WO2023054588A1 - 製鉄方法 - Google Patents

製鉄方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2023054588A1
WO2023054588A1 PCT/JP2022/036451 JP2022036451W WO2023054588A1 WO 2023054588 A1 WO2023054588 A1 WO 2023054588A1 JP 2022036451 W JP2022036451 W JP 2022036451W WO 2023054588 A1 WO2023054588 A1 WO 2023054588A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
iron
goethite
mass
rich portion
rich
Prior art date
Application number
PCT/JP2022/036451
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
守利 水谷
Original Assignee
日本製鉄株式会社
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 日本製鉄株式会社 filed Critical 日本製鉄株式会社
Priority to JP2023551849A priority Critical patent/JPWO2023054588A1/ja
Priority to AU2022356833A priority patent/AU2022356833A1/en
Priority to KR1020247009492A priority patent/KR20240055010A/ko
Priority to CN202280064864.2A priority patent/CN118019864A/zh
Priority to CA3231868A priority patent/CA3231868A1/en
Publication of WO2023054588A1 publication Critical patent/WO2023054588A1/ja

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/001Injecting additional fuel or reducing agents
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00Making pig-iron in the blast furnace
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52Manufacture of steel in electric furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/16Sintering; Agglomerating
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/001Injecting additional fuel or reducing agents
    • C21B2005/005Selection or treatment of the reducing gases

Definitions

  • the present invention relates to an iron manufacturing method.
  • This application claims priority based on Japanese Patent Application No. 2021-159551 filed in Japan on September 29, 2021, the content of which is incorporated herein.
  • the direct reduction ironmaking method is known as one of the ironmaking methods for obtaining iron from raw materials containing iron oxide (reducing iron oxide).
  • the direct reduction ironmaking process has continued to develop against the background of the low construction cost of the plant for this process, the ease of operation, and the ability to operate in a small-scale plant.
  • various improvements have been made to effectively utilize the reducing gas in the furnace.
  • Typical examples include HYBRIT and MIDREX+ H2 , which utilize hydrogen obtained by electrolysis of water in a shaft furnace type direct reduction ironmaking process.
  • DRI Direct Reduction Iron
  • DRI Direct Reduction Iron
  • the energy consumption rate during electric furnace operation increases, Cost increases (for example, Non-Patent Document 1).
  • blast furnaces use unreduced iron ore, sintered ore, and pellets with a high gangue content. Units do not increase. Rather, replacing iron ore, sintered ore, and pellets with DRI reduces the energy consumption rate (for example, Non-Patent Document 2).
  • DR pellets with a low gangue amount are used in the direct reduction ironmaking process.
  • DR pellets are manufactured from iron ore (concentrate) that has been enriched by magnetic or gravity beneficiation, but DR pellets are produced only from raw ore with good gangue separability produced in specific areas. of concentrate cannot be produced.
  • Australian iron ore is not beneficiated because it is difficult to separate the gangue, resulting in a large amount of gangue. Furthermore, in recent years, not only iron ore produced in Australia, but also iron ore raw materials have deteriorated in quality. Along with this, the amount of iron ore gangue is increasing, and it is estimated that the production of DR pellets will become increasingly difficult in the future. Iron ore of inferior quality, including Australian iron ore, contains a large amount of water of crystallization.
  • the present invention has been made in view of the above problems, and an object of the present invention is to provide a new and improved iron ore raw material capable of efficiently agglomerating and reducing iron ore raw materials of inferior quality. It is to provide a method of making iron.
  • the gist of the present invention is as follows.
  • high-crystal-water iron ore having an ignition loss of 3 to 12 mass% is beneficiated into a goethite-rich portion having an ignition loss of at least 4 mass% and an iron content of 55 mass% or more.
  • a first agglomeration treatment step in which the goethite-rich portion is agglomerated into first fired pellets in a pellet firing furnace; C. or higher and directly reduced using a reducing gas containing 60% by volume or more of hydrogen.
  • the first fired pellets may be directly reduced to a metallization rate of 60% to 95%.
  • Aspect 3 of the present invention is the iron manufacturing method of aspect 1 or 2, wherein in the ore dressing step, a hematite-rich portion having an ignition loss of less than 4% by mass and an iron content of 55% by mass or more is further beneficiated, It may further comprise a second agglomeration treatment step of agglomerating the part into second fired pellets in a pellet firing furnace.
  • Aspect 4 of the present invention is the steelmaking method of aspect 3, wherein the second fired pellets are directly reduced in a shaft furnace using a reducing gas containing 60% by volume or more of hydrogen to obtain a metallization rate of 90% or more. You may further have a 2nd reduction process set as direct reduced iron.
  • Aspect 5 of the present invention is the iron manufacturing method according to any one of Aspects 1 to 4, further comprising a washing treatment step of removing tailings from the high-crystalline water iron ore before the mineral beneficiation treatment step.
  • the numerical range shown using “-" includes the numerical value of both ends of "-".
  • the percentage (%) of each component such as iron ore in the table means % by mass with respect to the total mass of iron ore and the like.
  • the iron content is measured according to JIS M 8212: 2005 iron ore-total iron determination method.
  • loss of ignition (LOI) is regarded as the content of water of crystallization. Loss on ignition (LOI) is defined as the mass reduction rate when iron ore is held at 1000° C. for 60 minutes.
  • the agglomeration method and reduction method according to the present embodiment are iron manufacturing methods that utilize iron ore containing a large amount of water of crystallization, for example, goethite-containing iron ore from Australia, which has abundant reserves.
  • an iron ore raw material is separated into a goethite-rich portion mainly composed of goethite by beneficiation.
  • the beneficiation process it may be separated into a hematite-rich portion mainly composed of hematite, a goethite-rich portion mainly composed of goethite, and a gangue-rich portion mainly composed of gangue.
  • the hematite-rich portion is a portion having an LOI of less than 4% by mass and an iron content of 55% by mass or more
  • the goethite-rich portion is a portion having an LOI of 4% by mass or more and an iron content of 55% by mass or more
  • a rich portion is a portion having an iron content of less than 55% by mass.
  • the hematite-rich portion is a portion of the high crystalline water iron ore that is mainly composed of hematite, and refers to a portion of the high crystalline water iron ore having an LOI of less than 4% by mass and an iron content of 55% by mass or more.
  • the portion mainly composed of hematite refers to a portion having a hematite content of 50% by mass or more with respect to the total mass of the portion.
  • the goethite-rich portion is a portion of the high crystalline water iron ore that is mainly composed of goethite, and refers to a portion of the high crystalline water iron ore having an LOI of 4% by mass or more and an iron content of 55% by mass or more.
  • the part mainly composed of goethite means that the content of goethite is 50% by mass or more with respect to the total mass of the part.
  • the gangue-rich portion is a portion of the high crystalline water iron ore in which gangue is the main constituent, and refers to a portion of the high crystalline water iron ore having an iron content of less than 55% by mass.
  • a part mainly composed of gangue means that the content of gangue is 50% by mass or more with respect to the total mass of the part.
  • high-crystal-water iron ore containing a large amount of crystal water (here, LOI is regarded as its content) by EDS (energy dispersive X-ray spectroscopy) was analyzed, identification of mineral phases, composition of each phase, etc. were analyzed.
  • high crystal water iron ore refers to iron ore containing 3 to 12% by mass of water of crystallization. That is, in the present specification, the ignition loss of the high crystalline water iron ore is 3 to 12% by mass.
  • the high crystalline water iron ore contains a hematite-rich part mainly composed of hematite, a goethite-rich part mainly composed of goethite, and a gangue-rich part mainly composed of gangue. was present in goethite-rich and gangue-rich areas.
  • the inventor of the present invention came up with the following idea. That is, the high-crystal-water iron ore is subjected to beneficiation treatment by specific gravity, and the divided portion is determined to be any of the hematite-rich portion, the goethite-rich portion, and the gangue-rich portion, and the hematite-rich portion and the goethite-rich portion are determined. are separately agglomerated and reduced by suitable methods.
  • the hematite-rich portion contains a large amount of iron, by agglomerating it into fired pellets and directly reducing it in a shaft furnace to make reduced iron, it can be used as a raw material for electric furnaces with the same quality as conventional DR pellets.
  • the goethite-rich part has a relatively low iron content, so it is converted to semi-reduced iron and used as raw material for blast furnaces.
  • the high crystalline water iron ore can be efficiently produced.
  • the sintered pellets derived from the goethite-rich part are inferior to the conventional sintered pellets derived from hematite and magnetite in terms of strength and reduction pulverization due to the detachment of water of crystallization.
  • the goethite-rich portion may be used as a raw material for sintered ore. This also avoids the aforementioned problems associated with using pellets made from goethite-rich sections in shaft furnaces.
  • the iron ore (iron ore raw material) to be treated in the present embodiment is the above-described high-crystalline water iron ore.
  • High crystal water iron ore contains 3 to 12% by mass of water of crystallization.
  • the mass % of water of crystallization is measured as loss on ignition (LOI).
  • LOI loss on ignition
  • High crystalline water iron ores often contain 55-67 mass % iron.
  • An example of a high crystalline water iron ore is the Australian iron ore Brockmannite having the components shown in Table 1.
  • the grain size of the high crystalline water iron ore is not particularly limited.
  • a raw material of high crystalline water iron ore mined from a vein is first coarsely crushed.
  • the lump ore for blast furnace is extracted, it is pulverized to a particle size of 50 mm or less, and the lump ore with a particle size of 50 mm to 10 mm is recovered as a lump ore with a particle size of less than 10 mm as fine ore.
  • the high-crystalline-water iron ore used as the starting material for the embodiment of the present invention may be either coarsely pulverized from which no lump ore is extracted, or fine ore.
  • FIG. 1 shows the overall flow of the agglomeration method S10 and the reduction method S20 in the ironmaking method according to the present embodiment.
  • FIG. 2 shows the overall flow of another agglomeration method S10A and reduction method S20A in the ironmaking method according to this embodiment.
  • the agglomeration method S10 includes a water washing treatment step S1, a mineral beneficiation treatment step S2, and a first agglomeration treatment step S3B.
  • the agglomeration method S10 may further include a sintered ore production step S4.
  • the agglomeration method S10A in which the hematite-rich portion is also beneficiated and agglomerated, includes a water washing process S1, a beneficiation process S2, a first agglomeration process S3B, and a second agglomeration process S3A. ,including.
  • a high crystalline water iron ore which is an iron ore raw material, is separated into a plurality of pieces using a gravity separation method. Then, the separated site is determined from the iron content and the LOI for the goethite-rich site. Whether the separated portion is a hematite-rich portion, a goethite-rich portion, or a gangue-rich portion may be determined from the iron content and the LOI.
  • the hematite-rich portion is a portion having an LOI of less than 4% by mass and an iron content of 55% by mass or more
  • the goethite-rich portion is a portion having an LOI of 4% by mass or more and an iron content of 55% by mass or more
  • a rich portion is a portion having an iron content of less than 55% by mass.
  • the separated goethite-rich portion is agglomerated according to the flow of FIG. Each of the separated parts may be individually agglomerated according to the flow of FIG.
  • the hematite-rich portion is agglomerated into second fired pellets in a pellet firing furnace.
  • the goethite-rich portion is agglomerated into first fired pellets in a pellet firing furnace.
  • the goethite-rich portion may be made into sintered ore by a sintering machine. Depending on the iron content of the gangue-rich portion, it may be discarded or used as raw material for sinter ore.
  • Clay minerals can be removed from high crystalline water iron ore by water washing. Specifically, for example, the iron ore raw material is washed with water using a drum type scrubber or a washing sieve. Thereby, clay minerals (so-called tailings) with a particle size of 20 to 45 ⁇ m or less adhering to the surface of the iron ore raw material can be washed away. Tailings are low in iron and should be discarded.
  • Table 2 shows an example of the results of water washing treatment. As is clear from Table 2, by removing clay minerals in advance, the iron content of the iron ore raw material can be increased and the gangue component can be reduced.
  • the washed iron ore raw material is beneficiated and separated into a plurality of parts.
  • the high-crystal-water iron ore is beneficiated into a goethite-rich portion having an iron content of at least 55% by mass or more.
  • the high crystalline water iron ore is divided into a hematite-rich portion having an ignition loss LOI of less than 4% by mass and an iron content of 55% by mass or more, and a goethite-rich portion having an ignition loss LOI of 4% by mass or more and an iron content of 55% by mass or more. Beneficiation may be done in part and part.
  • the high-crystalline-water iron ore may be further beneficiated into a gangue-rich portion having an iron content of less than 55% by mass. Then, the LOI and iron content of each separated portion are analyzed to determine to which of the hematite-rich portion, goethite-rich portion, and gangue-rich portion it belongs.
  • gravity beneficiation treatment gravity separation treatment
  • the iron ore raw material into a hematite-rich portion, a goethite-rich portion, and a gangue-rich portion.
  • Magnetic beneficiation may be performed together with specific gravity beneficiation.
  • an iron ore raw material is classified with a grain size of about 3 mm.
  • Classification may be performed with a sieve.
  • the iron ore raw materials above the sieve and below the sieve are preferably subjected to specific gravity beneficiation by the following methods.
  • Above sieve JIG or heavy liquid separation
  • Below sieve Spiral, Up-current classifiers (UCC), Wet High Intensity Magnetic Separation (WHIMS) or heavy liquid separation
  • UCC Up-current classifiers
  • WHIMS Wet High Intensity Magnetic Separation
  • JIG JIG is a type of specific gravity beneficiation process, and is a method of sorting mineral particles by utilizing the difference in specific gravity.
  • Mineral particles are supplied to a bed of particles with a mesh bottom.
  • water is intermittently flowed from the bottom to the top to raise the water level. This causes the mineral particles to be hoisted into the water and temporarily suspended. Then stop the water flow. This causes the mineral particles to re-sett on the net as the water level descends and returns.
  • the higher the specific gravity of the mineral particles the faster the mineral particles fall, so mineral particles with higher specific gravity gather at the bottom of the particle layer after settling.
  • the mineral particles can be concentrated by specific gravity. That is, by extracting the desired mineral particles from each of the formed particle layers, the mineral particles can be sorted according to their specific gravity.
  • Spiral is a type of specific gravity beneficiation process, and is a beneficiation method that utilizes centrifugal force generated in slurry (a mixture of water and mineral particles) flowing through a spiral trough.
  • slurry a mixture of water and mineral particles
  • the beneficiation efficiency is controlled by adjusting the feed size and the amount of water in the trough.
  • UCC UCC is also a type of gravity beneficiation process.
  • a slurry mixture of water and mineral particles
  • an upward stream of water is supplied from the bottom.
  • these particles interact and come into contact with each other, and the mineral particles with a low specific gravity ride on the rising water flow, so that they can be separated from other mineral particles.
  • Mineral particles with high specific gravity are less susceptible to rising water currents. It is discharged from the bottom of the device.
  • the beneficiation efficiency is controlled by adjusting the feed size and the amount of rising water flow.
  • WHIMS is a method of mineral beneficiation with a magnetic force of 8000-12000 gauss or more. Disposed within the device is a rotating rotor and magnets disposed within the rotor. When a slurry (a mixture of water and mineral particles) is fed into the device, the non-magnetic particles are not attracted to the magnet, so they fall and are collected in a fixed tray at the bottom of the rotation. Paramagnetic particles are captured by a high magnetic force and high gradient magnetic field, and ejected at the point where the magnetism weakens as the rotor rotates. Ferromagnetic particles travel with the rotation of the rotor and are expelled away from the magnetic field.
  • a slurry a mixture of water and mineral particles
  • Heavy liquid sorting is a type of gravity beneficiation process. Heavy liquid sorting is also called heavy liquid ore beneficiation, heavy liquid coal beneficiation, floating/sink sorting, and the like. Heavy liquid sorting is a method of separating useful minerals and waste rocks using a liquid with a large specific gravity (heavy liquid) as a medium. Heavy liquid materials (magnetite, slag, barite, etc.), which have a specific gravity two to three times that of the heavy liquid to be produced, are hard and difficult to miniaturize, have good chemical stability, and are easy to purify and collect, are pulverized into water. to obtain a heavy liquid. Mineral particles having a higher specific gravity than the heavy liquid sink in the heavy liquid, and mineral particles having a lower specific gravity float on the upper surface of the heavy liquid, thereby separating mineral particles having a desired specific gravity.
  • Heavy liquid sorting is a type of gravity beneficiation process. Heavy liquid sorting is also called heavy liquid ore beneficiation, heavy liquid coal beneficiation, floating/sink sorting, and the
  • the iron ore raw material (highly crystalline water iron ore) is at least hematite-rich with an ignition loss LOI of less than 4% by mass and an iron content of 55% by mass or more. and a goethite-rich portion having an ignition loss LOI of 4% by mass or more and an iron content of 55% by mass or more.
  • An iron ore feedstock can be separated into a hematite-rich fraction, a goethite-rich fraction, and a gangue-rich fraction.
  • Table 3 shows an example of the results of gravity separation of iron ore raw materials (high crystalline water iron ore) by UCC.
  • the UCC can separate the iron ore raw material into a hematite-rich portion, a goethite-rich portion, and a gangue-rich portion.
  • the goethite-rich portion and the hematite-rich portion are separately agglomerated using a pellet firing furnace to obtain raw materials for direct reduction.
  • the hematite-rich portion is agglomerated using a pellet firing furnace.
  • the goethite-rich portion is agglomerated using a pellet firing furnace.
  • a specific method of the pellet manufacturing process is not particularly limited, and may be performed according to a general pellet manufacturing method.
  • An example of the pellet manufacturing process is described in Non-Patent Document 3 (KOBE STEEL ENGINEERING REPORTS/Vol. 60 No. 1 (Apr. 2010).
  • the pellet manufacturing process is performed by the method described in the document.
  • the manufacturing method is not limited to the method described in this non-patent document.
  • Table 4 shows an example of the composition of each pellet. Since the fired pellets derived from the hematite-rich portion (second fired pellets) have a low gangue content, they can be directly reduced and used as raw materials for electric furnaces. The fired pellets derived from the goethite-rich portion (first fired pellets) have a relatively high gangue content and are not suitable as raw materials for electric furnaces, so they can be used as raw materials for blast furnaces. Goethite-rich pellets in Table 4 mean the first fired pellets, and hematite-rich pellets mean the second fired pellets.
  • the goethite-rich portion may be agglomerated using a sintering machine and used as a raw material for a blast furnace, instead of the above-described pellet manufacturing step.
  • the conditions for producing sintered ore are not particularly limited. Fired pellets derived from the goethite-rich portion may have problems of strength and reduction pulverizability during reduction. Agglomeration as sintered ore can avoid the problem.
  • the gangue-rich portion is preferably discarded or agglomerated as sintered ore in a sintering machine, depending on its iron content.
  • the reduction method S20 includes a first reduction step S5B.
  • the reduction method S20 may include a blast furnace step S6.
  • a reduction method S20A for further reducing the fired pellets derived from the hematite-rich portion includes a first reduction step S5B and a second reduction step S5A.
  • the fired pellets derived from the hematite-rich portion (second fired pellets) are directly reduced using a shaft furnace to obtain direct reduced iron having a metallization rate of 90% or more.
  • the obtained direct reduced iron can be used as a reduced iron raw material for an electric furnace.
  • the reducing gas As the reducing gas, natural gas, synthetic gas (Syn-gas), H 2 gas, etc. can be used.
  • the reducing gas preferably contains 60% by volume or more of hydrogen gas.
  • the operating conditions of the shaft furnace are, for example, as follows.
  • molten steel is obtained using the reduced iron for electric furnace obtained in the second reduction step S5A.
  • ⁇ Reducing gas temperature 700-1000°C ⁇ Reducing gas flow rate 1000 to 2200 Nm 3 /t-DRI (flow rate per ton of reduced iron) - Metallization rate: 90% or more
  • the metallization rate is defined as metallic iron concentration/total iron concentration x 100.
  • the method for measuring the concentration of metallic iron is specified in ISO 5416 Bromine-methanol titration method for measuring metallic iron in reduced iron.
  • the total iron concentration is specified in JIS M 8212: 2005 Iron Ore-Total Iron Determination Method.
  • the fired pellets derived from the goethite-rich portion are charged into a shaft furnace at a surface temperature of the first fired pellets of 600 ° C. or higher, and a reducing gas containing 60% by volume or more of hydrogen.
  • a surface temperature of the first fired pellet is not particularly limited, and is 800° C., for example.
  • the first fired pellet may be directly reduced to a semi-reduced state with a metallization rate of 60 to 95% to obtain a semi-reduced fired pellet.
  • a more preferred degree of metallization after direct reduction is 60-90%.
  • a semi-reduced state means a state with a metallization rate of 60 to 95%.
  • the obtained semi-reduced fired pellets can be used as raw materials for blast furnaces if the metallization rate is high.
  • a semi-reduced calcined pellet refers to a calcined pellet with a metallization rate of 60% to 95%.
  • the reducing gas natural gas, synthetic gas (Syn-gas), H 2 gas, etc. can be used.
  • the reducing gas preferably contains 60% by volume or more of hydrogen gas.
  • the operating conditions of the shaft furnace are, for example, as follows.
  • the upper limit of hydrogen gas is not particularly limited, and is, for example, 100% by volume.
  • the temperature of the sintered pellets (first sintered pellets) derived from the goethite-rich portion when charged into the shaft furnace is less than 600° C.
  • the first sintered pellets are pulverized in the shaft furnace, and the shaft Raw material clogs in the furnace, resulting in poor discharge. Therefore, the temperature of the first fired pellets when charged into the shaft furnace is 600° C. or higher.
  • the temperature of the first fired pellets when charged into the shaft furnace is preferably 650° C. or higher. Since the gangue-rich portion is agglomerated as sintered ore as described above, it is preferably used as a raw material for a blast furnace.
  • the highly crystalline water iron ore is beneficiated into a hematite-rich portion, a goethite-rich portion, and a gangue-rich portion, and is reduced by a method suitable for each. Therefore, it is possible to efficiently reduce an iron ore raw material of inferior quality.
  • Dust recycling The dust and DRI powder generated from the direct reduction ironmaking process should be treated in the same route as the goethite-rich zone. Dust and DRI powder have the effect of improving the strength of pellets, and when used in goethite-rich pellets with low strength, strength can be improved.
  • the blast furnace step S6 of the hematite-rich portion or goethite-rich portion that has been beneficiated in the beneficiation treatment step, a portion having a grain size that can be used as lump ore in the blast furnace may be directly used in the blast furnace, or the goethite-rich portion may be used directly in the blast furnace.
  • the resulting calcined pellets may be charged directly into the blast furnace.
  • Pig iron can be obtained in the blast furnace step S6.
  • steel can be obtained from the pig iron obtained in the blast furnace step S6.
  • Example 1 sintered pellets derived from the goethite-rich portion having the composition shown in Table 4 were charged into a shaft furnace to produce semi-reduced iron. Natural gas or synthetic gas was used as reducing gas.
  • the manufacturing conditions are as follows.
  • the raw material temperature is the temperature of the sintered pellets when charged into the shaft furnace.
  • Raw material used fired pellets derived from the goethite-rich part described in Table 4 above ⁇ Raw material temperature 650 ° C ⁇ Reducing gas temperature 950°C ⁇ Reducing gas flow rate 1200 Nm 3 /t-DRI ⁇ Metallization rate 82% ⁇ Use of products Composition of semi-reduced iron and reducing gas for blast furnace is the temperature (°C) of the input gas (Inlet) or the output gas (Outlet).)
  • semi-reduced iron with a metallization rate of 82% could be produced.
  • the semi-reduced iron derived from the goethite-rich portion contains many gangue components, and is therefore suitable as a raw material for blast furnaces.
  • Example 2 sintered pellets derived from the hematite-rich portion having the composition shown in Table 4 were charged into a shaft furnace to produce reduced iron. Hydrogen gas was used as the reducing gas.
  • the manufacturing conditions are as follows. ⁇ Materials used: Hematite-rich pellets listed in Table 4 above ⁇ Material temperature: 650°C ⁇ Reducing gas temperature 1020°C ⁇ Reducing gas flow rate 1400 Nm 3 /t-DRI ⁇ Metallization rate 94% ⁇ Use of products Composition of reduced iron and reducing gas for electric furnaces is the temperature (°C) of the input gas (Inlet) or the output gas (Outlet).)
  • Example 2 it was possible to produce reduced iron with a metallization rate of 94%.
  • the reduced iron derived from the hematite-rich portion contains few gangue components, and is therefore suitable as a raw material for electric furnaces.
  • Example 3 sintered pellets derived from the goethite-rich portion having the composition shown in Table 4 were charged into a shaft furnace to produce semi-reduced iron. Hydrogen was used as the reducing gas.
  • the manufacturing conditions are as follows. ⁇ Raw material used: fired pellets derived from the goethite-rich part described in Table 4 ⁇ Raw material temperature 600 ° C ⁇ Reducing gas temperature 1050°C ⁇ Reducing gas flow rate 1250 Nm 3 /t-DRI ⁇ Metallization rate 85% ⁇ Use of products Composition of semi-reduced iron and reducing gas for blast furnace is the temperature (°C) of the input gas (Inlet) or the output gas (Outlet).)
  • semi-reduced iron with a metallization rate of 84% could be produced.
  • the semi-reduced iron derived from the goethite-rich portion contains many gangue components, and is therefore suitable as a raw material for blast furnaces.
  • Example 4 sintered pellets derived from the goethite-rich portion having the composition shown in Table 4 were charged into a shaft furnace to produce semi-reduced iron. Hydrogen was used as the reducing gas.
  • the manufacturing conditions are as follows.
  • Raw material used fired pellets derived from the goethite-rich part described in Table 4 ⁇ Raw material temperature 650 ° C ⁇ Reducing gas temperature 1020°C ⁇ Reducing gas flow rate 1580 Nm 3 /t-DRI ⁇ Metallization rate 92% ⁇ Use of products Composition of semi-reduced iron for blast furnace or reduced iron/reduced gas for electric furnace Volume % is shown.
  • the column of Temp in Table 8 is the temperature of the input gas (Inlet) or the temperature (° C.) of the output gas (Outlet).
  • semi-reduced iron with a metallization rate of 92% could be produced.
  • the semi-reduced iron derived from the goethite-rich portion contains many gangue components, and is therefore suitable as a raw material for blast furnaces.
  • the high metallization rate because of its high metallization rate, it can also be used as reduced iron for electric furnaces.
  • Example 5 sintered pellets derived from the goethite-rich portion having the composition shown in Table 4 were charged into a shaft furnace to produce semi-reduced iron. Hydrogen was used as the reducing gas.
  • the manufacturing conditions are as follows.
  • Raw materials used fired pellets derived from the goethite-rich part described in Table 4 ⁇ Raw material temperature 620 ° C ⁇ Reducing gas temperature 980°C ⁇ Reducing gas flow rate 1700 Nm 3 /t-DRI ⁇ Metallization rate 95% ⁇ Use of products Composition of semi-reduced iron for blast furnace or reduced iron/reduced gas for electric furnace Volume % is shown.
  • the column of Temp in Table 9 is the temperature of the input gas (Inlet) or the temperature (° C.) of the output gas (Outlet).
  • semi-reduced iron with a metallization rate of 95% could be produced.
  • the semi-reduced iron derived from the goethite-rich portion contains many gangue components, and is therefore suitable as a raw material for blast furnaces.
  • the high metallization rate because of its high metallization rate, it can also be used as reduced iron for electric furnaces.

Landscapes

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

Abstract

この製鉄方法は、灼熱減量が3~12質量%である高結晶水鉄鉱石を少なくとも灼熱減量が4質量%以上、鉄分55質量%以上のゲーサイトリッチ部に選鉱する選鉱処理工程と、前記ゲーサイトリッチ部をペレット焼成炉で第1焼成ペレットに塊成化する、第1塊成化処理工程と、前記第1焼成ペレットを、前記第1焼成ペレットの表面温度600℃以上でシャフト炉に装入し、水素が60体積%以上の還元ガスを用いて直接還元する、第1還元工程と、を有する。

Description

製鉄方法
 本発明は、製鉄方法に関する。本願は、2021年9月29日に、日本に出願された特願2021-159551号に基づき優先権を主張し、その内容をここに援用する。
 酸化鉄を含有する原料から鉄を得る(酸化鉄を還元する)製鉄方法の一つとして、直接還元製鉄法が知られている。直接還元製鉄法は、これを行うためのプラントの建設コストが安価であること、運転が容易であること、小規模プラントで操業可能であること、などを背景として、発展を続けてきた。特に、シャフト炉方式の直接還元製鉄法においては、炉内の還元ガスを有効に活用するための種々の改善が加えられている。
 さらに、最近は鉄鋼業からの二酸化炭素排出量の削減も目的に、還元ガスとして水素を利用した直接還元製鉄法の開発が進んでいる。代表的な例として、水の電気分解により得られた水素をシャフト炉方式の直接還元製鉄法に利用するHYBRITやMIDREX+Hなどが知られている。
 直接還元製鉄法により製造した還元鉄(以下、DRI(Direct Reduction Iron)とも称する)は高炉や電気炉用の原料として使用される。DRIをスクラップの代替として電気炉で使用する際、DRIの金属化率が低い、またはSiOやAl等の脈石量が高いと電気炉操業時のエネルギー原単位が上昇し、製造コストが上昇する(例えば、非特許文献1)。一方、高炉は脈石量の高く未還元の鉄鉱石、焼結鉱、及びペレットを使用しているため、金属化率が低い、または脈石量が高いDRIを使用しても高炉のエネルギー原単位は上昇しない。寧ろ鉄鉱石、焼結鉱、及びペレットをDRIに置換するとエネルギー原単位は低下する(例えば、非特許文献2)。
Joseph J Poveromo, 2013 World DRI & Pellet Congress, Abu Dhabi, DR Pellet Quality & MENA Applications 国友ら、新日鉄技報第384号、P.121-P.126
 前述のように、DRIの脈石量が高いと電気炉で使用する際にエネルギー原単位が上昇する。そのため、直接還元製鉄法では、脈石量が低いDRペレットが使用されている。DRペレットは、磁力選鉱や比重選鉱などで富鉱化された鉄鉱石(精鉱)を原料として製造されているが、特定の地域から産出される脈石分離性のよい原鉱からしかDRペレットの精鉱を製造することができない。
 豪州産の鉄鉱石は、脈石の分離が困難であるため選鉱されず、結果的に脈石量が高い。さらに、豪州産の鉄鉱石に限らず、近年、鉄鉱石原料が劣質化している。これに伴い、鉄鉱石の脈石量が上昇しており、今後ますますDRペレットの製造が困難になると推定される。なお、豪州産の鉄鉱石を含め、品質の劣位な鉄鉱石は、結晶水を多く含む。
 本発明は、上記課題に鑑みてなされたものであり、本発明の目的とするところは、品質が劣位な鉄鉱石原料を効率よく塊成化および還元することが可能な、新規かつ改良された製鉄方法を提供することである。
 上記課題を解決するために、本発明の要旨は以下の通りとなる。
(1)本発明の態様1の製鉄方法は、灼熱減量が3~12質量%である高結晶水鉄鉱石を少なくとも灼熱減量が4質量%以上、鉄分55質量%以上のゲーサイトリッチ部に選鉱する選鉱処理工程と、ゲーサイトリッチ部はペレット焼成炉で第1焼成ペレットに塊成化する、第1塊成化処理工程と、前記第1焼成ペレットを、前記第1焼成ペレットの表面温度600℃以上でシャフト炉に装入し、水素が60体積%以上の還元ガスを用いて直接還元する。
 本発明の態様2は、態様1の製鉄方法において、前記第1焼成ペレットを金属化率60%~95%に直接還元してもよい。
(3)本発明の態様3は、態様1または2の製鉄方法において、前記選鉱処理工程において、灼熱減量が4質量%未満、鉄分55質量%以上のヘマタイトリッチ部をさらに選鉱し、前記ヘマタイトリッチ部をペレット焼成炉で第2焼成ペレットに塊成化する、第2塊成化処理工程をさらに有してもよい。
(4)本発明の態様4は、態様3の製鉄方法において、前記第2焼成ペレットを、シャフト炉で水素が60体積%以上の還元ガスを用いて直接還元して金属化率90%以上の直接還元鉄とする、第2還元工程をさらに有してもよい。
(5)本発明の態様5は、態様1~4のいずれか1つの製鉄方法において、前記選鉱処理工程の前に、前記高結晶水鉄鉱石から尾鉱を除去する水洗処理工程をさらに有してもよい。
 本発明の上記態様によれば、品質が劣位な鉄鉱石原料を効率よく塊成化し還元することが可能となる。
本実施形態に係る製鉄方法の手順を示すフローチャートである。 本実施形態に係る製鉄方法の別の手順を示すフローチャートである。
 以下、図面を参照しながら本実施形態について詳細に説明する。なお、「~」を用いて示される数値範囲は「~」の両端の数値を含む。
 文中、表中の鉄鉱石等の各成分の百分率(%)は、鉄鉱石等の総質量に対する質量%を意味する。ここに、鉄分の測定は、JIS M 8212: 2005 鉄鉱石-全鉄定量方法に準じる。また、灼熱減量(Loss of ignition:LOI)をもって結晶水含有量と見做す。灼熱減量(LOI)は、鉄鉱石を1000℃で60分間保持した際の質量減少割合とする。
 <1.本実施形態の概要>
 本実施形態に係る塊成化方法および還元方法は、結晶水を多く含む鉄鉱石、例えば潤沢な埋蔵量を有する豪州産の含ゲーサイト鉄鉱石を活用した製鉄方法である。本実施形態に係る製鉄方法は、まず選鉱処理により、鉄鉱石原料をゲーサイト主体のゲーサイトリッチ部に分離する。選鉱処理では、ヘマタイト主体のヘマタイトリッチ部、ゲーサイト主体のゲーサイトリッチ部、脈石主体の脈石リッチ部に分離してもよい。ここで、ヘマタイトリッチ部は、LOIが4質量%未満鉄分55質量%以上となる部位であり、ゲーサイトリッチ部は、LOIが4質量%以上鉄分55質量%以上となる部位であり、脈石リッチ部は、鉄分55質量%未満の部位である。ヘマタイトリッチ部は、高結晶水鉄鉱石のうちヘマタイトが主体の部位であり、LOIが4質量%未満鉄分55質量%以上となる高結晶水鉄鉱石の部位をいう。なお、ヘマタイトが主体の部位とは、当該部位の全質量に対して、ヘマタイトの含有量が50質量%以上である部位をいう。また、ゲーサイトリッチ部は、高結晶水鉄鉱石のうちゲーサイトが主体の部位であり、LOIが4質量%以上鉄分55質量%以上となる高結晶水鉄鉱石の部位をいう。ゲーサイトが主体の部位とは、当該部位の全質量に対して、ゲーサイトの含有量が50質量%以上であることをいう。脈石リッチ部は、高結晶水鉄鉱石のうち脈石が主体となる部位であり、鉄分55質量%未満の高結晶水鉄鉱石の部位をいう。脈石が主体の部位とは、当該部位の全質量に対して、脈石の含有量が50質量%以上であることをいう。続いて、ヘマタイトリッチ部およびゲーサイトリッチ部を別々に塊成化および還元処理することで、ヘマタイトリッチ部を電気炉用の原料に、ゲーサイトリッチ部を高炉用の原料に加工する。
 本発明者は、結晶水(ここでは、LOIをその含有量と見做す)を多く含む鉄鉱石(以下、「高結晶水鉄鉱石」とも称する)をEDS(エネルギー分散型X線分析法)により解析し、鉱物相の同定、及び各相の組成等を分析した。ここで、高結晶水鉄鉱石は、結晶水を3~12質量%含む鉄鉱石をいう。即ち、本明細書において、高結晶水鉄鉱石の灼熱減量は3~12質量%である。この結果、高結晶水鉄鉱石には、ヘマタイト主体のヘマタイトリッチ部、ゲーサイト主体のゲーサイトリッチ部、脈石主体の脈石リッチ部が含まれ、Si、Al、Pといった脈石成分の多くがゲーサイトリッチ部及び脈石リッチ部に賦存していることが明らかとなった。
 そこで、本発明者は以下の着想を得た。すなわち、高結晶水鉄鉱石を比重で選鉱処理し、区分された部位がヘマタイトリッチ部、ゲーサイトリッチ部、及び脈石リッチ部のいずれであるかを判別し、ヘマタイトリッチ部及びゲーサイトリッチ部をそれぞれが適した方法で別々に塊成化、還元処理する。ここに、ヘマタイトリッチ部は鉄分を多く含むので、焼成ペレットに塊成化してシャフト炉で直接還元して還元鉄とすることで、従来のDRペレットと同等の品質を有する電気炉用の原料として有効に活用できる一方、ゲーサイトリッチ部は、鉄分が比較的少ないので半還元鉄とし、高炉用の原料として使用する。以上のように高結晶水鉄鉱石をヘマタイトリッチ部とゲーサイトリッチ部に分離して塊成化、還元処理することで、効率的に高結晶水鉄鉱石を製鉄できる。
 ここで、ゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレットは、ヘマタイトやマグネタイト由来の従来の焼成ペレットに比べて、結晶水の離脱の影響で強度や還元粉化性の面で劣位であり、シャフト炉内で粉化しやすい。シャフト炉内でペレットが粉化すると、通気抵抗が増大し、シャフト炉の生産性が低下するだけでなく、酸化鉄原料の降下不良を引き起こし、生産障害を招く。そこで、本実施形態では、さらにゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレットを予熱した後に(あるいは製造した高温のペレットの温度を維持したまま)シャフト炉に装入する。これにより、シャフト炉内での還元過程で受ける熱履歴が改善して、上述した問題を回避できる。
 また、ゲーサイトリッチ部を焼結鉱の原料として使用してもよい。これによっても、ゲーサイトリッチ部から製造したペレットのシャフト炉使用に伴う前述の問題を回避できる。
 <2.本実施形態の詳細>
 (2-1.処理対象の鉄鉱石)
 つぎに、本実施形態に係る製鉄方法の詳細について説明する。本実施形態の処理対象となる鉄鉱石(鉄鉱石原料)は上述した高結晶水鉄鉱石である。高結晶水鉄鉱石は、結晶水を3~12質量%含む。ここでは、結晶水の質量%は、灼熱減量(LOI)として測定する。高結晶水鉄鉱石は鉄分を55~67質量%含むことが多い。高結晶水鉄鉱石の例として、表1に示す成分を有する豪州産鉄鉱石ブロックマン鉱が挙げられる。
 高結晶水鉄鉱石の粒度は、特に限定されない。鉱脈から採掘された高結晶水鉄鉱石の原鉱は、まず、粗く破砕される。高炉用塊鉱石を採取する場合には、粒度50mm以下に粉砕され、粒度50mm~10mmを塊鉱として、粒度10mm未満を粉鉱として回収される。本発明の実施形態の出発原料とする高結晶水鉄鉱石は、塊鉱を採取しない粗く粉砕された状態のものでも、粉鉱でもいずれでもよい。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 (2-2.塊成化方法S10,S10Aのプロセス)
 図1に本実施形態に係る製鉄方法における、塊成化方法S10および還元方法S20の全体フローを示す。図2に本実施形態に係る製鉄方法における、別の塊成化方法S10Aおよび還元方法S20Aの全体フローを示す。塊成化方法S10は、水洗処理工程S1と、選鉱処理工程S2と、第1塊成化処理工程S3Bとを含む。塊成化方法S10は、さらに焼結鉱製造工程S4を含んでもよい。ヘマタイトリッチ部についても選鉱して塊成化する、塊成化方法S10Aは、水洗処理工程S1と、選鉱処理工程S2と、第1塊成化処理工程S3Bと第2塊成化処理工程S3Aと、を含む。
 鉄鉱石原料である高結晶水鉄鉱石を、比重分離法を用いて複数に分離する。そして分離された部位を、ゲーサイトリッチ部を鉄分およびLOIから判別する。分離された部分をヘマタイトリッチ部、ゲーサイトリッチ部及び脈石リッチ部のいずれであるか鉄分およびLOIから判別してもよい。ここで、ヘマタイトリッチ部は、LOIが4質量%未満鉄分55質量%以上となる部位であり、ゲーサイトリッチ部は、LOIが4質量%以上鉄分55質量%以上となる部位であり、脈石リッチ部は、鉄分55質量%未満の部位である。
 分離されたゲーサイトリッチ部は図1の流れに従って、塊成化処理する。分離された各部は、それぞれ、図2の流れにそって別々に塊成化処理してもよい。第2塊成化処理工程S3Aにおいて、ヘマタイトリッチ部をペレット焼成炉で、第2焼成ペレットに塊成化する。第1塊成化処理工程S3Bにおいて、ゲーサイトリッチ部は、ペレット焼成炉で第1焼成ペレットに塊成化する。なお、ゲーサイトリッチ部を焼結機で焼結鉱にしてもよい。脈石リッチ部は、その鉄分含有量に応じて、廃棄又は焼結鉱用原料とするのがよい。
 (2-2-1.水洗処理工程)
 水洗処理工程S1において、選鉱処理に先立って鉄鉱石原料の水洗処理を行うことが好ましい。水洗処理によって、高結晶水鉄鉱石から粘土鉱物(尾鉱)を除去することができる。具体的には、例えば、鉄鉱石原料をドラム式スクラバーまたは水洗篩等で水洗する。これにより、鉄鉱石原料の表面に付着する粒度20~45μm以下の粘土鉱物(所謂尾鉱)を洗い流すことができる。尾鉱は鉄分が低いので廃棄するのがよい。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
 水洗処理の結果の一例を表2に示す。表2から明らかな通り、予め粘土鉱物を除去することにより、鉄鉱石原料の鉄分を上昇させ、脈石成分を減少させることができる。
 (2-2-2.選鉱処理工程)
 ついで、選鉱処理工程S2において、水洗された鉄鉱石原料を選鉱処理して複数の部位に分離する。選鉱処理工程S2において、高結晶水鉄鉱石を少なくとも鉄分55質量%以上のゲーサイトリッチ部に選鉱する。選鉱処理工程S2において、高結晶水鉄鉱石を灼熱減量LOIが4質量%未満、鉄分55質量%以上のヘマタイトリッチ部と、灼熱減量LOIが4質量%以上、鉄分55質量%以上のゲーサイトリッチ部と、に選鉱してもよい。選鉱処理工程S2において、高結晶水鉄鉱石を鉄分55質量%未満の脈石リッチ部にさらに選鉱してもよい。そして、分離された各部位のLOIおよび鉄分を分析して、ヘマタイトリッチ部、ゲーサイトリッチ部及び脈石リッチ部のいずれに属するかを判別する。ここで、各鉱物相の比重は、ヘマタイト:5.3g/cm、ゲーサイト:3.8g/cm、脈石:2.7g/cmであるので、所謂比重選鉱処理(比重分離処理)により鉄鉱石原料をヘマタイトリッチ部、ゲーサイトリッチ部、及び脈石リッチ部に分離することができる。比重選鉱とともに磁力選鉱を行ってもよい。
 まず、鉄鉱石原料を粒度3mm程度で分級する。分級は篩で行えばよい。篩上、篩下の鉄鉱石原料をそれぞれ以下の方法で比重選鉱するのがよい。
    篩上:JIGまたは重液選別
    篩下:スパイラル、Up-current classifiers (UCC)、Wet High Intensity Magnetic Separation(WHIMS)または重液選別
 分級粒度を3mmとする理由は、JIGで効率的に選鉱できる粒度範囲が3.0mm以上であり、スパイラルで効率的に分級できる粒度範囲が3.0mm以下であるためである。以下、各選鉱処理方法の概要について説明する。
 (JIG)
 JIGは、比重選鉱処理の一種であり、鉱物粒子を比重の差を利用して選別する方法である。鉱物粒子は網を底とした粒子層に供給される。次に水を断続的に下から上へと流し水位を上昇させる。これにより鉱物粒子は水中へ巻き上げられ、一時的に浮遊する。続いて水の流れを止める。これにより、水位が下って元に戻る中で、鉱物粒子は網の上に再度沈降する。水中に浮遊して再び網の上に沈降するとき、鉱物粒子の比重が大きいほど当該鉱物粒子は速く落下するため、沈降後の粒子層では下側により比重の大きな鉱物粒子が集まる。こうすることで鉱物粒子を比重により濃縮させることができる。すなわち、形成された各粒子層から所望の鉱物粒子を抜き出すことで、比重により鉱物粒子を選別することができる。
 (スパイラル)
 スパイラルは、比重選鉱処理の一種であり、スパイラル(螺旋)状の樋中を流れるスラリー(水と鉱物粒子の混合物)に生じる遠心力を利用した選鉱方法である。塔の上からスラリーを流すとスラリーが螺旋を下る間に比重が小さい鉱物粒子は遠心力で外側に集まり他の鉱物粒子と分離することができる。遠心力の影響をより受けにくい高比重な鉱物粒子は樋の内周に集まり、抜き取られる。給鉱サイズおよび樋内の水量調整により選鉱効率が制御される。
 (UCC)
 UCCも比重選鉱処理の一種である。UCCでは、装置上部からスラリー(水と鉱物粒子の混合物)が供給され、下部から上昇水流が供給される。そして、装置内でこれらが交流して接触し、比重が小さい鉱物粒子は上昇水流に乗るので、他の鉱物粒子と分離することができる。高比重な鉱物粒子は上昇水流の影響を受けにくく。装置下部より排出される。給鉱サイズおよび上昇水流の水量調整により選鉱効率が制御される。
 (WHIMS)
 WHIMSは8000~12000ガウス以上の磁力による選鉱方法である。装置内には、回転するローターと、ローター内に配置された磁石とが配置されている。スラリー(水と鉱物粒子の混合物)が装置に給鉱されると、非磁性体粒子は磁石につかないため、そのまま落下して回転下部の固定トレイに集められる。常磁性体粒子は高磁力・高勾配磁界で補足され、ローター回転に乗って磁性が弱くなった箇所で排出される。強磁性体粒子はローターの回転に乗って移動し、磁界から外れた場所で排出される。
 (重液選別)
 重液選別は、比重選鉱処理の一種である。重液選別は、重液選鉱、重液選炭、浮沈選別などとも称される。重液選別は、比重の大きい液(重液)を媒質として有用鉱物と廃石などの分離を行う方法である。作出する重液の2~3倍の比重をもち、硬く微細化しにくく、化学的安定性が良好で浄化回収が容易な重液材料(磁鉄鉱、鉱滓、重晶石など)を微粉砕して水に懸濁させて重液が得られる。重液よりも高比重な鉱物粒子は重液に沈み、低比重な鉱物粒子は重液の上面に浮き上がることにより、所望の比重の鉱物粒子が分離される。
 上述した比重選鉱処理(及び磁力選鉱処理)の制御条件を適宜調整することにより、鉄鉱石原料(高結晶水鉄鉱石)を少なくとも灼熱減量LOIが4質量%未満、鉄分55質量%以上のヘマタイトリッチ部と、灼熱減量LOIが4質量%以上、鉄分55質量%以上のゲーサイトリッチ部と、に選鉱することができる。鉄鉱石原料をヘマタイトリッチ部、ゲーサイトリッチ部、及び脈石リッチ部に分離することができる。
 鉄鉱石原料(高結晶水鉄鉱石)をUCCで比重分離した結果の例を以下の表3に示す。表3から明らかな通り、UCCにより鉄鉱石原料をヘマタイトリッチ部、ゲーサイトリッチ部、及び脈石リッチ部に分離することができる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
 (2-2-3.ペレット製造工程)
 ついで、ペレット製造工程において、ゲーサイトリッチ部とヘマタイトリッチ部とを別々にペレット焼成炉を用いて塊成化し、直接還元用原料とする。第2塊成化処理工程S3Aにおいて、ペレット焼成炉を用いて、ヘマタイトリッチ部を塊成化する。第1塊成化処理工程S3Bにおいて、ペレット焼成炉を用いて、ゲーサイトリッチ部を塊成化する。ペレット製造工程の具体的な方法は特に制限されず、一般的なペレット製造方法に従って行えばよい。ペレット製造工程の例は、非特許文献3(KOBE STEEL ENGINEERING REPORTS/Vol. 60 No. 1(Apr. 2010)に記載されている。本実施形態では、当該文献に記載された方法でペレット製造工程を行うものとするが、製造方法はこの非特許文献に記載の方法に限定されない。
 各ペレットの組成の一例を表4に示す。ヘマタイトリッチ部由来の焼成ペレット(第2焼成ペレット)は、脈石含有量が低いので、直接還元して電気炉用原料として使用することができる。ゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレット(第1焼成ペレット)は、脈石含有量が比較的高く、電気炉用原料には向かないため、高炉用原料として使用することができる。表4中のゲーサイトリッチペレットは、第1焼成ペレットを意味し、ヘマタイトリッチペレットは、第2焼成ペレットを意味する。
(2-2-4.焼結鉱製造工程)
 焼結鉱製造工程S4において、ゲーサイトリッチ部は、前述のペレット製造工程に代えて、焼結機を用いて塊成化し、高炉用原料としてもよい。ここに、焼結鉱製造に際する条件は特に限定されない。ゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレットは、還元時に強度及び還元粉化性が問題となる場合がある。焼結鉱として塊成化するとその問題を回避できる。
 脈石リッチ部は、その鉄分含有量に応じて、廃棄又は焼結機で焼結鉱として塊成化することが好ましい。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
 (2-3.還元工程)
 図1の右側に還元工程のフロー図を示す。還元方法S20は、第1還元工程S5Bを含む。還元方法S20は、高炉工程S6を含んでもよい。ヘマタイトリッチ部由来の焼成ペレットをさらに還元する、還元方法S20Aは、第1還元工程S5Bと、第2還元工程S5Aと、を含む。
 第2還元工程S5Aでは、ヘマタイトリッチ部由来の焼成ペレット(第2焼成ペレット)を、シャフト炉を用いて直接還元し、金属化率90%以上の直接還元鉄とする。得られた直接還元鉄を電気炉用の還元鉄原料とすることができる。還元ガスとしては、天然ガス、合成ガス(Syn-gas)、Hガス等を使用することができる。還元ガスは、水素ガスを60体積%以上含むことが好ましい。シャフト炉の操業条件は例えば以下の通りである。電気炉工程S7において、第2還元工程S5Aで得られた電気炉用の還元鉄を用いて、溶鋼を得る。
・還元ガス温度 700~1000℃
・還元ガス流量 1000~2200 Nm/t-DRI(還元鉄1トン当たりの流量)
・金属化率 90%以上
 ここで、金属化率は、金属鉄濃度/全鉄分濃度×100で定義される。金属鉄濃度の測定方法はISO 5416 還元鉄中の金属鉄を測定する臭素メタノール滴定法に規定されている。全鉄分濃度はJIS M 8212: 2005 鉄鉱石-全鉄定量方法に規定されている。
 第1還元工程S5Bにおいて、ゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレット(第1焼成ペレット)を、第1焼成ペレットの表面温度600℃以上でシャフト炉に装入し、水素が60体積%以上の還元ガスを用いて直接還元する。第1焼成ペレットの表面温度の上限は特に限定されず、例えば、800℃である。第1還元工程S5Bにおいて、第1焼成ペレットを金属化率60~95%の半還元状態に直接還元して、半還元焼成ペレットを得てもよい。より好ましい直接還元後の金属化率は60~90%である。半還元状態とは、金属化率60~95%の状態をいう。得られた半還元焼成ペレットは、金属化率が高ければ、高炉用原料として用いることができる。半還元焼成ペレットは、金属化率60%~95%の焼成ペレットをいう。還元ガスとしては、天然ガス、合成ガス(Syn-gas)、Hガス等を使用することができる。還元ガスは、水素ガスを60体積%以上含むことが好ましい。シャフト炉の操業条件は例えば以下の通りである。水素ガスの上限は特に限定されず、例えば100体積%である。
・還元ガス温度 700~1000℃
・還元ガス流量 1000~2200 Nm/t-DRI(還元鉄1トン当たりの流量)
・金属化率 60%~95%
 ここで、シャフト炉に装入する際のゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレット(第1焼成ペレット)の温度が600℃未満となっている場合、シャフト炉内で第1焼成ペレットが粉化し、シャフト炉内で原料が閉塞し、排出不良となる。そのため、シャフト炉内に装入する際の第1焼成ペレットの温度は600℃以上である。シャフト炉内に装入する際の第1焼成ペレットの温度は650℃以上であることが好ましい。
 脈石リッチ部は上述した通り焼結鉱として塊成化されているので、高炉用の原料として使用することが好ましい。
 以上述べた通り、本実施形態によれば、高結晶水鉄鉱石をヘマタイトリッチ部、ゲーサイトリッチ部、及び脈石リッチ部に選鉱し、それぞれに適した方法で還元する。したがって、品質が劣位な鉄鉱石原料を効率よく還元することが可能となる。
 (2-4.ダストのリサイクル)
 直接還元による製鉄方法から発生するダストやDRI粉は、ゲーサイトリッチ部に合わせて、それと同じルートで処理するのがよい。ダストやDRI粉はペレットの強度を向上させる効果があり、強度が低いゲーサイトリッチペレットに使用すると強度を改善することができる。
 (2-5.その他)
 高炉工程S6において、選鉱処理工程で選鉱されたヘマタイトリッチ部又はゲーサイトリッチ部の内、高炉で塊鉱として使用可能な粒度を有する部分を高炉に直接使用してもよいし、ゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレットを直接高炉に装入してもよい。高炉工程S6において、銑鉄を得ることができる。転炉工程S8において、高炉工程S6で得られた銑鉄から鋼を得ることができる。
 つぎに、本実施形態の実施例について説明する。なお、以下に説明する実施例は本発明の一例であり、本発明は以下の実施例に限定されるものではない。
(実施例1)
 実施例1では、表4に示す組成のゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレットをシャフト炉に装入し、半還元鉄を製造した。還元ガスとして天然ガスまたは合成ガスを使用した。製造条件は以下の通りである。原料温度は、シャフト炉に装入する際の焼成ペレットの温度である。
・使用原料:前述の表4に記載のゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレット
・原料温度 650℃
・還元ガス温度 950℃
・還元ガス流量 1200Nm/t-DRI
・金属化率 82%
・生産物の用途 高炉用半還元鉄
・還元ガスの組成 表5に示す通り(Inletは入力ガス、Outletは出力ガス(排ガス)の組成を示す。各成分の数値は体積%を示す。表5に記載のTempの欄は、入力ガス(Inlet)の温度または出力ガス(Outlet)の温度(℃)である。)
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000005
 実施例1によれば、金属化率82%の半還元鉄を製造することができた。上述したように、ゲーサイトリッチ部由来の半還元鉄は脈石成分を多く含むので、高炉用原料として好適である。
(実施例2)
 実施例2では、表4に示す組成のヘマタイトリッチ部由来の焼成ペレットをシャフト炉に装入し、還元鉄を製造した。還元ガスとして水素ガスを使用した。製造条件は以下の通りである。
・使用原料 前述の表4に記載のヘマタイトリッチペレット
・原料温度 650℃
・還元ガス温度 1020℃
・還元ガス流量 1400 Nm/t-DRI
・金属化率 94%
・生産物の用途 電気炉用還元鉄
・還元ガスの組成 表6に示す通り(Inletは入力ガス、Outletは出力ガス(排ガス)の組成を示す。各成分の数値は体積%を示す。表6に記載のTempの欄は、入力ガス(Inlet)の温度または出力ガス(Outlet)の温度(℃)である。)
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000006
 実施例2によれば、金属化率94%の還元鉄を製造することができた。上述したように、ヘマタイトリッチ部由来の還元鉄は脈石成分の含有が少ないので、電気炉用原料として好適である。
(実施例3)
 実施例3では、表4に示す組成のゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレットをシャフト炉に装入し、半還元鉄を製造した。還元ガスとして水素を使用した。製造条件は以下の通りである。
・使用原料:表4に記載のゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレット
・原料温度 600℃
・還元ガス温度 1050℃
・還元ガス流量 1250Nm/t-DRI
・金属化率 85%
・生産物の用途 高炉用半還元鉄
・還元ガスの組成 表7に示す通り(Inletは入力ガス、Outletは出力ガス(排ガス)の組成を示す。各成分の数値は体積%を示す。表7に記載のTempの欄は、入力ガス(Inlet)の温度または出力ガス(Outlet)の温度(℃)である。)
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000007
 実施例3によれば、金属化率84%の半還元鉄を製造することができた。上述したように、ゲーサイトリッチ部由来の半還元鉄は脈石成分を多く含むので、高炉用原料として好適である。
(実施例4)
 実施例4では、表4に示す組成のゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレットをシャフト炉に装入し、半還元鉄を製造した。還元ガスとして水素を使用した。製造条件は以下の通りである。
・使用原料:表4に記載のゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレット
・原料温度 650℃
・還元ガス温度 1020℃
・還元ガス流量 1580Nm/t-DRI
・金属化率 92%
・生産物の用途 高炉用半還元鉄、または電気炉用還元鉄
・還元ガスの組成 表8に示す通り(Inletは入力ガス、Outletは出力ガス(排ガス)の組成を示す。各成分の数値は体積%を示す。表8に記載のTempの欄は、入力ガス(Inlet)の温度または出力ガス(Outlet)の温度(℃)である。)
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000008
 実施例4によれば、金属化率92%の半還元鉄を製造することができた。上述したように、ゲーサイトリッチ部由来の半還元鉄は脈石成分を多く含むので、高炉用原料として好適である。一方、金属化率が高いため電気炉用還元鉄としても使用できる。
(実施例5)
 実施例5では、表4に示す組成のゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレットをシャフト炉に装入し、半還元鉄を製造した。還元ガスとして水素を使用した。製造条件は以下の通りである。
・使用原料:表4に記載のゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレット
・原料温度 620℃
・還元ガス温度 980℃
・還元ガス流量 1700Nm/t-DRI
・金属化率 95%
・生産物の用途 高炉用半還元鉄、または電気炉用還元鉄
・還元ガスの組成 表9に示す通り(Inletは入力ガス、Outletは出力ガス(排ガス)の組成を示す。各成分の数値は体積%を示す。表9に記載のTempの欄は、入力ガス(Inlet)の温度または出力ガス(Outlet)の温度(℃)である。)
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000009
 実施例5によれば、金属化率95%の半還元鉄を製造することができた。上述したように、ゲーサイトリッチ部由来の半還元鉄は脈石成分を多く含むので、高炉用原料として好適である。一方、金属化率が高いため電気炉用還元鉄としても使用できる。
 原料温度550℃でゲーサイトリッチ部由来の焼成ペレットをシャフト炉に装入し、還元鉄の製造を試みた。しかし、シャフト炉内でゲーサイト由来の焼成ペレットが粉化し、シャフト炉内で原料が閉塞し、排出不良となった。これらのことから、シャフト炉に装入する際の原料温度は600℃以上である必要であることが分かった。
 以上、添付図面を参照しながら本発明の好適な実施形態について詳細に説明したが、本発明はかかる例に限定されない。本発明の属する技術の分野における通常の知識を有する者であれば、本開示の技術的思想の範疇内において、各種の変更例または修正例に想到し得ることは明らかであり、これらについても、当然に本発明の技術的範囲に属するものと了解される。

Claims (5)

  1.  灼熱減量が3~12質量%である高結晶水鉄鉱石を少なくとも灼熱減量が4質量%以上、鉄分55質量%以上のゲーサイトリッチ部に選鉱する選鉱処理工程と、
     前記ゲーサイトリッチ部をペレット焼成炉で第1焼成ペレットに塊成化する、第1塊成化処理工程と、
     前記第1焼成ペレットを、前記第1焼成ペレットの表面温度600℃以上でシャフト炉に装入し、水素が60体積%以上の還元ガスを用いて直接還元する、第1還元工程と、
    を有することを特徴とする、製鉄方法。
  2.  前記第1還元工程において、前記第1焼成ペレットを金属化率60%~95%に直接還元することを特徴とする、請求項1に記載の製鉄方法。
  3.  前記選鉱処理工程において、灼熱減量が4質量%未満、鉄分55質量%以上のヘマタイトリッチ部をさらに選鉱し、
     前記ヘマタイトリッチ部をペレット焼成炉で第2焼成ペレットに塊成化する、第2塊成化処理工程をさらに有する、ことを特徴とする請求項1に記載の製鉄方法。
  4.  前記第2焼成ペレットを、シャフト炉で水素が60体積%以上の還元ガスを用いて直接還元して金属化率90%以上の直接還元鉄とする、第2還元工程をさらに有する、ことを特徴とする請求項3に記載の製鉄方法。
  5.  前記選鉱処理工程の前に、前記高結晶水鉄鉱石から尾鉱を除去する水洗処理工程をさらに有することを特徴とすることを特徴とする請求項1~4のいずれか1項に記載の製鉄方法。
PCT/JP2022/036451 2021-09-29 2022-09-29 製鉄方法 WO2023054588A1 (ja)

Priority Applications (5)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2023551849A JPWO2023054588A1 (ja) 2021-09-29 2022-09-29
AU2022356833A AU2022356833A1 (en) 2021-09-29 2022-09-29 Ironmaking method
KR1020247009492A KR20240055010A (ko) 2021-09-29 2022-09-29 제철 방법
CN202280064864.2A CN118019864A (zh) 2021-09-29 2022-09-29 炼铁方法
CA3231868A CA3231868A1 (en) 2021-09-29 2022-09-29 Ironmaking method

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2021-159551 2021-09-29
JP2021159551 2021-09-29

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2023054588A1 true WO2023054588A1 (ja) 2023-04-06

Family

ID=85782895

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2022/036451 WO2023054588A1 (ja) 2021-09-29 2022-09-29 製鉄方法

Country Status (7)

Country Link
JP (1) JPWO2023054588A1 (ja)
KR (1) KR20240055010A (ja)
CN (1) CN118019864A (ja)
AU (1) AU2022356833A1 (ja)
CA (1) CA3231868A1 (ja)
TW (1) TWI820935B (ja)
WO (1) WO2023054588A1 (ja)

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH0310027A (ja) * 1989-06-05 1991-01-17 Nippon Steel Corp 高ゲーサイト鉱石の事前処理法
JPH07166248A (ja) * 1993-12-13 1995-06-27 Nkk Corp 焼成塊成鉱の製造方法
JP2012102371A (ja) * 2010-11-10 2012-05-31 Nippon Steel Corp 予熱原料を使用した直接還元炉の操業方法
JP2013133512A (ja) * 2011-12-27 2013-07-08 Jfe Steel Corp 高炉用原料の製造方法
JP2020020010A (ja) * 2018-08-02 2020-02-06 日本製鉄株式会社 高燐鉄鉱石の還元方法
JP2021159551A (ja) 2020-04-02 2021-10-11 株式会社三共 遊技機

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
KR101204525B1 (ko) * 2008-09-17 2012-11-23 신닛테츠스미킨 카부시키카이샤 소결광의 제조 방법
WO2010106756A1 (ja) * 2009-03-16 2010-09-23 新日本製鐵株式会社 焼結鉱の製造方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH0310027A (ja) * 1989-06-05 1991-01-17 Nippon Steel Corp 高ゲーサイト鉱石の事前処理法
JPH07166248A (ja) * 1993-12-13 1995-06-27 Nkk Corp 焼成塊成鉱の製造方法
JP2012102371A (ja) * 2010-11-10 2012-05-31 Nippon Steel Corp 予熱原料を使用した直接還元炉の操業方法
JP2013133512A (ja) * 2011-12-27 2013-07-08 Jfe Steel Corp 高炉用原料の製造方法
JP2020020010A (ja) * 2018-08-02 2020-02-06 日本製鉄株式会社 高燐鉄鉱石の還元方法
JP2021159551A (ja) 2020-04-02 2021-10-11 株式会社三共 遊技機

Non-Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
JOSEPH J POVEROMO, 2013 WORLD DRI & PELLET CONGRESS
KOBE STEEL ENGINEERING REPORTS, vol. 60, no. 1, April 2010 (2010-04-01)
KUNITOMO ET AL., NIPPON STEEL TECHNICAL REPORT, no. 384, pages 126

Also Published As

Publication number Publication date
CA3231868A1 (en) 2023-04-06
KR20240055010A (ko) 2024-04-26
TWI820935B (zh) 2023-11-01
TW202330945A (zh) 2023-08-01
CN118019864A (zh) 2024-05-10
AU2022356833A1 (en) 2024-03-28
JPWO2023054588A1 (ja) 2023-04-06

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101413057B (zh) 低品位及复杂铁矿高效分选方法
CN105233976B (zh) 预富集‑焙烧‑再磨磁选尾矿回收工艺
CN105772216B (zh) 一种用复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法
CN101575677A (zh) 利用钛矿生产富钛料和钢铁制品的方法
CN101637744A (zh) 湿法炼锌挥发窑窑渣的回收及利用方法
CN105289838B (zh) 弱磁精选‑焙烧‑再磨磁选尾矿回收工艺
CN103537366B (zh) 从高炉干渣中回收高品位铁的方法
CN101502819A (zh) 一种低品位磁铁矿石的预选方法
CN105478232B (zh) 一种从石墨型钒矿富集五氧化二钒的选矿方法
CN103866118B (zh) 难选铁矿石磁化焙烧的多联产***及方法
CN111285405A (zh) 一种从钢渣磁选尾矿中分离铁酸钙和铁酸镁的方法
CN105233977B (zh) 磁选‑循环焙烧‑再磨磁选回收尾矿工艺
CN110586318B (zh) 高炉灰综合利用的方法
CN104084307B (zh) 一种含铁废料中回收铁的湿法磁选工艺
CN108993760A (zh) 一种风化低品位难选锰矿分选工艺
CN105689126B (zh) 一种鲕状赤铁矿选矿工艺
KR101607255B1 (ko) 직접 환원철 제조 방법 및 그 장치
CN114247555A (zh) 一种铁矿石的破碎磨矿磁选处理工艺
WO2023054588A1 (ja) 製鉄方法
CN106076506A (zh) 一种钢渣深加工的处理工艺
CN102492851A (zh) 回收火法冶炼提锌尾渣的方法
CN101781710A (zh) 湿法炼锌挥发窑窑渣的回收及利用方法
CN110732403A (zh) 铜冶炼炉渣的选矿方法
CN102886301A (zh) 赤铁矿选矿方法
CN101781708A (zh) 利用湿法炼锌挥发窑窑渣的方法

Legal Events

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

Ref document number: 22876452

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2022356833

Country of ref document: AU

Ref document number: AU2022356833

Country of ref document: AU

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 3231868

Country of ref document: CA

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 20247009492

Country of ref document: KR

Kind code of ref document: A

REG Reference to national code

Ref country code: BR

Ref legal event code: B01A

Ref document number: 112024005051

Country of ref document: BR

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2023551849

Country of ref document: JP

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2022356833

Country of ref document: AU

Date of ref document: 20220929

Kind code of ref document: A

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2022876452

Country of ref document: EP

Effective date: 20240429

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 112024005051

Country of ref document: BR

Kind code of ref document: A2

Effective date: 20240314