP2007521393A (ja) 高温における揮発性金属の機械的分離
JP2004285473A (ja) Ｖ、Ｍｏ、及びＮｉ含有廃棄物からの有価金属の回収方法
Biswal et al. Reduction Behavior of Hematite‐Biowaste Composite Pellets at Melting Temperature
JP2017133045A (ja) マグネシウムの回収方法
JP2009167469A (ja) 含銅ドロスの処理方法
JP5092615B2 (ja) スラグフューミング方法
KR101189183B1 (ko) 석유탈황 폐촉매 중 유가금속 회수방법
JP2006307268A (ja) スラグフューミングにおけるダスト回収方法
JP7476872B2 (ja) 金属の製造方法
Wang et al. Recovery of zinc and iron from basic oxygen steelmaking filter cake: A pathway to cleaner and circular steelmaking
JP5678470B2 (ja) 脱銅スラグの処理方法
Wang A Study on the Recovery of Zinc and Pig Iron from Byproducts after Steelmaking Dust Treatment
JPH05202436A (ja) 製鋼ダストから高品位金属亜鉛を回収する方法
Leuchtenmüller et al. Towards Circular Steelmaking: Hydrogen-Based Valorization of Electric Arc Furnace Dust
JP2025112254A (ja) アルミドロスの処理方法、低ハロゲン化アルミドロスの製造方法、ハロゲン化物の製造方法、アルミニウム溶湯の精錬方法、アルミニウム材料の製造方法、高炉出銑口用マッド材の製造方法および耐火物成型体の製造方法
RU2182184C1 (ru) Способы переработки железосодержащих материалов

Legal Events

Date Code Title Description
ENP Entry into the national phase

Ref document number: 3022352

Country of ref document: CA

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 20187033318

Country of ref document: KR

Kind code of ref document: A

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 17789260

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2017789260

Country of ref document: EP

Effective date: 20181128

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: JP