JPS5920734B2 - Treatment method for steelmaking electric furnace dust and mill scale - Google Patents
Treatment method for steelmaking electric furnace dust and mill scaleInfo
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Description
【発明の詳細な説明】
本発明は製鋼用電気炉ダストとミルスケールとを同時に
処理する方法に関する。DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION The present invention relates to a method for simultaneously treating steelmaking electric furnace dust and mill scale.
スクラップを原料とする小規模の製鋼圧延工場にあって
は、電気炉で発生し集塵機で捕集されるダストと、製鋼
工程および圧延工程で発生し回収されるミルスケールの
処理が問題である。In small-scale steel rolling mills that use scrap as raw material, there are problems with the treatment of dust generated in electric furnaces and collected by dust collectors, and mill scale generated and collected during the steel manufacturing and rolling processes.
上記電気炉ダストは、鋼塊生産量当り０．７％から１６
％（重量係、以下同じ）に達するが、鉄品位が低くしか
も酸化物であるため電気炉用の鉄源としてそのまま利用
できず、まだ亜鉛、鉛、カドミウム等の有価有害金属を
多量に含有しているだめ埋立廃棄することもできない。The above electric furnace dust ranges from 0.7% to 16% per steel ingot production.
% (by weight; the same applies hereafter), but because it has a low iron quality and is an oxide, it cannot be used as an iron source for electric furnaces, and it still contains large amounts of valuable and harmful metals such as zinc, lead, and cadmium. It cannot be disposed of in a landfill either.
そこで、この電気炉ダストを処理して金属成分を分離回
収することが必要となる。Therefore, it is necessary to process this electric furnace dust to separate and recover the metal components.
従来の処理方法として、電気炉ダストを還元剤とともに
ロータリーキルン内に装入して焙焼することにより、亜
鉛等の有価、有害金属を還元揮発させ、さらに雰囲気中
で再酸化させて集塵機で捕集するとともに、上記電気炉
ダスト中に含まれる酸化鉄を還元して還元鉄を得る方法
がある。The conventional treatment method is to charge electric furnace dust with a reducing agent into a rotary kiln and roast it to reduce and volatilize valuable and harmful metals such as zinc, which are then reoxidized in the atmosphere and collected by a dust collector. In addition, there is a method of reducing iron oxide contained in the electric furnace dust to obtain reduced iron.
この方法では有価、有害金属を回収することができるが
、次のような欠点があった。Although this method can recover valuable and harmful metals, it has the following drawbacks.
すなわち、還元鉄中には電気炉ダストに予め含有されて
いたスラグ分がほとんどそのま丑残留するため、還元鉄
中の金属鉄の含有量が３５％から４５係と低く、還元鉄
をそのま捷電気炉用鉄源として使用することができない
。In other words, since most of the slag previously contained in the electric furnace dust remains in the reduced iron, the content of metallic iron in the reduced iron is as low as 35% to 45%. It cannot be used as an iron source for electric furnaces.
このため、還元鉄中の鉄分を磁選して回収する必要があ
り、そうすると磁選によって残ったスラグ分の多い大量
の磁選尾鉱の処理が公害上問題になった。For this reason, it was necessary to recover the iron content in the reduced iron by magnetic separation, and the disposal of the large amount of magnetic separation tailings with a high slag content that remained after magnetic separation became a pollution problem.
また、電気炉ダストの従来の処理方法として、ロータリ
ーキルン内へ配合する還元剤の量を上述の方法より少な
くし低温焙焼することにより、有価、有害金属のみを還
元して揮発除去し、酸化鉄は最終的に還元せず酸化鉄の
ままクリンカーとして取り出す方法もある。In addition, as a conventional treatment method for electric furnace dust, the amount of reducing agent added to the rotary kiln is reduced compared to the method described above, and low-temperature roasting is performed to reduce and volatilize only valuable and harmful metals. There is also a method of extracting iron oxide as clinker without final reduction.
この方法では、クリンカー中に亜鉛が４係から７係、塩
素が０．４％から１．５係残留するため、その処理が公
害上問題であった。In this method, zinc remains in the clinker by 4 to 7 parts and chlorine remains in the clinker by 0.4 to 1.5 parts, which poses a pollution problem.
他方、ミルスケールは、その発生量が鋼塊当り１．０％
かう２．０％に達している。On the other hand, the amount of mill scale generated is 1.0% per steel ingot.
It has reached 2.0%.
このミルスケールは鉄分６８％から７４％を含むが、組
成が酸化物であるためそのまま電気炉鉄源としては利用
できず、はとんど無価値である。This mill scale contains 68% to 74% iron, but since its composition is an oxide, it cannot be used as it is as an iron source for electric furnaces, and is almost worthless.
そこで、このミルスケールを還元再生して鉄源として利
用することが要望される。Therefore, it is desired to reduce and regenerate this mill scale and use it as an iron source.
この還元再生の方法として、ミルスケールを還元剤とと
もに配合してロータリーキルン内に装入し、還元するこ
とが考えられる。One conceivable method for this reductive regeneration is to mix mill scale with a reducing agent and charge it into a rotary kiln for reduction.
しかしながら、この方法ではミルスケール中にスラグ分
が少ないためロータリーキルン内での造粒作用が進まず
、この結果、ロータリーキルン内でスケールが熱流とな
って移動し還元層が安定せず反応の進行を妨げる。However, in this method, the granulation action in the rotary kiln does not proceed due to the small amount of slag in the mill scale, and as a result, the scale moves in the rotary kiln as a heat flow, making the reduction layer unstable and hindering the progress of the reaction. .
また、還元反応領域ではロータリーキルン内壁にＦｅＯ
リッチなダムリング（遠吠の障害物）が形成されたりし
て操業の安定化を図れない等の問題があった。In addition, in the reduction reaction area, FeO is added to the inner wall of the rotary kiln.
There were problems such as the formation of rich dam rings (obstacles to howling) and the inability to stabilize operations.
本発明は上述した事情にもとづきなされたもので、その
目的は電気炉ダスｉ・およびミルスケールを経済的かつ
無公害に処理する方法を提供することにある。The present invention has been made based on the above-mentioned circumstances, and its object is to provide a method for economically and pollution-free processing of electric furnace dust and mill scale.
上記目的を達成するため、本発明方法にあっては、電気
炉ダストとミルスケールとを還元剤とともに混合し、ロ
ータリーキルン内で還元焙焼し、亜鉛等の有価、有害金
属の酸化物を還元揮発させ、さらに雰囲気中で再酸化さ
せて集塵機で回収するとともに、電気炉ダストおよびミ
ルスケールに含有される酸化鉄を還元するものである。In order to achieve the above object, in the method of the present invention, electric furnace dust and mill scale are mixed together with a reducing agent and roasted for reduction in a rotary kiln to reduce and volatilize oxides of valuable and harmful metals such as zinc. The iron oxide is then re-oxidized in an atmosphere and collected by a dust collector, and the iron oxide contained in the electric furnace dust and mill scale is reduced.
本発明によれば、電気炉ダストとミルスケールを混合処
理することにより、これらをそれぞれ単独で処理する従
来方法の欠点を解消できる。According to the present invention, by processing electric furnace dust and mill scale in a mixed manner, it is possible to eliminate the drawbacks of the conventional method of processing each of them individually.
すなわち、電気炉ダスト処理における低品位還元鉄の問
題をミルスケール配合による鉄源補給により解決すると
ともに、ミルスケール処理におけるスラグ不足の問題を
電気炉ダスト配合によるスラグ分補給により解決できる
。That is, the problem of low-grade reduced iron in electric furnace dust treatment can be solved by replenishing the iron source by blending mill scale, and the problem of slag shortage in mill scale treatment can be solved by replenishing the slag amount by blending electric furnace dust.
本発明の経済性は、電気炉ダストとミルスケールの同時
処理による処理工程の半減化、および原料のリサイクル
による省資源化によって達成される。The economic efficiency of the present invention is achieved by halving the processing steps by simultaneously treating electric furnace dust and mill scale, and by saving resources by recycling raw materials.
ここで原料のリサイクルとは、回収される亜鉛精鉱が高
品位であるため有効に活用できること、還元鉄が金属化
鉄を多く含有しているために電気炉鉄源等として利用で
きることである。Here, recycling of raw materials means that the recovered zinc concentrate is of high grade and can be effectively utilized, and that reduced iron contains a large amount of metallized iron, so it can be used as a source of iron for electric furnaces, etc.
本発明の無公害性は、再利用できる亜鉛精鉱および還元
鉄以外にいかなる中間産物、廃棄物も発生させないこと
によって達成される。The non-polluting nature of the present invention is achieved by not generating any intermediate or waste products other than zinc concentrate and reduced iron, which can be recycled.
本発明において、混合原料中にはスラグが１０係〜１５
係程度含有されることになる。In the present invention, the mixed raw material contains slag of 10 to 15 parts.
It will be contained to some extent.
原料中にスラグが含有されていると、ロータリーキルン
の出口から全長の約３０％を占める部分でこのスラグが
重液相になり、混合原料の造粒作用が促進される。If the raw material contains slag, this slag becomes a heavy liquid phase in a portion that occupies about 30% of the total length from the outlet of the rotary kiln, promoting the granulation action of the mixed raw material.
このスラグの塩素度は１．０〜１．４が好ましい。The chlorine degree of this slag is preferably 1.0 to 1.4.
スラグの塩基度が１．０より低いと融点が低下するため
原料全体の粘性が低下して高温部でのダムリング生成の
原因となり、スラグの塩基度が１．４より高いとスラグ
準液相が生成しないので造粒作用が進まず、ひいては還
元反応が順−に進行しないからである。If the basicity of slag is lower than 1.0, the melting point will be lowered and the viscosity of the entire raw material will be lowered, causing the formation of dam rings in the high temperature section.If the basicity of slag is higher than 1.4, the slag will be in a quasi-liquid phase. is not produced, the granulation action does not proceed, and as a result, the reduction reaction does not proceed in order.
造粒作用が進まないと、ロータリーキルン排出後の還元
鉄は細粒となり再酸化の原因にもなる。If the granulation action does not proceed, the reduced iron discharged from the rotary kiln will become fine particles and may cause re-oxidation.
好都合なことに、電気炉はほとんどの場合、塩基性操業
をしており電気炉ダストに含有されるスラグも１．０〜
１．４の塩基度を有している。Conveniently, electric furnaces are operated in basic conditions in most cases, and the slag contained in electric furnace dust is 1.0~
It has a basicity of 1.4.
次に、各原料の配合割合について議論する。Next, the blending ratio of each raw material will be discussed.
ミルスケールの配合量は電気炉ダストに対して１．０〜
３．５倍の範囲が好ましい。The blending amount of mill scale is 1.0 to 1.0 to electric furnace dust.
A range of 3.5 times is preferred.
ミルスケールの配合量が電気ダストに対して１．０陪以
下であると、配合原料中の鉄品位が５０係を割り、亜鉛
等を回収した残りの還元鉄中の金属化鉄分が７０係以下
となり、この還元鉄を電気炉用鉄源として再利用するこ
とが困難になるからである。If the blended amount of mill scale is 1.0 parts or less with respect to electrical dust, the iron grade in the blended raw materials will be less than 50 parts, and the metallized iron content in the remaining reduced iron after recovering zinc etc. will be less than 70 parts. This is because it becomes difficult to reuse this reduced iron as an iron source for an electric furnace.
またミルスケールの配合量が電気炉ダストに対して３．
５倍以上であると、亜鉛精鉱の亜鉛品位を５０係以上に
することが困難となり、亜鉛精鉱としての価値が著しく
低下するからである。Also, the blending amount of mill scale is 3.
This is because if it is 5 times or more, it becomes difficult to make the zinc grade of the zinc concentrate higher than 50, and the value as a zinc concentrate decreases significantly.
このミルスケール配合量ノ上限値の決定についてはキャ
リアオーバー原料の存在が深く関与している。The presence of carrier over raw materials is deeply involved in determining the upper limit of the mill scale blending amount.
すなわち、キルン操業の際乾燥された原料の一部（装入
原料に対して２．５〜３．０％）が炉内気流によって飛
散し、未反応のまま集塵機へキャリアオーバーされ、最
終的に亜鉛精鉱中に混入される。In other words, during kiln operation, a part of the dried raw material (2.5 to 3.0% of the charged raw material) is scattered by the airflow in the furnace, carried over to the dust collector without reacting, and finally Mixed into zinc concentrate.
この結果、亜鉛精鉱中の亜鉛品位の低下を余儀なくされ
る。As a result, the zinc grade in the zinc concentrate is forced to decline.
このため、原料中の亜鉛品位を約６係以上にしなければ
亜鉛精鉱の亜鉛品位を５０係以上に維持できないが、ミ
ルスケールの配合量が電気炉ダストに対して３．５倍以
上になると、原料中の亜鉛品位が６％以下となり、ひい
ては亜鉛精鉱中の亜鉛品位が５０係以下になってしまう
のである。For this reason, the zinc grade of zinc concentrate cannot be maintained at 50 parts or more unless the zinc quality in the raw material is about 6 parts or more, but if the blended amount of mill scale is 3.5 times or more compared to electric furnace dust, , the zinc grade in the raw material becomes 6% or less, and as a result, the zinc grade in the zinc concentrate becomes 50% or less.
なお、電気炉ダスト中の亜鉛品位は変動するが、ミルス
ケールの配合量を上述の上限値以下にすれば、亜鉛精鉱
中の品位を５０係以上に維持できることが実証されてい
る。Although the zinc grade in the electric furnace dust fluctuates, it has been proven that the grade in the zinc concentrate can be maintained at a factor of 50 or higher by keeping the blending amount of mill scale below the above-mentioned upper limit.
還元剤としてのコークス、無煙炭等の配合量は、原料中
の金属酸化物をほとんど全て還元できる量である。The amount of coke, anthracite, etc. used as a reducing agent is such that almost all metal oxides in the raw materials can be reduced.
たとえば固定カーボンＣを８０．２％含む無煙炭を還元
剤として使用した場合、原料中の金属酸化物の酸素を全
てＣＯガスとするために必要な炭素量を０．８０２で割
って得た量が、無煙炭の必要配合量となる。For example, when anthracite containing 80.2% fixed carbon C is used as a reducing agent, the amount of carbon required to convert all the oxygen in the metal oxide in the raw material into CO gas is divided by 0.802. , is the required amount of anthracite.
具体的な原料の配合例を明細書末から２頁目の第１表に
示す。Specific blending examples of raw materials are shown in Table 1 on the second page from the end of the specification.
この表では電気炉ダス）１０００ｋｇに対するミルスケ
ール、無煙炭の量を示すことによって、配合割合を表わ
している。In this table, the blending ratio is expressed by showing the amounts of mill scale and anthracite per 1000 kg of electric furnace dust.
この表には、電気炉ダストとミルスケールを加えた原料
に対する無煙炭の配合量が、配合例１から配合例３まで
の間に増加していることが示されている。This table shows that the amount of anthracite added to the raw material including electric furnace dust and mill scale increases from Formulation Example 1 to Formulation Example 3.
これは、電気炉ダストとミルスケールの混合原料のうち
ミルスケールの割合が増えるため還元すべき金属酸化物
の割合が増大することに起因する。This is because the proportion of mill scale in the mixed raw material of electric furnace dust and mill scale increases, and therefore the proportion of metal oxides to be reduced increases.
次に、各原料の成分、粒度の一例を明細書末から２頁目
の第２表、第３表に示す。Next, examples of the components and particle sizes of each raw material are shown in Tables 2 and 3 on the second page from the end of the specification.
第２表には電気炉ダストおよびミルスケールとともに、
電気炉ダストとミルスケールを第１表に示した配合例２
に従って混合した場合の混合原料の成分を示す。Table 2 shows electric furnace dust and mill scale, as well as
Combination example 2 with electric furnace dust and mill scale shown in Table 1
The components of the mixed raw materials when mixed according to the following are shown.
電気炉ダストは本来３．０〜６．０係の塩素を含むが、
第２表に示す電気炉ダストは脱塩処理後のものであるの
で、塩素含有量が０６係となっている。Electric furnace dust originally contains 3.0 to 6.0 chlorine, but
Since the electric furnace dust shown in Table 2 has been subjected to desalination treatment, the chlorine content is 06.
寸だ、配合例２による混合原料のスラグ分の塩基度は
であり、本発明方法における好ましい塩基度の範囲１．
０〜１．４に適合していることがわかる。The basicity of the slag component of the mixed raw material according to Formulation Example 2 is 1.
0 to 1.4.
第３表には無煙炭の成分、粒度を示す。Table 3 shows the components and particle size of anthracite.
また、ロータリーキルン内での原料温度は、還元反応領
域において１１００℃ないし１３５０℃にするのが好捷
しい。Further, the temperature of the raw material in the rotary kiln is preferably 1100° C. to 1350° C. in the reduction reaction region.
本発明方法は、たとえば第１図に示す装置によって実施
される。The method of the invention is carried out, for example, by the apparatus shown in FIG.
第１図において、ホッパー１には電気炉ダスト、ホンパ
ー２にはミルスケール、ホッパー３にハ還元剤としての
無煙炭がそれぞれ収容されている。In FIG. 1, hopper 1 contains electric furnace dust, hopper 2 contains mill scale, and hopper 3 contains anthracite coal as a reducing agent.
まず、電気炉ダストは水洗により脱塩素処理される。First, electric furnace dust is dechlorinated by washing with water.
詳述すると、電気炉ダストはホッパー１かラリパルパー
４へ供給されてここで水と混合され、さらに塩素浸出槽
５で脱塩素される。Specifically, electric furnace dust is supplied to a hopper 1 or a lari pulper 4, where it is mixed with water, and further dechlorinated in a chlorine leaching tank 5.
この後、電気炉ダクトを含有する溶液はポンプ６でシッ
クナー７に送られる。After this, the solution containing the electric furnace duct is sent to the thickener 7 by the pump 6.
このシックナー７において沈殿したダストは底部から取
り出されて脱水機８で脱水される。The dust precipitated in the thickener 7 is taken out from the bottom and dehydrated in a dehydrator 8.
残留水溶液は水処理設備９へ送られここで処理される。The remaining aqueous solution is sent to the water treatment facility 9 and treated there.
このようにして脱塩素処理された電気炉ダストは脱水機
８からドラムミキサー１０へ供給すれる。The electric furnace dust thus dechlorinated is supplied from the dehydrator 8 to the drum mixer 10.
また、ミルスケールへ無煙炭もそれぞれホッパー２．３
から上記ドラムミキサー１０へ供給すれる。In addition, anthracite to the mill scale is also sent to the hopper 2.3.
is supplied to the drum mixer 10 from above.
各原料はこのドラムミキサー１０内で混練された後、給
鉱シュート１１を経てロータリーキルン１２内へ装入さ
れる。After each raw material is kneaded in this drum mixer 10, it is charged into a rotary kiln 12 via an ore feed chute 11.
なお、このロータリーキルン１２の入口は容器１３によ
って包囲されており、この容器１３底部にこぼれ落ちた
原料は上記給鉱シュート１１へ戻されるようになってい
る。Incidentally, the entrance of the rotary kiln 12 is surrounded by a container 13, and the raw material spilled to the bottom of the container 13 is returned to the ore feeding chute 11.
ロータリーキルン１２の出口（図中右端）にはバーナー
１４が設置されており、このバーナー１４による燃焼熱
が後述するファン２２の吸気作用により入口（図中左端
）方向に向って流れるようになっている。A burner 14 is installed at the outlet of the rotary kiln 12 (the right end in the figure), and the combustion heat from the burner 14 flows toward the inlet (the left end in the figure) by the suction action of a fan 22, which will be described later. .
この結果、ロータリーキルン１２内を移動する原料の温
度は第２図に示すようになる。As a result, the temperature of the raw material moving within the rotary kiln 12 becomes as shown in FIG.
原料の反応段階により、このロータリーキルン１２内は
、３つの領域、すなわち乾燥予熱帯Ａ、予備還元帯Ｂ、
還元造粒帯Ｃに分けることができる。Depending on the reaction stage of the raw materials, the inside of this rotary kiln 12 has three zones: a drying pre-reduction zone A, a pre-reduction zone B,
It can be divided into reduction granulation zone C.
乾燥予熱帯Ａは装入口から原料温度が約７００℃に達す
るまでの領域である。The drying pre-heating zone A is an area from the charging port until the raw material temperature reaches about 700°C.
装入された原料は、入口付近において３００℃から６０
０℃の排ガスにより脱水乾燥され、さらに乾燥予熱帯Ａ
の高温部へと移動しながら予熱される。The charged raw material is heated from 300℃ to 60℃ near the inlet.
Dehydrated and dried by 0°C exhaust gas, and further dried in the drying preheating zone A.
It is preheated while moving to the high temperature section of the
予備還元帯Ｂは原料温度が約７００℃から１０００℃ま
での領域であり、この領域では原料中の酸化鉄Ｆｅ２Ｏ
３が還元されてＦｅＯとなるが金属化鉄はまだ生成され
ない。Pre-reduction zone B is a region where the raw material temperature is from about 700°C to 1000°C, and in this region iron oxide Fe2O in the raw material
3 is reduced to FeO, but metallized iron is not yet produced.
この予備還元帯Ｂにおいて、特に７５０℃から８５０℃
の間では、亜鉛、鉛、カドミウムの塩化物が活発に揮発
して原料中から除去され、さらにロータリーキルン１２
内で酸化されるとともに炉内気流に乗って後述する集塵
機へ運ばれる。In this preliminary reduction zone B, especially from 750°C to 850°C
In the rotary kiln 12, chlorides of zinc, lead, and cadmium are actively volatilized and removed from the raw materials.
It is oxidized within the furnace and carried by the airflow inside the furnace to a dust collector, which will be described later.
最終段の還元造粒帯Ｃでは原料温度は１０００℃からさ
らに上昇し、出口端から３ｍないし６ｍの範囲では約１
２５０℃となる。In the reduction granulation zone C in the final stage, the raw material temperature further rises from 1000°C, and in the range of 3m to 6m from the outlet end, the temperature of the raw material rises to about 1
It becomes 250℃.
この還元造粒帯Ｃでは、原料中のスラグ分が重液相にな
ることによって造粒が行なわれるとともに、酸化鉄Ｆｅ
Ｏが活発に還元されて金属化鉄になり、この結果ロータ
リーキルン１２内の原料は金属化鉄を多量に含有する還
元鉄となる。In this reduction granulation zone C, granulation is performed by the slag content in the raw material becoming a heavy liquid phase, and iron oxide Fe
O is actively reduced to metallized iron, and as a result, the raw material in the rotary kiln 12 becomes reduced iron containing a large amount of metallized iron.
また、酸化亜鉛等の有価、有害金属酸化物は、無塩炭と
活発に反応して還元揮発することにより原料から除去さ
れ、さらにロータリーキルン１２内で再酸化して集塵機
へ運ばれる。In addition, valuable and harmful metal oxides such as zinc oxide are removed from the raw material by actively reacting with unsalted coal to reduce and volatilize, and are further oxidized in the rotary kiln 12 and transported to the dust collector.
この反応の際、鉄の金属化率が９０％を越えると脱亜鉛
率も９７％以上となる。During this reaction, when the metallization rate of iron exceeds 90%, the dezincing rate also increases to 97% or more.
ロータリーキルン１２の出口端には還元反応を促進する
目的で７０ｍｍから２００ｍｍの高さのキャスタブルま
たは異形レンガの環状のダム１２ａを設けである。At the outlet end of the rotary kiln 12, an annular dam 12a made of castable or irregularly shaped bricks with a height of 70 mm to 200 mm is provided for the purpose of promoting the reduction reaction.
原料温度はキルン出口の熱放散により１０００℃ぐらい
まで下り、また空気酸化をうけて酸化雰囲気となり、ダ
ムリング生長の原因となる場合がある。The temperature of the raw material drops to about 1000° C. due to heat dissipation at the kiln outlet, and it is also subjected to air oxidation to create an oxidizing atmosphere, which may cause damming growth.
この場合にはブリーノ等の還元剤を臨時に投入して還元
雰囲気を維持したり、バーナー、ロータリーキルン１２
の回転数を調整することにより、上記ダムリングの生長
を防止する。In this case, a reducing agent such as blino may be added temporarily to maintain a reducing atmosphere, or burners, rotary kilns, etc.
By adjusting the rotation speed of the dam ring, the growth of the dam ring is prevented.
また、このような方法でもダムリングの生長を阻止でき
ない時は図示するような公知の水冷式ボーリングバー１
５によって機械的にタラリングを取り除いても良い。If the growth of dam rings cannot be prevented even with this method, a known water-cooled boring bar 1 as shown in the figure may be used.
The cod ring may be removed mechanically by step 5.
ロータリーキルン１２から排出された粒状の還元鉄は、
ロータリーキルン１２の出口を包囲する容器１６から再
酸化されることなく水槽１７へ投入されて冷却され、さ
らに掻上コンベアー１８によりヤード１９へ堆積されて
製品となる。The granular reduced iron discharged from the rotary kiln 12 is
It is fed into a water tank 17 without being reoxidized from a container 16 surrounding the outlet of the rotary kiln 12, where it is cooled, and further deposited in a yard 19 by a scraper conveyor 18 to become a product.
他方、ロータリーキルン１２から送られてきた亜鉛酸化
物等は、一部が集塵機としてのダストサイクロン２０に
よって粗取りされてホッパー２１に回収され、残りがさ
らにファン２２の吸引作用により集塵機としてのバック
フィルター２３に導ひかれてここで捕集され、上記ホッ
パー２１に回収される。On the other hand, a part of the zinc oxide, etc. sent from the rotary kiln 12 is roughly removed by a dust cyclone 20 as a dust collector and collected in a hopper 21, and the rest is further sent to a back filter 23 as a dust collector by the suction action of a fan 22. It is collected here and collected in the hopper 21.
第２表、第３表に示す成分、粒度の原料を使用するとと
もに、これら原料を第１表の配合例２に従って配合し、
かつ上述の装置を用いることにより本発明方法を実施し
た結果、生産された亜鉛精鉱、還元鉄の生産量、成分、
粒度は第４表に示すようになった。Using raw materials with the components and particle sizes shown in Tables 2 and 3, and blending these raw materials according to Formulation Example 2 in Table 1,
And as a result of carrying out the method of the present invention by using the above-mentioned apparatus, the production amount and composition of zinc concentrate and reduced iron produced,
The particle size was as shown in Table 4.
この第４表から明らかなように、亜鉛精鉱は亜鉛を５５
．１条含むため高品位であり、有効に再活用できる。As is clear from Table 4, zinc concentrate contains 55% zinc.
．． Since it contains one thread, it is of high quality and can be effectively reused.
寸だ、鉛、カドミウム等の重金属も亜鉛精鉱中に回収さ
れている。In fact, heavy metals such as lead and cadmium are also recovered in zinc concentrate.
また、亜鉛精鉱中の塩素、フッ素等の・・ロゲン含有量
は極めて微量である。Furthermore, the content of chlorine, fluorine, etc. in zinc concentrate is extremely small.
これは前述した電気炉ダストの脱塩素処理による。This is due to the dechlorination treatment of electric furnace dust mentioned above.
・・ロゲンは亜鉛精鉱を次工程で処理する際、有害物質
として働くので、含有量が少ない方が好ましいのである
。...Rogen acts as a harmful substance when processing zinc concentrate in the next process, so it is preferable to have a low content.
他方、還元鉄は金属化鉄を７５係含有し、金属化率が
となり、さらに粒度が８０％通過サイズ３０皿となって
いる。On the other hand, reduced iron contains 75 parts of metallized iron, has a metallization rate of 80%, and has a particle size of 30 pieces.
したがって、この還元鉄は製鋼用鉄源として有効に活用
できる。Therefore, this reduced iron can be effectively utilized as an iron source for steelmaking.
第１図は本発明方法を実施するために使用される装置の
一例を概略して示す図であり、第２図はロータリーキル
ン内における原料温度の分布をロータリーキルン全長に
亘って示す図である。
１２・・・・・・ロータリーキルン、２０・・・・・・
サイクロン（集塵機）、２３・・・・・・バッグフィル
ター（集塵機）。FIG. 1 is a diagram schematically showing an example of an apparatus used to carry out the method of the present invention, and FIG. 2 is a diagram showing the distribution of raw material temperature in a rotary kiln over the entire length of the rotary kiln. 12...Rotary kiln, 20...
Cyclone (dust collector), 23...Bag filter (dust collector).
Claims (1)
ケールと、還元剤とを混合し、この混合原料をロータリ
ーキルン内で還元焙焼し、この還元焙焼の過程において
、上記電気炉ダスト中に含有されていた主に亜鉛を含む
有価、有害金属の酸化物を還元揮発させて原料中から除
去し、さらに再酸化させて集塵機で回収することにより
亜鉛精鉱を生産するとともに、上記電気炉ダストおよび
ミルスケールに含有された酸化鉄を還元することにより
還元鉄を生産することを特徴とする製鋼用電気炉ダスト
およびミルスケールの処理方法。 ２ 製鋼用電気炉ダストに対するミルスケールの配合量
を１．０から３５倍の範囲とし、還元剤の配合量を、上
記製鋼用電気炉ダストおよびミルクケールを還元するの
に必要な量とすることにより、亜鉛品位５０重量係以上
の亜鉛精鉱と、金属化鉄分を７０重量係以上含有する還
元鉄とを生産することを特徴とする特許請求の範囲第１
項に記載の製鋼用電気炉ダストおよびミルスケールの処
理方法。[Claims] 1. Dust generated and collected in a steelmaking electric furnace, mill scale, and a reducing agent are mixed, and this mixed raw material is reductively roasted in a rotary kiln, and this reductive roasting process is performed. In this process, the oxides of valuable and harmful metals, mainly containing zinc, contained in the electric furnace dust are reduced and volatilized to remove them from the raw material, and then re-oxidized and recovered using a dust collector to produce zinc concentrate. A method for treating electric furnace dust and mill scale for steelmaking, characterized in that reduced iron is produced by reducing iron oxide contained in the electric furnace dust and mill scale. 2. The blending amount of mill scale should be in the range of 1.0 to 35 times that of the steelmaking electric furnace dust, and the blending amount of the reducing agent should be the amount necessary to reduce the above-mentioned steelmaking electric furnace dust and milk kale. Claim 1, characterized in that zinc concentrate with a zinc grade of 50% by weight or more and reduced iron containing metallized iron content of 70% by weight or more are produced by
A method for treating steelmaking electric furnace dust and mill scale as described in Section 1.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP56142350A JPS5920734B2 (en) | 1981-09-11 | 1981-09-11 | Treatment method for steelmaking electric furnace dust and mill scale |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP56142350A JPS5920734B2 (en) | 1981-09-11 | 1981-09-11 | Treatment method for steelmaking electric furnace dust and mill scale |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS5845335A JPS5845335A (en) | 1983-03-16 |
| JPS5920734B2 true JPS5920734B2 (en) | 1984-05-15 |
Family
ID=15313320
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP56142350A Expired JPS5920734B2 (en) | 1981-09-11 | 1981-09-11 | Treatment method for steelmaking electric furnace dust and mill scale |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS5920734B2 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS61239717A (en) * | 1985-04-16 | 1986-10-25 | Mitsubishi Electric Corp | Driving circuit for field effect transistor |
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|---|---|---|---|---|
| JP4499306B2 (en) * | 2001-02-20 | 2010-07-07 | 住友重機械工業株式会社 | Method for dezincing zinc-containing iron oxide using a rotary kiln |
| JP5723304B2 (en) * | 2012-02-02 | 2015-05-27 | 新日鐵住金株式会社 | How to operate the rotary kiln |
| RU2626371C1 (en) * | 2016-09-05 | 2017-07-26 | Общество с ограниченной ответственностью "Урал - рециклинг" | Method of processing metallurgical production waste |
-
1981
- 1981-09-11 JP JP56142350A patent/JPS5920734B2/en not_active Expired
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| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
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| JPS61239717A (en) * | 1985-04-16 | 1986-10-25 | Mitsubishi Electric Corp | Driving circuit for field effect transistor |
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| JPS5845335A (en) | 1983-03-16 |
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