JP4762420B2

JP4762420B2 - Method of smelting reduction of iron oxide using a rotary kiln

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Publication number: JP4762420B2
Application number: JP2001043694A
Authority: JP
Inventors: 伸一黒豆; 紀条上野; 三郎佐藤; 博幸梶岡
Original assignee: Sumitomo Heavy Industries Ltd
Current assignee: Sumitomo Heavy Industries Ltd
Priority date: 2001-02-20
Filing date: 2001-02-20
Publication date: 2011-08-31
Anticipated expiration: 2021-02-20
Also published as: JP2002241820A

Description

【０００１】
【発明の属する技術分野】
本発明は、酸化鉄から溶鉄を製造するロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法に関する。
【０００２】
【従来の技術】
従来、製鉄所の製銑、製鋼工程等で発生する酸化鉄ダスト中の酸化鉄の還元には、ロータリーキルンを用いた固体還元法が適用され、ロータリーキルンの炉内壁へのリング（ロータリーキルンの炉内壁にリング状に付着したＦｅＯ−Ａｌ₂Ｏ₃−ＳｉＯ₂の溶融付着物）の形成を防止するため、ロータリーキルンの炉内は、炉内雰囲気の温度が１１００℃以下で、しかも還元性の雰囲気となっている。
しかし、上記した方法を適用しても、ロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成を完全に防止することはできず、そのため、ロータリーキルンの炉内壁にリングが形成されるまで一定期間操業を行った後、ロータリーキルンの炉内壁に形成されたリングの除去作業を行っていた。
この除去方法としては、操業を停止して炉を冷却し、ブレーカー等を使用して、形成されたリングを人手によって除去する方法や、クリーニング操業と称する高温でのリング溶解作業を行う方法がとられていた。
このため、ロータリーキルンを連続的に使用できなくなり、大幅に生産能力が低下するという問題や、また炉内を高温にすることで、ロータリーキルンの炉内壁、即ち耐火物が溶損するという問題が生じていた。
また、固体還元法で得られた酸化鉄ダスト（鉄分）は微粉となっており、この微粉を高炉に入れて使用する場合、通気性確保のための焼結鉱原料として焼結工場で使うしかなかった。
更に、この微粉状態の酸化鉄ダスト（鉄分）を転炉に入れて使用する場合、ブリケット化等の造粒処理を行わなければ、吹錬中に再びダストとして飛散するという問題があった。このように、いずれにしても、酸化鉄ダスト中の酸化鉄を還元した後、この鉄分を製鉄工程で使用する場合、事前処理が必要であった。
【０００３】
そこで、リングの形成を伴わず、しかも製造した鉄の後処理を必要としない酸化鉄ダスト等の固体還元方法として、近年開発され数ヶ所で稼動しているロータリーハースファーネス法が適用されている。
このロータリーハースファーネス法は、酸化鉄ダスト等と炭材とを混合した後、この混合物原料をブリケットやペレットにする事前処理を行い、回転炉床で酸化鉄ダスト中の酸化鉄を固体還元して、鉄を製造するという方法である。
しかし、このロータリーハースファーネス法は、熱供給が輻射であることや、層の厚みで生産量が決まること、また固体とガスとの間の反応を利用するため還元速度が遅く生産性が低いこと、更には温度管理が難しく、急激な加熱ではブリケットやペレットが爆裂を起こしたり、高温では回転炉床に対してブリケットやペレットが溶着現象を起こし易い等の問題があった。
そのため、酸化鉄ダスト、低品位の鉄鉱石、コークス等の使用が可能で、生産量の変化にも柔軟に対応可能な方法として、ＤＩＯＳ、Ｈｉｓｍｅｌｔ、Ｒｏｍｅｌｔ等の溶融還元法が開発された。
【０００４】
【発明が解決しようとする課題】
しかしながら、従来の溶融還元法は、還元温度が１６００℃と高いため、耐火物の溶損が激しく、耐火物の寿命が大きな問題となっていた。
本発明はかかる事情に鑑みてなされたもので、従来の溶融還元温度よりも低い温度にロータリーキルンの操業温度を設定し、耐火物の寿命を従来よりも伸ばし、しかもロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成を防止することが可能なロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を提供することを目的とする。
【０００５】
【課題を解決するための手段】
前記目的に沿う第１の発明に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法は、酸化鉄をロータリーキルンの炉内で加熱し還元して溶鉄を得るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法において、酸化鉄と、酸化鉄を還元する炭材と、溶鉄の製造時にロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成を防止する造滓剤とを混合した混合物原料を作製し、混合物原料を炉内雰囲気の温度が１２００℃以上１４５０℃以下に予め加熱されたロータリーキルンの炉内に装入し、混合物原料を８０℃／分以上の昇熱速度で加熱して、炭材により酸化鉄を還元し、溶鉄を得る。ここで、酸化鉄には、例えば製鉄所の製銑、製鋼工程等で発生する酸化鉄ダスト等を使用することが可能である。
このように、炉内雰囲気の温度が１２００℃以上のロータリーキルンの炉内に混合物原料を直接投入し、酸化鉄を還元して溶鉄を製造することで、ロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成の原因となるフェアライトの生成を防止し、炉内壁である耐火物の溶損も低減することが可能となる。
前記目的に沿う第２の発明に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法は、第１の発明に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法において、混合物原料中の炭材の量は、酸化鉄の還元に必要な理論量の２倍以上とし、混合物原料の温度が１２００℃以上となるまで、混合物原料を酸素ガスを用いて直接加熱することにより、ロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成を防止する。
これにより、酸化鉄の還元を十分に行うことが可能となる。また、酸化鉄を急速に、しかも十分に加熱することができるため、ロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成の原因となるフェアライトの生成を、更に確実に防止することができる。
【０００６】
前記目的に沿う第３の発明に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法は、第２の発明に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法において、混合物原料に混合する炭材は１ｍｍ以下の細粒、１ｍｍを超え５ｍｍ以下の中粒、５ｍｍを超え８ｍｍ以下の粗粒からなり、ロータリーキルンの炉内での混合物原料の転動性を確保し、及びロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成を防止するため、粗粒が炭材中に５質量％以上含まれている。
このように、混合物原料中の炭材を調整することで、生成するスラグ中の炭素含有量を２質量％以上２０質量％以下にして、混合物原料中の炭材により酸化鉄の還元を安定的に進行させることが可能となる。これにより、スラグフォーミングを防止することが可能となる。
また、炭材は酸化鉄の表面に接触し易くなるだけでなく、炭材の粗粒が混合物原料の撹拌を行う役目を有し、更に、例えばロータリーキルンの炉内壁に部分的に生成したフェアライトに衝突し、炉内壁に付着したフェアライトを除去して、炉内壁へのリングの形成を防止する役目を有することが可能となる。
前記目的に沿う第４の発明に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法は、第２、第３の発明に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法において、混合物原料の温度が１２００℃に達した後は、酸素ガスが混合物原料に直接接触することを避け、ロータリーキルンの炉内に天然ガス及び／又はコークスの還元剤を供給し、ロータリーキルンの炉内の還元雰囲気を強くすると共に、酸化鉄の還元を促進させる。これにより、酸化鉄の還元を更に十分に行うことが可能となる。
【０００７】
【発明の実施の形態】
続いて、添付した図面を参照しつつ、本発明を具体化した実施の形態につき説明し、本発明の理解に供する。
ここに、図１は本発明の一実施の形態に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用する溶銑の昇熱速度と溶銑生成温度及びリングの形成範囲の関係を示す説明図、図２は同ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用したロータリーキルン方式の溶融還元設備の説明図、図３は同ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用した溶融還元設備の操業可能範囲に及ぼす温度とスラグ中の酸化鉄含有量との関係を示す説明図、図４は同ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用した他のロータリーキルン方式の溶融還元設備の説明図、図５は本発明の実施例に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用した溶鉄製造時の材料バランスの説明図である。
【０００８】
図２に示すように、本発明の一実施の形態に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用したロータリーキルン方式溶融還元設備１０は、酸化鉄の一例である鉄鉱石、炭材の一例であるコークス、造滓剤を主体とする混合物原料が連続的に投入され還元反応が進行する内面が耐火物で内張りされたロータリーキルン１１と、鉄鉱石、コークス、及び造滓剤をそれぞれ貯蔵する定量排出機能を備えたホッパー１２、１３、１４と、各ホッパー１２、１３、１４からそれぞれ連絡管１５、１６、１７を経由して供給される所定量の鉄鉱石とコークスと造滓剤を混合して混合物原料を調整する混合物調整装置１８と、調整された混合物原料をロータリーキルン１１に輸送する輸送管１９と、ロータリーキルン１１の入口２０側に設けられた加熱装置の一例である重油・酸素バーナー２１と、コークス燃焼用の酸素を供給するためにロータリーキルン１１の入口２０側に設けられた酸素供給ランス２２とを有している。なお、ロータリーキルン１１の出口２３側には、溶融したスラグとコークスとの混合物２４と、溶鉄２５の流出を防止するための堰２６が形成され、更にロータリーキルン１１の出口２３の外側には、混合物原料を加熱処理したときに発生し、炉外に排出される排ガス中の未燃分を再燃焼させるための二次燃焼室２７が設けられている。以下、詳しく説明する。
【０００９】
混合物原料中の鉄鉱石が加熱され、コークスによる還元が進行するロータリーキルン１１は、混合物調整装置１８から輸送管１９を経由して混合物原料が直接投入されるロータリーキルン１１の入口２０側から出口２３側に向けて下方に傾斜しており、図示しない回転装置により一定の回転速度、例えば毎分０．１〜０．５回転で回転する。
これにより、ロータリーキルン１１に直接装入（投入）された混合物原料は、ロータリーキルン１１の回転に伴い転動しながら入口２０側から出口２３側に徐々に進行する。その際、ロータリーキルン１１の入口２０側に設けられた重油・酸素バーナー２１によって混合物原料は加熱され、更にロータリーキルン１１の入口２０側に設けられた酸素供給ランス２２から供給された酸素ガスにより混合物原料中の一部のコークスが燃焼する。このとき発生した燃焼熱や、ロータリーキルン１１の内張り用耐火物の輻射熱も加わり、混合物原料中の鉄鉱石は加熱される。
【００１０】
続いて、本発明の一実施の形態に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を、前記したロータリーキルン方式溶融還元設備１０を用いて説明する。
本発明の一実施の形態に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法は、鉄鉱石をロータリーキルン１１の炉内２８で加熱し還元して溶鉄２５を得る方法であり、鉄鉱石と、鉄鉱石中の酸化鉄成分（例えば、ＦｅＯ等）を還元するコークスと、溶鉄２５の製造時にロータリーキルン１１の炉内壁２９へのリングの形成を防止する造滓剤とを主体とする混合物原料を製造（作製）し、混合物原料を炉内雰囲気の温度が１２００℃以上であるロータリーキルン１１の炉内２８に装入し、コークスにより鉄鉱石中の酸化鉄成分を還元し、溶鉄２５を得る方法である。なお、混合物原料中のコークスの量は、鉄鉱石中の酸化鉄の還元に必要な理論量の２倍以上とし、混合物原料の温度が１２００℃以上となるまで、混合物原料を酸素ガスを用いて直接加熱することにより、ロータリーキルン１１の炉内壁２９へのリングの形成を防止する。以下、詳しく説明する。
【００１１】
まず、重油・酸素バーナー２１を用いて、ロータリーキルン１１の炉内雰囲気の温度が１２００℃以上となるまで予め加熱しておき、鉄鉱石貯蔵用のホッパー１２、コークス貯蔵用のホッパー１３、造滓剤貯蔵用のホッパー１４から連絡管１５、１６、１７をそれぞれ経由して、鉄鉱石、コークス、及び造滓剤を所定量ずつ混合物調整装置１８に搬送する。混合物調整装置１８に搬送された鉄鉱石、コークス、及び造滓剤は、混合物調整装置１８で混合され混合物原料となり、混合物調整装置１８を用いて、この混合物原料をロータリーキルン１１の入口２０側から炉内２８に装入する。
混合物原料をロータリーキルン１１の炉内２８に装入した後は、混合物原料がロータリーキルン１１の炉内壁２９の耐火物に付着してリングを形成しないように、混合物原料を重油・酸素バーナー２１で加熱すると共に、酸素供給ランス２２から供給された酸素ガスで混合物原料中のコークスの一部を燃焼させ、混合物原料の温度が１２００℃以上となるように急速に加熱する。
【００１２】
ここで、鉄鉱石は、例えば破砕機等を用いて所定の寸法範囲内（例えば０．１〜１０ｍｍ程度）に破砕することが好ましい。
また、コークスは、１ｍｍ以下の細粒、１ｍｍを超え５ｍｍ以下の中粒、５ｍｍを超え８ｍｍ以下の粗粒を主体としたものであり、このコークスには、ロータリーキルン１１の炉内２８での混合物原料の転動性を確保し、更にロータリーキルン１１の炉内壁２９へのリングの形成を防止するため、粗粒がコークス中に５質量％以上含まれている。
なお、コークス中に含まれる粗粒の割合の上限については特に限定していないが、ロータリーキルン１１の炉内２８での混合物原料の転動性を確保し、ロータリーキルン１１の炉内壁２９へのリングの形成を防止することが可能であれば、混合物原料の状態（例えば、水分の有無、大きさ等）に応じて、粗粒がコークス中に例えば５質量％以上９０質量％以下、更には５質量％以上８０質量％以下と限定することも可能である。
【００１３】
造滓剤の添加量は、生成したスラグの排滓作業が、１２００℃以上の温度で可能となるように、鉄鉱石の定量分析によって得られたＡｌ₂Ｏ₃、ＣａＯ、ＭｇＯ、ＳｉＯ₂の各含有量から、鉄鉱石中の酸化鉄成分の還元が終了した場合における最終スラグの組成を計算し決定する。
このとき、最終スラグ中のＭｇＯとＡｌ₂Ｏ₃の和がＭｇＯ＋Ａｌ₂Ｏ₃＜２３質量％、ＣａＯとＳｉＯ₂がＣａＯ／ＳｉＯ₂＜１．７の条件を満足するか否かを確認し、満足しない場合、造滓剤としてＡｌ₂Ｏ₃、ＣａＯ、ＭｇＯ、ＳｉＯ₂の各成分の不足分を添加することが好ましい。
【００１４】
また、混合物原料中のコークスの量は、鉄鉱石中の酸化鉄成分の還元に必要な理論量の２倍以上とした。しかし、より確実に還元反応を促進させるため、コークスの量を鉄鉱石中の酸化鉄成分の還元に必要な理論量の２．２倍以上、更には２．５倍以上とすることが好ましい。
一方、コークスの量の上限については特に限定していないが、例えばロータリーキルン１１の炉内２８での混合物原料の転動性確保、溶鉄の生産量、コークスの使用量による経済性等を考慮に入れ、コークスの量を鉄鉱石中の酸化鉄成分の還元に必要な理論量の例えば５倍以下、更には４倍以下とすることが好ましい。
【００１５】
そして、図１に示すように、混合物原料を１２００℃以上に加熱する昇熱速度（加熱速度）は、リングの形成の原因となるフェアライトを生成させないため、少なくとも８０℃／分以上にすることが好ましい。
ここでは、溶鉄の一種である溶銑について記載しており、図１中の斜線部はリングの形成範囲、点線部はスラグの溶融開始温度（１１６０℃程度）、曲線部は昇熱速度に対するリングの形成を防止可能な溶銑の作製温度（溶銑生成温度）の一例を示している。
一方、混合物原料の加熱速度の上限は特に限定する必要はないが、混合物原料の熱伝導率、加熱する混合物原料の量等を考慮に入れれば、現実的には２００℃／分以下程度となる。
なお、リングの形成の原因となるフェアライトを生成させないため、混合物原料を１２００℃以上に加熱する加熱速度を少なくとも８０℃／分以上としたが、より好ましくは少なくとも１００℃／分以上、更には少なくとも１２０℃／分以上とすることが好ましい。
【００１６】
更に、図３に示すように、ロータリーキルン１１の炉内雰囲気の温度を１２００℃以上としたのは、混合物原料の温度が１２００℃近くなると、還元反応が進むに伴って生成するスラグにおいて、スラグ中に含有される酸化鉄（ＦｅＯ）を低減（３質量％程度以下）でき、操業可能なスラグの液相比率を維持することが可能となり、しかも、限られた時間の範囲内で高い（例えば９５％以上）還元率を達成することができるためである。なお、操業可能範囲とはスラグの液相比率が高く、排滓作業が可能となる範囲をいう。
即ち、炉内雰囲気の温度が１２００℃未満の場合、スラグ中に含有される酸化鉄が増大し、混合物原料中にフェアライトが生成し易くなり、限られた時間の範囲内で還元率を高く（例えば９５％以上）することは困難であり効率的でない。
一方、ロータリーキルン１１の炉内雰囲気の温度の上限については特に限定していないが、１４５０℃以下とすることが好ましい。これは、１４５０℃を超えるとスラグとコークスとの混合物２４が完全に溶融し、ロータリーキルン１１の炉内壁２９である耐火物中にスラグが容易に侵入し、耐火物の溶損が顕著になりはじめることに起因する。
従って、ロータリーキルン１１の炉内雰囲気の温度を１２００〜１４５０℃とすることが好ましいが、限られた時間の範囲内で高い還元率を得ることができ、しかも耐火物の溶損を低減させるため、１２３０〜１４２０℃、更には１２５０〜１４００℃とすることが好ましい。
【００１７】
上記した条件で、ロータリーキルン１１の炉内２８に装入された混合物原料を加熱する。このとき、ロータリーキルン１１には、入口２０側から出口２３側へ傾斜がついているので、ロータリーキルン１１の回転により、炉内２８に装入された混合物原料は、入口２０側から出口２３側への移動中にコークスの燃焼、重油・酸素バーナー２１による加熱、及びロータリーキルン１１の炉内壁２９である耐火物からの輻射によって加熱され、鉄鉱石の一部において還元が始まる。なお、このときの反応速度は遅い。
【００１８】
しかし、混合物原料の温度が１２５０℃を超えると反応速度は速くなり、混合物原料は溶融液化して、混合されたコークスによって急速に還元されはじめる。このとき、混合物原料中の鉄鉱石は、混合物原料中に存在するコークスと結びついて融点の低い溶鉄となり、混合物原料は、スラグとコークスの混合物２４と、溶鉄２５とに分離され、比重差によりスラグとコークスの混合物２４は、溶鉄２５の上に残る。
更に、スラグとコークスの混合物２４及び溶鉄２５が加熱され、１４００℃まで温度が上昇することで、還元物中のＦｅＯは著しく減少する（図３参照）。
なお、混合物原料に付着した水分等は、ロータリーキルン１１の炉内が１１００℃以上となっているため蒸発し、排ガスとして二次燃焼室２７に送られる。
【００１９】
なお、混合物原料の温度が１２００℃に達した後は、酸素ガスが混合物原料に直接接触することを避け、ロータリーキルン１１の炉内に天然ガス及び／又はコークスの還元剤を供給し、ロータリーキルン１１の炉内の還元雰囲気を強くすると共に、鉄鉱石中の酸化鉄成分の還元を促進させる。
このようにして、ロータリーキルン１１の炉内２８に装入された混合物原料は、ロータリーキルン１１の入口２０側から出口２３側へ移動しながら、加熱、還元され、ロータリーキルン１１の出口２３側付近では、１４００℃のスラグとコークスの混合物２４と、溶鉄２５とになる。ここで、ロータリーキルン１１の出口２３側には堰２６が設けてあるので、スラグとコークスの混合物２４と、溶鉄２５とは、堰２６をオーバーフローして、ロータリーキルン１１の炉外に連続的に排出される。なお、ロータリーキルン１１は回転しているため、スラグとコークスの混合物２４と、溶鉄２５の密度、粘性等の違いにより、スラグとコークスの混合物２４と、溶鉄２５とは堰２６をオーバーフローする位置が異なってくる。従って、堰２６の高さを変化させることで、スラグとコークスの混合物２４と、溶鉄２５とを容易に分離し、ロータリーキルン１１の炉外に排出することが可能となる。なお、このスラグとコークスの混合物２４と、溶鉄２５は、ロータリーキルン１１の出口２３から排出された後、二次燃焼室２７の下側を通って回収される。
上記したように、ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用することで、容易に溶鉄２５を製造でき、安定した操業を行うことが可能となる。
【００２０】
次に、本発明の一実施の形態に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用した他のロータリーキルン方式溶融還元設備３０について説明する。
なお、ロータリーキルン方式溶融還元設備１０と同一の部材には同一の番号を付し、説明を省略する。
図４に示すように、このロータリーキルン方式溶融還元設備３０は、重油・酸素バーナー２１をロータリーキルン１１の出口２３側に設置したものである。
また、ロータリーキルン１１の入口２０側には、混合物原料を加熱処理したときに発生し、炉外に排出される排ガス中の未燃分を再燃焼させるための二次燃焼室３１が設けられている。
従って、混合物原料を加熱処理することで得られたスラグとコークスの混合物２４と、溶鉄２５は、ロータリーキルン１１の出口２３側に形成された排出管３２を通って排出され回収される。
上記のように構成することで、混合物原料の流れと、重油・酸素バーナー２１による熱の流れが対向するため、より効率良く鉄鉱石から溶鉄２５を製造することが可能となる。
【００２１】
【実施例】
本発明に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用し、試験を行った結果について説明する。
図５に示すように、前記したロータリーキルン方式溶融還元設備１０を使用して、表１に記載される組成を有する酸化鉄の一例である酸化鉄含有物１０００ｋｇとコークス５４９．３ｋｇと造滓剤１５２ｋｇとを混合物調整装置１８を用いて混合物原料とした後、炉内雰囲気の温度が１２００℃以上に加熱されたロータリーキルン１１の炉内２８に、混合物原料を輸送管１９を介して直接投入し、溶鉄２５を作製した。
なお、コークスの量は、酸化鉄含有物中の酸化鉄成分を還元するために必要な理論量の２．５倍である。
作製した溶鉄２５の組成、及び副産物として得られたスラグの組成を表２、表３にそれぞれ示す。
【００２２】
【表１】

【００２３】
【表２】

【００２４】
【表３】

【００２５】
酸化鉄含有物をロータリーキルン１１を用いて処理することで、酸化鉄含有物中に含まれていた９６５．１ｋｇの酸化鉄（Ｆｅ₂Ｏ₃）成分を、溶鉄中に鉄（Ｆｅ）として回収することができた。なお、このとき生成したスラグ中には、９．６ｋｇの酸化鉄成分が含まれいたが、これはスラグの質量に対して５．６５質量％程度であった。
また、このとき、ロータリーキルン１１の炉内壁２９へのリングの形成は認められなかった。
このように、ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用することで、酸化鉄含有物中の酸化鉄成分を容易に還元でき、更にロータリーキルン１１の炉内壁２９へのリングの形成も防止することが可能となった。
【００２６】
以上、本発明を、実施の形態を参照して説明してきたが、本発明は何ら上記した実施の形態に記載の構成に限定されるものではなく、特許請求の範囲に記載されている事項の範囲内で考えられるその他の実施の形態や変形例も含むものである。
例えば、前記実施の形態においては、混合物原料の加熱を重油・酸素バーナーと酸素ガスを用いて行った場合について示したが、重油バーナー、酸素バーナー及び酸素ガスにより混合物原料の加熱を行い、更に、還元反応の促進及び伝熱効率の向上のため、スラグとコークスの混合物と、溶鉄との撹拌用に酸素ガスの吹込みを採用することも可能である。
また、加熱方式として電気エネルギーによるアーク加熱を採用することも可能であり、スラグとコークスの混合物と、溶鉄との撹拌には、アルゴンガス、窒素ガス等の他のガスを吹込むことも可能である。
【００２７】
そして、前記実施の形態においては、酸化鉄として鉄鉱石を使用した場合について示したが、他の酸化鉄として、例えば粉鉱石や塊鉱石、更に製鉄所の各種製造設備で多量に発生する酸化鉄ダスト等を使用することも可能である。
更に、前記実施の形態においては、炭材としてコークスを使用した場合について示したが、他の炭材、例えば廃プラスチック等の炭素含有物を使用することも可能である。
なお、副産物として得られるスラグを路盤材として利用する場合、炉内壁である耐火物の表面に半溶融状態のスラグをコーティングするため、ＭｇＯ、ＣａＯ等の造滓剤を混合物原料中に添加し、耐火物と造滓剤との相互拡散を防止して、スラグの成分を調整することも可能である。
【００２８】
【発明の効果】
請求項１〜４記載のロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法においては、炉内雰囲気の温度が１２００℃以上のロータリーキルンの炉内に混合物原料を直接投入し、酸化鉄を還元して溶鉄を製造することで、ロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成の原因となるフェアライトの生成を防止し、炉内壁である耐火物の溶損も低減することが可能となる。
このため、従来使用されてきたロータリーキルンを使用して、酸化鉄から溶鉄を製造することが可能となるため、生産性が高く経済性が良好となる。
また、ロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成を防止することが可能となるため、リングの除去作業等を行う必要がなくなり、作業性が良好で、しかも溶鉄の生産性も向上させることが可能となる。
従って、処理する酸化鉄の種類の制約が少なく、鉄が低品位の酸化鉄ダストの使用も可能で、しかも事前処理もほとんど必要ないロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を提供することが可能となる。
なお、酸化鉄の含水量が多い場合でも、酸化鉄のロータリーキルンへの供給速度を低下させるか、又は炭材の混合量を多くし酸素ガスで混合物原料を加熱することにより操業可能となる。
更に、設備費用が安いことから、山元で発生する粉鉱石を用いてこれを還元し、溶鉄として輸出する場合の設備や、２０〜３０万ｔ／年規模のミニミル用の鉄原製造設備としての利用も可能である。
特に、請求項２記載のロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法においては、酸化鉄の還元を十分に行うことが可能となる。
また、酸化鉄を急速に、しかも十分に加熱することができるため、ロータリーキルンの炉内壁へのリングの形成の原因となるフェアライトの生成を、更に確実に防止することができる。
従って、リングの除去作業等を行う必要が更になくなるので、作業性が良好となり、しかも溶鉄の生産性も向上させることが可能となる。
【００２９】
請求項３記載のロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法においては、混合物原料中の炭材を調整することで、生成するスラグ中の炭素含有量を２質量％以上２０質量％以下にして、混合物原料中の炭材により酸化鉄の還元を安定的に進行させることが可能となる。
これにより、飽和量の炭素を含有する溶鉄の一種である溶銑を安定的に存在させることができ、混合物原料への伝熱効率、酸化鉄の還元速度を高くすることが可能となる。
また、炭材は酸化鉄の表面に接触し易くなるだけでなく、炭材の粗粒が混合物原料の撹拌を行う役目を有し、更に、例えばロータリーキルンの炉内壁に部分的に生成したフェアライトに衝突し、炉内壁に付着したフェアライトを除去して、炉内壁へのリングの形成を防止する役目を有することが可能となる。
従って、作業性が良好なロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を提供することが可能となる。
請求項４記載のロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法においては、酸化鉄の還元を更に十分に行うことが可能となる。
従って、酸化鉄を確実に還元できるため、容易に溶鉄を作製することが可能となる。
【図面の簡単な説明】
【図１】本発明の一実施の形態に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用する溶銑の昇熱速度と溶銑生成温度及びリングの形成範囲の関係を示す説明図である。
【図２】同ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用したロータリーキルン方式の溶融還元設備の説明図である。
【図３】同ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用した溶融還元設備の操業可能範囲に及ぼす温度とスラグ中の酸化鉄含有量との関係を示す説明図である。
【図４】同ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用した他のロータリーキルン方式の溶融還元設備の説明図である。
【図５】本発明の実施例に係るロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法を適用した溶鉄製造時の材料バランスの説明図である。
【符号の説明】
１０：ロータリーキルン方式溶融還元設備、１１：ロータリーキルン、１２：ホッパー、１３：ホッパー、１４：ホッパー、１５：連絡管、１６：連絡管、１７：連絡管、１８：混合物調整装置、１９：輸送管、２０：入口、２１：重油・酸素バーナー、２２：酸素供給ランス、２３：出口、２４：スラグとコークスの混合物、２５：溶鉄、２６：堰、２７：二次燃焼室、２８：炉内、２９：炉内壁、３０：ロータリーキルン方式溶融還元設備、３１：二次燃焼室、３２：排出管[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention relates to a method for melting and reducing iron oxide using a rotary kiln for producing molten iron from iron oxide.
[0002]
[Prior art]
Conventionally, a solid reduction method using a rotary kiln has been applied to the reduction of iron oxide in iron oxide dust generated in steelmaking, steelmaking processes, etc., and a ring to the inner wall of the rotary kiln (on the inner wall of the rotary kiln) FeO-Al attached in a ring shape ₂ O _Three -SiO ₂ In the rotary kiln furnace, the temperature of the furnace atmosphere is 1100 ° C. or less and a reducing atmosphere.
However, even if the above-described method is applied, the ring formation on the inner wall of the rotary kiln cannot be completely prevented. Therefore, after the operation is performed for a certain period until the ring is formed on the inner wall of the rotary kiln. The ring formed on the inner wall of the rotary kiln furnace was being removed.
As this removal method, the operation is stopped, the furnace is cooled, a breaker or the like is used to manually remove the formed ring, and a high temperature ring melting operation called a cleaning operation is performed. It was done.
For this reason, the rotary kiln cannot be used continuously, and there is a problem that the production capacity is greatly reduced, and the furnace inner wall of the rotary kiln, that is, a refractory material is melted by raising the temperature in the furnace. .
In addition, iron oxide dust (iron content) obtained by the solid reduction method is fine powder. When this fine powder is used in a blast furnace, it must be used in a sintering plant as a raw material for sintered ore to ensure air permeability. There wasn't.
Furthermore, when using this finely divided iron oxide dust (iron content) in a converter, there is a problem that it is again scattered as dust during blowing unless a granulation treatment such as briquetting is performed. Thus, in any case, after reducing the iron oxide in the iron oxide dust, when this iron content is used in the iron making process, a pretreatment is required.
[0003]
Therefore, a rotary hearth furnace method developed in recent years and operating in several places has been applied as a solid reduction method for iron oxide dust and the like that does not involve ring formation and does not require post-treatment of manufactured iron.
In this rotary hearth furnace method, iron oxide dust and the like are mixed with carbonaceous material, and then the mixture raw material is pretreated into briquettes and pellets, and the iron oxide in the iron oxide dust is solid-reduced in the rotary hearth. It is a method of manufacturing iron.
However, in this rotary hearth furnace method, the heat supply is radiation, the amount of production is determined by the thickness of the layer, and the reduction rate is slow and the productivity is low because of the reaction between the solid and the gas. Furthermore, temperature control is difficult, and there are problems such as briquettes and pellets exploding when heated rapidly, and briquettes and pellets are likely to be welded to the rotary hearth at high temperatures.
Therefore, smelting reduction methods such as DIOS, Hismelt, and Romelt have been developed as methods that can use iron oxide dust, low-grade iron ore, coke, and the like and can flexibly cope with changes in production volume.
[0004]
[Problems to be solved by the invention]
However, in the conventional smelting reduction method, since the reduction temperature is as high as 1600 ° C., the refractory melts severely, and the life of the refractory is a big problem.
The present invention has been made in view of such circumstances. The operating temperature of the rotary kiln is set to a temperature lower than the conventional smelting reduction temperature, and the life of the refractory is increased as compared with the conventional one. An object of the present invention is to provide a method for melting and reducing iron oxide using a rotary kiln capable of preventing formation.
[0005]
[Means for Solving the Problems]
The method for smelting and reducing iron oxide using the rotary kiln according to the first aspect of the present invention is a method for smelting and reducing iron oxide using a rotary kiln that obtains molten iron by heating and reducing iron oxide in a rotary kiln furnace. A mixture raw material is prepared by mixing iron oxide, a carbonaceous material that reduces iron oxide, and a slagging agent that prevents the formation of a ring on the inner wall of the rotary kiln during the production of molten iron. Is over 1200 ℃ 1450 ° C or less In a rotary kiln furnace preheated in The mixture raw material is heated at a heating rate of 80 ° C./min or more, Iron oxide is reduced with carbon material to obtain molten iron. Here, as the iron oxide, it is possible to use, for example, iron oxide dust generated in ironmaking, steelmaking processes, and the like.
In this way, the raw material of the mixture is directly charged into the furnace of a rotary kiln having a furnace atmosphere temperature of 1200 ° C. or more, and iron oxide is reduced to produce molten iron, which causes the formation of a ring on the furnace inner wall of the rotary kiln. It is possible to prevent the formation of fairylight and to reduce the refractory damage of the furnace inner wall.
The iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to the second invention in accordance with the above object is the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to the first invention, wherein the amount of the carbonaceous material in the mixture raw material is: Forming a ring on the inner wall of the rotary kiln furnace by directly heating the mixture raw material with oxygen gas until the temperature of the mixture raw material reaches 1200 ° C. or higher, and at least twice the theoretical amount required for the reduction of iron oxide To prevent.
Thereby, iron oxide can be sufficiently reduced. Moreover, since iron oxide can be heated rapidly and sufficiently, it is possible to more reliably prevent the formation of fairylite that causes the formation of a ring on the inner wall of the rotary kiln.
[0006]
The iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to the third invention according to the above object is the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to the second invention, wherein the carbonaceous material mixed with the mixture raw material is 1 mm or less. Of fine particles, medium particles exceeding 1 mm and coarse particles less than 5 mm and coarse particles exceeding 5 mm and less than 8 mm, ensuring the rolling property of the mixture raw material in the rotary kiln furnace, and forming the ring on the inner wall of the rotary kiln In order to prevent this, coarse particles are contained in the carbon material in an amount of 5% by mass or more.
In this way, by adjusting the carbonaceous material in the mixture raw material, the carbon content in the slag to be generated is 2% by mass or more and 20% by mass or less, and iron oxide is stably reduced by the carbonaceous material in the mixture raw material. It is possible to proceed to. This makes it possible to prevent slag forming.
In addition, the carbonaceous material not only easily comes into contact with the surface of the iron oxide, but also the coarse particles of the carbonaceous material serve to agitate the mixture raw material, and further, for example, fairylite produced partially on the inner wall of the rotary kiln furnace. The fair light adhering to the inner wall of the furnace is removed, and the ring can be prevented from forming on the inner wall of the furnace.
The iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to the fourth invention according to the above object is the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to the second and third inventions, wherein the temperature of the mixture raw material is 1200 ° C. After reaching the above, oxygen gas is prevented from coming into direct contact with the raw material of the mixture, natural gas and / or coke reducing agent is supplied into the rotary kiln furnace, and the reducing atmosphere in the rotary kiln furnace is strengthened and oxidized. Promotes the reduction of iron. Thereby, iron oxide can be more sufficiently reduced.
[0007]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Next, embodiments of the present invention will be described with reference to the accompanying drawings for understanding of the present invention.
FIG. 1 is an explanatory view showing the relationship between the hot metal heating rate, the hot metal production temperature, and the ring formation range, to which the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to the embodiment of the present invention is applied. 2 is an explanatory diagram of a rotary kiln type smelting reduction equipment to which the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln is applied, and FIG. 3 is an operable range of the smelting reduction equipment to which the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln is applied. FIG. 4 is an explanatory diagram showing another rotary kiln type smelting reduction equipment to which the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln is applied, FIG. These are explanatory drawings of the material balance at the time of molten iron manufacture which applied the melting reduction method of the iron oxide using the rotary kiln which concerns on the Example of this invention.
[0008]
As shown in FIG. 2, the rotary kiln type smelting reduction equipment 10 to which the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to the embodiment of the present invention is applied is an example of iron ore and an example of a carbonaceous material. Quantitatively storing the rotary kiln 11 in which the inner surface of the coke and the coagulant mainly composed of coke and the coagulant are continuously added and the reduction reaction proceeds and the inner surface is refractory and iron ore, coke and the coagulant Mixing a predetermined amount of iron ore, coke, and slagging agent supplied from the

hoppers

12, 13, 14 having a discharging function and the connecting

pipes

15, 16, 17 from the

hoppers

12, 13, 14 respectively. Provided on the inlet 20 side of the rotary kiln 11, the mixture adjusting device 18 for adjusting the mixture raw material, the transport pipe 19 for transporting the adjusted mixture raw material to the rotary kiln 11. A heavy oil-oxygen burners 21 a which is an example of a heating device, and a oxygen supply lances 22 provided on the inlet 20 side of the rotary kiln 11 to provide oxygen for coke combustion. In addition, a mixture 24 of molten slag and coke and a weir 26 for preventing the molten iron 25 from flowing out are formed on the outlet 23 side of the rotary kiln 11, and further, a mixture raw material is provided outside the outlet 23 of the rotary kiln 11. A secondary combustion chamber 27 is provided for recombusting unburned components in the exhaust gas that is generated when the gas is heated and discharged outside the furnace. This will be described in detail below.
[0009]
The rotary kiln 11 in which the iron ore in the mixture raw material is heated and reduction by coke proceeds from the inlet 20 side to the outlet 23 side of the rotary kiln 11 into which the mixture raw material is directly charged via the transport pipe 19 from the mixture adjusting device 18. It is inclined downward and is rotated at a constant rotational speed, for example, 0.1 to 0.5 rotations per minute by a rotating device (not shown).
Thereby, the mixture raw material directly charged (input) into the rotary kiln 11 gradually proceeds from the inlet 20 side to the outlet 23 side while rolling as the rotary kiln 11 rotates. At that time, the mixture raw material is heated by the heavy oil / oxygen burner 21 provided on the inlet 20 side of the rotary kiln 11, and further in the mixture raw material by the oxygen gas supplied from the oxygen supply lance 22 provided on the inlet 20 side of the rotary kiln 11. Some coke burns. The combustion heat generated at this time and the radiant heat of the refractory for lining the rotary kiln 11 are also applied, and the iron ore in the mixture raw material is heated.
[0010]
Next, an iron oxide smelting reduction method using a rotary kiln according to an embodiment of the present invention will be described using the rotary kiln type smelting reduction equipment 10 described above.
The iron oxide smelting reduction method using a rotary kiln according to an embodiment of the present invention is a method in which iron ore is heated and reduced in a furnace 28 of the rotary kiln 11 to obtain molten iron 25. Iron ore and iron ore Manufacture (preparation) of mixed raw materials mainly composed of coke for reducing iron oxide components (for example, FeO, etc.) therein and a slagging agent that prevents the formation of a ring on the furnace inner wall 29 of the rotary kiln 11 when the molten iron 25 is manufactured. ), And the mixture raw material is charged into the furnace 28 of the rotary kiln 11 having a furnace atmosphere temperature of 1200 ° C. or more, and the iron oxide component in the iron ore is reduced by coke to obtain the molten iron 25. The amount of coke in the mixture raw material is at least twice the theoretical amount necessary for the reduction of iron oxide in the iron ore, and the mixture raw material is used oxygen gas until the temperature of the mixture raw material reaches 1200 ° C. or higher. By directly heating, formation of a ring on the furnace inner wall 29 of the rotary kiln 11 is prevented. This will be described in detail below.
[0011]
First, using a heavy oil / oxygen burner 21, the rotary kiln 11 is preheated until the temperature in the furnace atmosphere reaches 1200 ° C. or higher, and a hopper 12 for storing iron ore, a hopper 13 for storing coke, and a slagging agent. Iron ore, coke, and a fouling agent are conveyed from the storage hopper 14 through the connecting

pipes

15, 16, and 17 to the mixture adjusting device 18 by a predetermined amount. The iron ore, coke, and coking agent conveyed to the mixture adjusting device 18 are mixed by the mixture adjusting device 18 to become a mixture raw material, and the mixture raw material is supplied from the inlet 20 side of the rotary kiln 11 to the furnace using the mixture adjusting device 18. The inside 28 is charged.
After charging the mixture raw material into the furnace 28 of the rotary kiln 11, the mixture raw material is heated by the heavy oil / oxygen burner 21 so that the mixture raw material does not adhere to the refractory on the furnace inner wall 29 of the rotary kiln 11 and form a ring. At the same time, a part of the coke in the mixture raw material is combusted with the oxygen gas supplied from the oxygen supply lance 22 and rapidly heated so that the temperature of the mixture raw material becomes 1200 ° C. or higher.
[0012]
Here, it is preferable to crush the iron ore within a predetermined size range (for example, about 0.1 to 10 mm) using, for example, a crusher.
The coke is mainly composed of fine particles of 1 mm or less, medium particles of more than 1 mm and less than 5 mm, and coarse particles of more than 5 mm and less than 8 mm. The coke is a mixture in the furnace 28 of the rotary kiln 11. In order to ensure the rolling property of the raw material and to prevent the formation of a ring on the furnace inner wall 29 of the rotary kiln 11, coarse particles are contained in the coke in an amount of 5% by mass or more.
The upper limit of the ratio of the coarse particles contained in the coke is not particularly limited. However, the rolling of the mixture raw material in the furnace 28 of the rotary kiln 11 is ensured, and the ring to the furnace inner wall 29 of the rotary kiln 11 is secured. If it is possible to prevent the formation, the coarse particles in the coke are, for example, 5% by mass or more and 90% by mass or less, further 5% by mass, depending on the state of the mixture raw material (for example, presence or absence of moisture, size, etc.) % To 80% by mass or less is also possible.
[0013]
The amount of the slagging agent added is the Al obtained by quantitative analysis of iron ore so that the generated slag can be discharged at a temperature of 1200 ° C or higher. ₂ O _Three , CaO, MgO, SiO ₂ From the content of each, the composition of the final slag when the reduction of the iron oxide component in the iron ore is completed is determined.
At this time, MgO and Al in the final slag ₂ O _Three Is the sum of MgO + Al ₂ O _Three <23% by mass, CaO and SiO ₂ Is CaO / SiO ₂ <Check whether the condition of 1.7 is satisfied, and if not satisfied, ₂ O _Three , CaO, MgO, SiO ₂ It is preferable to add a deficiency of each component.
[0014]
Further, the amount of coke in the mixture raw material was set to be twice or more the theoretical amount necessary for the reduction of the iron oxide component in the iron ore. However, in order to promote the reduction reaction more reliably, the amount of coke is preferably 2.2 times or more, more preferably 2.5 times or more of the theoretical amount required for the reduction of the iron oxide component in the iron ore.
On the other hand, the upper limit of the amount of coke is not particularly limited. However, for example, taking into account, for example, ensuring the rolling property of the mixture raw material in the furnace 28 of the rotary kiln 11, the production amount of molten iron, and the economics due to the amount of coke used. The amount of coke is preferably, for example, 5 times or less, more preferably 4 times or less the theoretical amount necessary for the reduction of the iron oxide component in the iron ore.
[0015]
As shown in FIG. 1, the heating rate (heating rate) for heating the mixture raw material to 1200 ° C. or higher is set to at least 80 ° C./min or higher so as not to generate fairylite that causes ring formation. Is preferred.
Here, hot metal, which is a type of molten iron, is described. The hatched portion in FIG. 1 is the ring formation range, the dotted portion is the melting start temperature of the slag (about 1160 ° C.), and the curved portion is the temperature of the ring relative to the heating rate. An example of hot metal production temperature (hot metal generation temperature) capable of preventing formation is shown.
On the other hand, the upper limit of the heating rate of the mixture raw material need not be particularly limited. However, if the thermal conductivity of the mixture raw material, the amount of the mixture raw material to be heated, etc. are taken into consideration, the upper limit of the heating rate of the mixture raw material is practically about 200 ° C./min. .
In addition, in order not to generate fairylite that causes ring formation, the heating rate for heating the mixture raw material to 1200 ° C. or higher is set to at least 80 ° C./min or more, more preferably at least 100 ° C./min or more, It is preferably at least 120 ° C./min.
[0016]
Further, as shown in FIG. 3, the temperature of the atmosphere in the furnace of the rotary kiln 11 is set to 1200 ° C. or more because in the slag generated as the reduction reaction proceeds when the temperature of the mixture raw material is close to 1200 ° C. The amount of iron oxide (FeO) contained in the slag can be reduced (about 3% by mass or less), the liquid phase ratio of the slag that can be operated can be maintained, and is high within a limited time range (for example, 95 This is because a reduction rate can be achieved. The operable range refers to a range where the liquid phase ratio of the slag is high and the waste work can be performed.
In other words, when the temperature in the furnace atmosphere is less than 1200 ° C., iron oxide contained in the slag increases, facilitating formation of fairylite in the mixture raw material, and a high reduction rate within a limited time range. (For example, 95% or more) is difficult and inefficient.
On the other hand, the upper limit of the temperature in the furnace atmosphere of the rotary kiln 11 is not particularly limited, but is preferably 1450 ° C. or lower. This is because when the temperature exceeds 1450 ° C., the mixture 24 of slag and coke is completely melted, and the slag easily penetrates into the refractory that is the furnace inner wall 29 of the rotary kiln 11, and the refractory begins to melt significantly. Due to that.
Therefore, it is preferable to set the temperature of the atmosphere in the furnace of the rotary kiln 11 to 1200 to 1450 ° C. However, in order to obtain a high reduction rate within a limited time range, and to reduce the refractory melting loss, It is preferable to set it as 1230-1420 degreeC, Furthermore, it is 1250-1400 degreeC.
[0017]
Under the above-described conditions, the mixture raw material charged in the furnace 28 of the rotary kiln 11 is heated. At this time, since the rotary kiln 11 is inclined from the inlet 20 side to the outlet 23 side, the mixture raw material charged into the furnace 28 by the rotation of the rotary kiln 11 moves from the inlet 20 side to the outlet 23 side. It is heated by the combustion of coke, the heating by the heavy oil / oxygen burner 21 and the radiation from the refractory which is the furnace inner wall 29 of the rotary kiln 11, and the reduction starts in a part of the iron ore. In addition, the reaction rate at this time is slow.
[0018]
However, when the temperature of the mixture raw material exceeds 1250 ° C., the reaction rate increases, and the mixture raw material is melted and liquefied, and begins to be rapidly reduced by the mixed coke. At this time, the iron ore in the mixture raw material is combined with the coke present in the mixture raw material to form a molten iron having a low melting point, and the mixture raw material is separated into a mixture 24 of slag and coke and a molten iron 25, and slag is produced by the difference in specific gravity. The coke mixture 24 remains on the molten iron 25.
Further, the mixture 24 of slag and coke and the molten iron 25 are heated and the temperature rises to 1400 ° C., so that FeO in the reduced product is remarkably reduced (see FIG. 3).
In addition, since the water | moisture content adhering to the mixture raw material is 1100 degreeC or more in the furnace of the rotary kiln 11, it evaporates and is sent to the secondary combustion chamber 27 as waste gas.
[0019]
After the temperature of the mixture raw material reaches 1200 ° C., oxygen gas is prevented from coming into direct contact with the mixture raw material, and natural gas and / or coke reducing agent is supplied into the furnace of the rotary kiln 11. Strengthens the reducing atmosphere in the furnace and promotes the reduction of iron oxide components in the iron ore.
Thus, the mixture raw material charged into the furnace 28 of the rotary kiln 11 is heated and reduced while moving from the inlet 20 side of the rotary kiln 11 to the outlet 23 side. A mixture 24 of molten slag and coke at 25 ° C. and molten iron 25 are obtained. Here, since the weir 26 is provided on the outlet 23 side of the rotary kiln 11, the mixture 24 of slag and coke and the molten iron 25 overflow the weir 26 and are continuously discharged out of the rotary kiln 11. The Since the rotary kiln 11 is rotating, the slag / coke mixture 24 and the molten iron 25 differ in the position where the weir 26 overflows due to differences in the density and viscosity of the slag / coke mixture 24 and the molten iron 25. Come. Therefore, by changing the height of the weir 26, the mixture 24 of slag and coke and the molten iron 25 can be easily separated and discharged out of the rotary kiln 11 furnace. The slag / coke mixture 24 and the molten iron 25 are discharged from the outlet 23 of the rotary kiln 11 and then recovered through the lower side of the secondary combustion chamber 27.
As described above, by applying the iron oxide smelting reduction method using a rotary kiln, the molten iron 25 can be easily manufactured and stable operation can be performed.
[0020]
Next, another rotary kiln type smelting reduction facility 30 to which the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to one embodiment of the present invention is applied will be described.
In addition, the same number is attached | subjected to the member same as the rotary kiln system smelting reduction equipment 10, and description is abbreviate | omitted.
As shown in FIG. 4, the rotary kiln-type smelting reduction facility 30 has a heavy oil / oxygen burner 21 installed on the outlet 23 side of the rotary kiln 11.
In addition, a secondary combustion chamber 31 is provided on the inlet 20 side of the rotary kiln 11 for recombusting unburned components in the exhaust gas that is generated when the mixture raw material is heated and discharged outside the furnace. .
Therefore, the mixture 24 of slag and coke obtained by heat-processing the mixture raw material and the molten iron 25 are discharged and collected through the discharge pipe 32 formed on the outlet 23 side of the rotary kiln 11.
By comprising as mentioned above, since the flow of a mixture raw material and the heat flow by heavy oil and the oxygen burner 21 oppose, it becomes possible to manufacture the molten iron 25 from an iron ore more efficiently.
[0021]
【Example】
The result of having applied and tested the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln according to the present invention will be described.
As shown in FIG. 5, using the rotary kiln type smelting reduction equipment 10 described above, 1000 kg of iron oxide-containing material, which is an example of iron oxide having the composition described in Table 1, 549.3 kg of coke, and 152 kg of a faux additive. And the mixture raw material is directly put into the furnace 28 of the rotary kiln 11 heated to 1200 ° C. or higher through the transport pipe 19 and the molten iron is supplied. 25 was produced.
The amount of coke is 2.5 times the theoretical amount required to reduce the iron oxide component in the iron oxide-containing material.
The composition of the prepared molten iron 25 and the composition of the slag obtained as a by-product are shown in Table 2 and Table 3, respectively.
[0022]
[Table 1]

[0023]
[Table 2]

[0024]
[Table 3]

[0025]
By treating the iron oxide-containing material with the rotary kiln 11, 965.1 kg of iron oxide (Fe ₂ O _Three ) Component could be recovered in the molten iron as iron (Fe). In addition, although 9.6 kg of iron oxide components were contained in the slag produced | generated at this time, this was about 5.65 mass% with respect to the mass of slag.
At this time, formation of a ring on the furnace inner wall 29 of the rotary kiln 11 was not recognized.
In this way, by applying the iron oxide melt reduction method using the rotary kiln, the iron oxide component in the iron oxide-containing material can be easily reduced, and the formation of a ring on the furnace inner wall 29 of the rotary kiln 11 is also prevented. It became possible.
[0026]
As described above, the present invention has been described with reference to the embodiment. However, the present invention is not limited to the configuration described in the above embodiment, and the matters described in the scope of claims. Other embodiments and modifications conceivable within the scope are also included.
For example, in the above-described embodiment, the case where the mixture raw material is heated using a heavy oil / oxygen burner and oxygen gas is shown, but the mixture raw material is heated using a heavy oil burner, an oxygen burner and oxygen gas, In order to promote the reduction reaction and improve the heat transfer efficiency, it is also possible to employ oxygen gas blowing for stirring the mixture of slag and coke and molten iron.
It is also possible to employ arc heating by electric energy as a heating method, and other gases such as argon gas and nitrogen gas can be blown into the mixture of slag and coke and molten iron. is there.
[0027]
And in the said embodiment, although it showed about the case where an iron ore was used as an iron oxide, as other iron oxides, for example, a fine ore, a lump ore, and the iron oxide which generate | occur | produces abundantly in various manufacturing facilities of a steel mill It is also possible to use dust or the like.
Furthermore, although the case where coke was used as a carbon material was shown in the said embodiment, other carbon materials, for example, carbon containing materials, such as a waste plastic, can also be used.
In addition, when using the slag obtained as a by-product as a roadbed material, in order to coat the slag in a semi-molten state on the surface of the refractory that is the furnace inner wall, an additive such as MgO or CaO is added to the mixture raw material, It is also possible to adjust the components of the slag by preventing mutual diffusion between the refractory and the slagging agent.
[0028]
【The invention's effect】
In the method for melting and reducing iron oxide using the rotary kiln according to claims 1 to 4, the mixture raw material is directly charged into a rotary kiln furnace having a furnace atmosphere temperature of 1200 ° C or higher, and the iron oxide is reduced to obtain molten iron. By producing, it is possible to prevent the formation of fair light that causes the formation of a ring on the inner wall of the rotary kiln, and to reduce the refractory damage of the refractory that is the inner wall of the furnace.
For this reason, since it becomes possible to manufacture molten iron from iron oxide using the rotary kiln conventionally used, productivity is high and economical efficiency becomes favorable.
In addition, since it is possible to prevent the formation of a ring on the inner wall of the rotary kiln, there is no need to perform ring removal work, etc., workability is good, and molten iron productivity can be improved. Become.
Therefore, it is possible to provide a method for smelting and reducing iron oxide using a rotary kiln that has few restrictions on the type of iron oxide to be treated, can use low-grade iron oxide dust, and requires little pretreatment. It becomes.
Even when the iron oxide has a high water content, it can be operated by reducing the supply rate of the iron oxide to the rotary kiln, or by increasing the mixing amount of the carbonaceous material and heating the mixture raw material with oxygen gas.
Furthermore, since the equipment cost is low, it is reduced as powder ore generated at the foot of the mountain and exported as molten iron, or as an iron production facility for minimills of 20 to 300,000 t / year Use is also possible.
In particular, in the iron oxide melt reduction method using the rotary kiln according to claim 2, the iron oxide can be sufficiently reduced.
Moreover, since iron oxide can be heated rapidly and sufficiently, it is possible to more reliably prevent the formation of fairylite that causes the formation of a ring on the inner wall of the rotary kiln.
Accordingly, since it is not necessary to perform a ring removal operation or the like, the workability is improved and the productivity of molten iron can be improved.
[0029]
In the iron oxide melt reduction method using the rotary kiln according to claim 3, by adjusting the carbonaceous material in the mixture raw material, the carbon content in the slag to be generated is 2 mass% or more and 20 mass% or less, The reduction of iron oxide can be stably advanced by the carbonaceous material in the mixture raw material.
Thereby, the hot metal which is a kind of molten iron containing a saturated amount of carbon can be stably present, and the heat transfer efficiency to the mixture raw material and the reduction rate of iron oxide can be increased.
In addition, the carbonaceous material not only easily comes into contact with the surface of the iron oxide, but also the coarse particles of the carbonaceous material serve to agitate the mixture raw material, and further, for example, fairylite produced partially on the inner wall of the rotary kiln furnace. The fair light adhering to the inner wall of the furnace is removed, and the ring can be prevented from forming on the inner wall of the furnace.
Therefore, it is possible to provide a method for melting and reducing iron oxide using a rotary kiln with good workability.
In the iron oxide melt reduction method using the rotary kiln according to claim 4, the iron oxide can be more sufficiently reduced.
Therefore, since iron oxide can be reliably reduced, molten iron can be easily produced.
[Brief description of the drawings]
BRIEF DESCRIPTION OF DRAWINGS FIG. 1 is an explanatory diagram showing a relationship between a hot metal heating rate, a hot metal production temperature, and a ring formation range to which an iron oxide smelting reduction method using a rotary kiln according to an embodiment of the present invention is applied.
FIG. 2 is an explanatory diagram of a rotary kiln type smelting reduction facility to which the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln is applied.
FIG. 3 is an explanatory diagram showing the relationship between the temperature and the iron oxide content in the slag, which affects the operable range of the smelting reduction facility to which the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln is applied.
FIG. 4 is an explanatory diagram of another rotary kiln type smelting reduction facility to which the iron oxide smelting reduction method using the rotary kiln is applied.
FIG. 5 is an explanatory diagram of a material balance at the time of manufacturing molten iron to which an iron oxide smelting reduction method using a rotary kiln according to an embodiment of the present invention is applied.
[Explanation of symbols]
10: rotary kiln type smelting reduction equipment, 11: rotary kiln, 12: hopper, 13: hopper, 14: hopper, 15: communication pipe, 16: communication pipe, 17: communication pipe, 18: mixture adjusting device, 19: transport pipe, 20: Inlet, 21: Heavy oil / oxygen burner, 22: Oxygen supply lance, 23: Outlet, 24: Mixture of slag and coke, 25: Molten iron, 26: Weir, 27: Secondary combustion chamber, 28: In-furnace, 29 : Inner wall of furnace, 30: rotary kiln type smelting reduction equipment, 31: secondary combustion chamber, 32: discharge pipe

Claims

In the iron oxide smelting reduction method using a rotary kiln that obtains molten iron by heating and reducing iron oxide in a rotary kiln furnace,
A mixture raw material is prepared by mixing the iron oxide, a carbonaceous material that reduces the iron oxide, and a slagging agent that prevents formation of a ring on the inner wall of the rotary kiln during the production of the molten iron. The temperature of the furnace atmosphere is charged into the furnace of the rotary kiln that has been preheated to 1200 ° C. or higher and 1450 ° C. or lower , and the mixture raw material is heated at a heating rate of 80 ° C./min or higher. A method for melting and reducing iron oxide using a rotary kiln, wherein iron oxide is reduced to obtain the molten iron.

The method for melt reduction of iron oxide using a rotary kiln according to claim 1, wherein the amount of the carbonaceous material in the mixture raw material is at least twice the theoretical amount necessary for the reduction of the iron oxide, and the temperature of the mixture raw material Smelting reduction of iron oxide using a rotary kiln characterized in that formation of a ring on the inner wall of the rotary kiln is prevented by directly heating the mixture raw material using oxygen gas until the temperature reaches 1200 ° C. or higher Method.

3. The method for melt reduction of iron oxide using a rotary kiln according to claim 2, wherein the carbonaceous material mixed with the mixture raw material is 1 mm or less fine grain, 1 mm to 5 mm medium grain, 5 mm to 8 mm coarse grain In order to ensure the rollability of the mixture raw material in the rotary kiln furnace and prevent the formation of rings on the furnace inner wall of the rotary kiln, the coarse particles are 5% by mass or more in the carbonaceous material. A method for smelting reduction of iron oxide using a rotary kiln characterized by being contained.

4. The method of melt reduction of iron oxide using a rotary kiln according to claim 2 or 3, wherein after the temperature of the mixture raw material reaches 1200 ° C., the oxygen gas is prevented from coming into direct contact with the mixture raw material, A reductant of natural gas and / or coke is supplied into the furnace of the furnace to strengthen the reducing atmosphere in the furnace of the rotary kiln and promote the reduction of the iron oxide. Melting reduction method.