CN102414328B - 高炉操作方法 - Google Patents
高炉操作方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN102414328B CN102414328B CN201080018937.1A CN201080018937A CN102414328B CN 102414328 B CN102414328 B CN 102414328B CN 201080018937 A CN201080018937 A CN 201080018937A CN 102414328 B CN102414328 B CN 102414328B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- gas
- blown
- blast furnace
- preheating gas
- temperature
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Fee Related
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 47
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 415
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 21
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 21
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 claims description 22
- 238000009434 installation Methods 0.000 claims description 19
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 14
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 11
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 10
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 238000005243 fluidization Methods 0.000 abstract description 10
- 238000013019 agitation Methods 0.000 abstract 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 50
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 43
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 32
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 14
- 238000012856 packing Methods 0.000 description 14
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 13
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 13
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 12
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 12
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 10
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 10
- 230000008859 change Effects 0.000 description 9
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 9
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 8
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 8
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 7
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 7
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 7
- 239000003595 mist Substances 0.000 description 6
- NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoferriooxy)iron hydrate Chemical compound O.O=[Fe]O[Fe]=O NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 description 5
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 4
- 235000011089 carbon dioxide Nutrition 0.000 description 4
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 238000004088 simulation Methods 0.000 description 4
- 230000002159 abnormal effect Effects 0.000 description 3
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 3
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 3
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 3
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 3
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 3
- 238000011160 research Methods 0.000 description 3
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 3
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 3
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 2
- 238000006114 decarboxylation reaction Methods 0.000 description 2
- 238000001514 detection method Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 2
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 2
- 238000010079 rubber tapping Methods 0.000 description 2
- JBQYATWDVHIOAR-UHFFFAOYSA-N tellanylidenegermanium Chemical compound [Te]=[Ge] JBQYATWDVHIOAR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000009834 vaporization Methods 0.000 description 2
- 230000008016 vaporization Effects 0.000 description 2
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001174 ascending effect Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 239000000567 combustion gas Substances 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009833 condensation Methods 0.000 description 1
- 230000005494 condensation Effects 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000006253 efflorescence Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000004744 fabric Substances 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 238000005338 heat storage Methods 0.000 description 1
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 description 1
- 230000005764 inhibitory process Effects 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000011159 matrix material Substances 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 238000010248 power generation Methods 0.000 description 1
- 238000010298 pulverizing process Methods 0.000 description 1
- 206010037844 rash Diseases 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 238000003892 spreading Methods 0.000 description 1
- 230000007480 spreading Effects 0.000 description 1
- 230000001502 supplementing effect Effects 0.000 description 1
- 230000008646 thermal stress Effects 0.000 description 1
- 210000005239 tubule Anatomy 0.000 description 1
- 238000009423 ventilation Methods 0.000 description 1
- 238000010792 warming Methods 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B7/00—Blast furnaces
- C21B7/16—Tuyéres
- C21B7/163—Blowpipe assembly
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
- C21B5/06—Making pig-iron in the blast furnace using top gas in the blast furnace process
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B7/00—Blast furnaces
- C21B7/007—Controlling or regulating of the top pressure
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B9/00—Stoves for heating the blast in blast furnaces
- C21B9/14—Preheating the combustion air
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2100/00—Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
- C21B2100/60—Process control or energy utilisation in the manufacture of iron or steel
- C21B2100/64—Controlling the physical properties of the gas, e.g. pressure or temperature
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C2250/00—Specific additives; Means for adding material different from burners or lances
- C21C2250/02—Hot oxygen
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/25—Process efficiency
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Combustion & Propulsion (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Waste-Gas Treatment And Other Accessory Devices For Furnaces (AREA)
Abstract
在对空气或富氧空气进行风口送风的高炉操作中,当使炉口半径为R0、距离料线的深度为R0的位置为p1、距离炉身部下端的高度为炉身部总高1/3的位置为p2时,将预热气体g从在炉高方向上设于位置p1与位置p2之间的气体吹入部A吹入炉内。可以防止低RAR操作时的炉况不正常、特别是可防止炉上部处的装入物的升温不良,且不会发生由炉身部吹入气体所导致的原料填充层的流动化或搅拌,可以保持原料下降的稳定性。所述预热气体从预热气体吹入部(A)以102(m/s)以下的线速度被吹入。
Description
技术领域
本发明涉及高炉操作方法。特别涉及用于实施稳定的低还原剂比操作的高炉操作方法。
背景技术
近年来,二氧化碳排放量的增加所导致的地球温暖化成为问题,在制铁业中抑制排放二氧化碳也成为重要的课题。在最近的高炉操作中,强力推荐低还原剂比(低RAR)操作。RAR(Reduction Agent Ratio)是每制造1吨生铁时的吹入燃料和由炉顶装入的焦炭的总量。
但是,当还原剂比(RAR)降低时,送风量下降,结果在炉身上部处装入物的升温迟缓、无法达成顺利的还原。反而助长锌化合物等的附壁,有可能导致风压变动或下料异常等炉况不正常。另外,在炉顶温度下降、低于100℃时,会发生排气中的水分在配管内冷凝的问题。
通常的高炉操作中,为了防止上述各种炉况不正常、特别是为了防止炉上部的装入物的升温不良,通常采用以下的对策。
(a)降低富氧率、增加气体量(降低热流比、提高气体温度)。
(b)增加微粉碳等燃料吹入量(降低热流比、提高气体温度)。
(c)降低还原效率(炉身效率)、提高还原剂比。
但是,上述(a)的对策由于会导致生产量降低,因而不优选。上述(b)依赖于吹入能力的富余程度,在能力极限附近进行操作的炼铁厂中,其增加量有限。另外,当增加燃料吹入量时,炉腹气体量增加而使生产量降低,因而有必要同时实施富氧化。但是,可使用的氧量在供给能力上也有限。上述(c)特意以降低效率的操作为方针,与减少二氧化碳的本来目的相反。
如此,当在普通高炉中进行低RAR操作时,通过通常操作范围内的操作条件的改变,难以回避各种炉况不正常、特别是炉上部的升温不良。
专利文献1为了解决在进行低RAR操作时炉身上部的装入物的升温迟缓这一课题,公开了在炉顶温度达到110℃以下时,使炉顶气体量的10体积%以下的量的气体作为预热气体从炉身上部吹入高炉内的方法。另外,专利文献1还公开了将在炼铁厂中储存于储气器的高炉发生气体或高炉发生气体与焦炭炉发生气体的混合气体作为预热气体进行吹入;或者使炉顶气体的一部分循环作为预热气体进行吹入。
现有技术文献
专利文献
专利文献1 : 日本特开2008?214735号公报。
发明内容
发明要解决的技术问题
专利文献1的方法中,当通过预热气体的吹入而使原料填充层发生流动化或者被搅拌时,则无法保持原料下降的稳定性、可能会导致炉况不正常。因而,在预热气体吹入时,认为重要的是不发生原料填充层的流动化或搅拌。但是,专利文献1中并未显示具体的气体吹入条件,例如在炉高方向上的气体吹入位置、气体吹入装置的构成或者炉周方向上的根数等。如专利文献1的图1所示,可以容易地推测当用一根细管吹入接近炉顶气体量的10%体积的量时,吹入位置附近的原料会发生流动化而被搅拌。
本发明的目的在于解决以上现有技术的课题,提供在普通高炉的操作中,可以防止低RAR操作时的炉况不正常、特别是炉上部的装入物的升温不良,而且不会发生由炉身部吹入气体所导致的原料填充层的流动化或搅拌,可保持原料下降的稳定性的高炉的操作方法。
用于解决技术问题的方法
用于解决上述课题的本发明的主旨如下所述。
(1)高炉操作方法,包括:在使高炉的炉口半径为R0、距离料线的深度为R0的位置为p1、距离炉身部下端的高度为炉身部总高1/3的位置为p2时,在炉高方向上在位置p1与位置p2之间设置气体吹入部A,从风口将富氧率为20体积%以下的热风吹入高炉内,由所述预热气体吹入部(A)吹入预热气体。
(2)上述(1)所述的高炉操作方法,其中,由所述预热气体吹入部(A)以102(m/s)以下的线速度吹入预热气体。
(3)上述(2)所述的高炉操作方法,其中,由所述气体吹入部(A)吹入的预热气体的线速度为6~102(m/s)。
(4)上述(3)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体的线速度为10~72(m/s)。
(5)上述(4)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体的线速度为15~72(m/s)。
(6)上述(1)所述的高炉操作方法,其中,所述气体吹入部(A)设于距离料线的深度为7m的位置与距离炉身部下端的高度为炉身部总高1/3的位置之间。
(7)上述(1)所述的高炉操作方法,其中,所述气体吹入部(A)在炉周方向上以等间隔设有至少4处以上。
(8)上述(1)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体的吹入包括吹入200℃以上的温度的预热气体、将炉顶温度保持于至少80℃以上。
(9)上述(8)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有200℃~1000℃的温度。
(10)上述(8)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体为除去了O2的燃烧排气。
(11)上述(8)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体为含有选自CO和CO2中的至少一者的燃烧排气。
(12)上述(8)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体为使高炉气体燃烧而得的气体。
(13)上述(8)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体为对高炉气体进行加热而得的气体。
(14)上述(8)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体的吹入包括将预热气体从在高炉的高度方向上多段设置的吹入口吹入炉内。
(15)上述(8)所述的高炉操作方法,其中,根据所述预热气体的温度及炉顶部的温度的至少一者来控制吹入预热气体的吹入口的高度方向的位置。
(16)上述(1)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有将Fe2O3还原的组成。
(17)上述(16)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有将Fe2O3还原、且将ZnO还原为Zn的组成。
(18)上述(16)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有0.05以上的CO/(CO+CO2)比,具有温度为500℃~900℃的温度。
(19)上述(17)所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有0.05以上的CO/(CO+CO2)比,具有温度为800℃~900℃的温度。
发明效果
通过本发明,在普通高炉的操作中可以防止低RAR操作时的炉上部处装入物的升温不良,同时还可有效地抑制炉顶温度降低所导致的水分冷凝或锌化合物的附壁等,而且不会发生由炉身部吹入气体所导致的原料填充层的流动化或搅拌、可保持原料下降的稳定性,由此可以稳定地实施低RAR操作。
附图说明
图1为模式地表示实施方式1的预热气体吹入部的位置的说明图。
图2为表示通过模拟推测实施方式1的在炉高方向的各位置处施加于原料粒子的荷重与基于此的气体吹入部A的最佳位置的结果的图。
图3为表示实施方式1的装入高炉中的原料的温度与通过该原料的炉内气体的压力损失变化的图。
图4为表示实施方式1的微粉炭吹入时的软熔带的位置的图。
图5为表示实施方式1的气体吹入部的位置对炉顶气体温度和低于吹入位置的原料温度所造成的影响的图。
图6为用于说明实施方式1的由气体吹入部吹入的预热气体的气体速度的优选上限的图。
图7为用于表示实施方式1的炉周方向上的气体吹入部A的优选设置数量和设置形态的说明图。
图8为表示实施方式1的对本发明例和比较例1用炉顶表面测量仪测定原料填充层的上层部的堆积形状的结果的说明图。
图9为表示实施方式1的对本发明例和比较例2通过测深(sounding)测定的原料下降状况的图。
图10为使用实施方式2的高炉操作方法的高炉的纵截面图。
图11为设于图10的高炉的预热气体吹入口的横截面图。
图12为以未吹入预热气体的情况为基准来说明实施方式2的预热气体的温度与炉顶温度的关系的图。
图13为以未吹入预热气体的情况为基准来说明实施方式2的预热气体的吹入位置与炉顶温度的关系的图。
图14为以未吹入预热气体的情况为基准来说明实施方式2的预热气体的吹入量与炉顶温度的关系的图。
图15为说明实施方式2中未吹入预热气体时的炉内温度分布的图。
图16为说明实施方式2中吹入1000℃的预热气体时的炉内温度分布的图。
图17为说明实施方式2中吹入200℃的预热气体时的炉内温度分布的图。
图18为表示实施方式3中重现向高炉吹入预热气体的部分的实验设备的图。
图19为氧化铁的平衡状态图(Fe2O3的CO还原)。
图20为氧化锌的平衡状态图。
图21为焦炭填充层中的CO与CO2的平衡组成图。
图22为氧化铁的平衡状态图(Fe2O3的氢还原)。
图23为表示实施方式3的实施例的平衡状态图(Fe2O3的CO还原)。
具体实施方式
[实施方式1]
实施方式1以从风口吹入空气或富氧空气的高炉操作、即普通高炉的操作为对象。对富氧空气进行风口送风时,通常进行在富氧率20体积%以下、优选10体积%以下的操作。应予说明,随着富氧率增加,通过炉内的气体量减少,为了升温炉身上部所需要的吹入气体量大幅度增加,因此从此方面出发也优选在如上述的富氧率下的操作。
实施方式1中,为了升温炉上部而进行向炉内吹气,但如图1模式地所示,在使炉口半径为R0、距离料线的深度为R0的位置为p1、距离炉身部下端的高度为炉身部总高1/3的位置为p2时,由在炉高方向上设于位置p1与位置p2之间的气体吹入部A将预热气体g吹入炉内。气体吹入部A的气体吹入装置通常由气体吹入管和煤气燃烧器等构成。
实施方式1中,由炉身部的气体吹入部A吹入气体的主要目的在于用于补充低RAR操作所导致的送风量的降低、确保炉上部处的气体流量,但是没有用处地吹入会降低炉顶温度的温度的气体与发明的主旨相违背,因而作为吹入气体使用预热气体。作为该预热气体通常使用在燃烧炉或间接加热炉等中进行了加热(预热)的气体,但只要是在刚产生的状态下即具有充分的温度的气体、则可直接作为预热气体使用。之后详细叙述预热气体g的优选条件。
为了使得由气体吹入部A吹入的预热气体g不会使炉内的原料填充层流动化、不会搅拌原料,有必要在气体吹入部A的位置处通过来自上部的荷重将原料填充层本身压实。当在接近于荷重未充分施加的表层的位置处吹入预热气体g时,原料填充层被流动化或搅拌而无法确保原料下降的稳定性。由于很难测定实际的高炉的荷重分布,因而在实施方式1中通过模拟推测气体吹入部A的最佳位置。图2显示其计算结果。
图2中,纵轴表示炉内的原料粒子的高度位置、横轴表示施加于各个原料粒子的荷重(白色的曲线表示施加于原料粒子的荷重的平均值)。由同图可知,施加于原料粒子的荷重从料线开始至深度R0(=相当于炉口半径)的位置p1附近急剧地增加,但在其下方荷重的增加缓慢。这是由于从料线开始至深度R0左右,原料的荷重线性地增加,而当比其更深时,由于炉壁的摩擦会支撑原料填充层,因而荷重的增加变缓。由此可知,为了不产生原料填充层的流动化或搅拌、由气体吹入部A稳定地吹入预热气体g,有必要将气体吹入部A设置在距离料线的深度为R0(=相当于炉口半径)的位置p1或更深的位置(下方位置)。
接着,对设置气体吹入部A的下限位置进行说明。图3表示装入高炉内的原料的温度和通过该原料的炉内气体的压力损失ΔP的变化之一例(测定例)。同图中,发生很大压力损失ΔP的区域是矿石的软熔带,因而流过这种压力损失大的区域(软熔带)的气体量应该极力减少。因此,气体吹入部A有必要设置在确实高于软熔带之上的位置。但是,由于软熔带随操作状态不同其高度有所改变、很难进行实际炉内的位置检测,因而其位置有必要通过模拟进行推测。
图4表示吹入微粉炭时的软熔带的位置、图4(a)表示微粉炭吹入量:130kg/t的情况、图4(b)表示微粉炭吹入量:160kg/t的情况。由同图可知,微粉炭吹入量越多,则软熔带越向上方移动。高炉的截面积在炉腹部为最大、在炉身部中越向上越小,因而当软熔带向上方移动时,通过气体的空塔速度也上升、压力损失增大。压力损失过大时,软熔带自身被抬起而发生改变、成为原料下降不正常的原因,因而理想的是将软熔带的高度维持在炉腹部的附近位置。因此推测,即便包含操作变动,只要将气体吹入部A设置在距离炉身部下端的高度为炉身部总高(图4中用h表示)的1/3位置p2或更高的位置上,则气体吹入部A不会位于较软熔带更低的位置上,另外在软熔带移动到该位置以前,就会达到之前的空塔速度上升所导致的操作界限。
由以上的理由出发,本发明中,以将气体吹入部A设置在炉高方向的位置p1与位置p2之间,并由该气体吹入部A将预热气体g吹入炉内作为条件。
图5为表示气体吹入部A对炉顶气体温度和位于吹入位置以下的原料温度所造成的影响的图。由图5可知,气体吹入部越向下,则炉顶气体温度(TGT)越降低、原料温度(Ts)越上升。这表示,吹入的预热气体为了对原料进行加热需要一定的深度。另一方面,当比7m还要深时,由于热交换基本结束,因而炉顶气体温度和原料温度变得恒定。由此可知,为了将预热气体的热量充分地供至原料,理想的是比7m还深的位置。
从炉内反应的均一性和对炉体的热应力的观点出发,优选预热气体温度与气体吹入部的炉内温度不同。因此,例如吹入1000℃的高温的预热气体时,理想的是吹入至炉身的相当低的下部,但考虑到熔带上升的可能性时,推测下限为之前所述的炉身部总高的1/3的位置。
另外,实施方式1中,优选使由气体吹入部A吹入的预热气体g的线速度为102(m/s)以下。为了满足这种条件,例如根据必须的吹入气体量,选择炉周方向上的气体吹入部A的设置数量或气体吹入部A的吹入口直径等。
由于高炉内的气体分布受矿石和焦炭的层厚比分布控制,因而必须避免由于预热气体g的吹入而妨碍气体吹入部A附近的原料下降、或原料被搅拌。因此,优选对吹入预热气体g的最大线速度进行规定。
由所述气体吹入部(A)吹入的预热气体的线速度优选为6~102(m/s)。更优选为10~72(m/s),最优选为15~72(m/s)。
如图6所示,当假定由气体吹入部A吹入的预热气体g的管内速度为u、该预热气体g在炉内以球状方式扩散时,面向上方的气体速度为u/2。另一方面,抬起最重粒子的气体速度使用下述牛顿的阻力定律和重力平衡进行计算时,大致为102m/s。
这里,ρs、ρg、g、Dp、C分别为原料的密度(kg/m3)、气体的密度(kg/m3)、重力加速度(m/s2)、原料粒径(m)、阻力系数(?)。
即,超过u/2=51(m/s)时,上升的气体的阻力确实大于施加于原料的重力。因此,由气体吹入部A吹入的预热气体g的线速度变为102(m/s)以下。
上述中,使用铁矿石原料的最大粒径30mm计算预热气体g的线速度,但使用表示铁矿石原料整体的平均粒径15mm进行计算时,为u/2=36.2(m/s)。因此,优选的最大流速约为72(m/s)。
大型高炉的风口数为40个左右,在高炉上设置更多吹入口在物理上是困难的。另外,考虑到紧急时的切断阀直径时,内径200mm左右成为界限。作为一例考虑由内径200mm的42个孔将30000Nm3/h的预热气体吹入炉身部的情况。当使气体的温度为800℃、压力为3.5atm时,计算前端气体速度约为6m/s。因而,由所述气体吹入部(A)吹入的预热气体的线速度优选为6(m/s)以上。
另外,在高炉内最易被吹飞的是轻且小的焦炭粉。当使其粒径为1mm、密度为1000kg/m3时,则u/2=5.2(m/s),为10(m/s)以下时,则所有原料都不会发生流动化。换而言之,为了达到10(m/s)以下,炉周方向上的气体吹入部A的设置数量或气体吹入部A的吹入口直径等没有必要增加。
另外,考虑到成本或操作风险时,气体吹入部A的设置数量越少越好、气体吹入部A的吹入口直径越小越好,此时气体吹入速度增加。气体配管相对于体积流量考虑到腐蚀所影响的寿命、压力损失、噪音、成本来选择最大流速,但认为从安全方面考虑也没有必要达到15(m/s)以下。
炉周方向上的气体吹入部A的设置数量或设置形态并无特别限定,优选在炉周方向上以等间隔设置于多处。特别优选至少在炉周方向上以等间隔设置于n处(但n为4以上的偶数),根据预热气体g的吹入总量,从所述n处的气体吹入部A中在炉周方向上等间隔地选择进行预热气体g的吹入的气体吹入部A。此时的气体吹入部A的以等间隔设置的数量为4、8、16、32、64等。图7(炉身部的水平截面)表示这种气体吹入部A的设置形态,在炉壁的周方向上以等间隔表示的细线代表气体吹入部A的位置、A=数字为气体吹入部A的设置数量。应予说明,在实际的设备中,由于与炉体冷却结构等的关系,有难以在炉周方向上严格地以等间隔设置气体吹入部A的情况,因而允许设置的位置有若干偏差。
由气体吹入部A吹入预热气体g是为了防止低RAR操作时的炉顶温度的降低,因而由于RAR,预热气体g的吹入所需量发生变化。吹入所需量为少量时,虽然能够均等地减少来自各气体吹入部A的气体吹入量,但实际上无法避免流量的检测?控制精度降低。因而,使吹入预热气体g的气体吹入部A的数量变得稀疏是合理的。高炉为轴对称形,优选预热气体g的吹入也呈轴对称。为了在炉周方向上以等间隔使吹入预热气体g的气体吹入部A的数量变得稀疏,有必要交替地设定使用的气体吹入部A和关闭的气体吹入部A。此时,气体吹入部A的设置数量例如为7或9等并非2的乘方的数时,无法完全地交替关闭。另一方面,例如使气体吹入部A的设置数量为64时,可以在按照32→16→8→4那样维持轴对称性的同时,减少吹入预热气体g的气体吹入部A的数量。
如上所述,在存在不进行预热气体g的吹入的气体吹入部A的情况下,当长期停止气体吹入时,有锌化合物等的附壁堵塞吹入口的危险。另外,即便是完全没有堵塞,从维持高炉的轴对称性的观点出发,吹入阻力上升而无法吹入适当的量也成为问题。为了防止这种气体吹入口的闭塞或狭小化,对于不进行预热气体g的吹入的气体吹入部A而言,优选持续或间断地流过微量的气体。
由气体吹入部A吹入的预热气体g的温度并无特别限定,从提高炉顶温度的观点出发,一般为100℃以上、优选为500℃以上。
预热气体g的种类并无特别限定,优选使用不含氧(作为O2的氧气。以下相同)或氧浓度低的气体。其原因在于,当在预热气体g中含氧时,会在炉内将还原中的铁氧化物(Fe3O4、FeO)再次氧化。
作为预热气体g,例如可以将除去了尘埃等后的炉顶气体的一部分循环利用。另外,还可在这种循环利用的炉顶气体的基础上或者代替该炉顶气体使用在炼铁厂中储存于储气器的高炉发生气体(B气体)或高炉发生气体和焦炭炉发生气体(C气体)的混合气体等。还可以在燃烧炉或间接加热炉内使作为上述预热气体g使用的气体加热升温(预热)而作为吹入气体使用。另外,上述气体还可在脱羧后吹入。通过进行脱羧,在成为CO主体的高热量气体的同时,可以减少在燃烧炉内使用的氧量。预热气体g的吹入量也无特别限定,例如为能够将炉顶气体温度维持于100~150℃左右的气体吹入量。
实施例
在炉内容积3000m3级的普通高炉中,作为本发明例,在稍低于图1所示位置p1(R0=5m)的下方位置、在炉周方向上以等间隔设置32根气体吹入管(气体吹入部A),由这些气体吹入管使炉顶气体的一部分(炉顶气体量的10体积%)循环并吹入炉内进行试验。炉顶气体在从炉顶气体发电装置的下游侧的气体流路中将一部分取出后,在燃烧炉中加热至500℃,作为预热气体g导入至气体吹入管(气体吹入部A)中。气体吹入管的内径为200mm、气体吹入管前端的气体速度为稍低于20m/s的程度。该气体速度满足102(m/s)以下。
另一方面,作为比较例1,在稍高于图1所示位置p1的上方位置、在炉周方向上以等间隔设置32根气体吹入管(气体吹入部A),由这些气体吹入管在与上述本发明例相同的条件下进行预热气体g的吹入。另外,作为比较例2,在炉身部的下端位置、在炉周方向上以等间隔设置32根气体吹入管(气体吹入部A),由这些气体吹入管在与上述本发明例相同的条件下进行预热气体g的吹入。对于本发明例和比较例1,将使用炉顶表面测量仪测定原料填充层的上层部的堆积形状的结果示于图8。另外,对于本发明例和比较例2,将利用测深(sounding)测定的原料下降状况示于图9。
首先,实施本发明例时没有送风压的异常,可获得图8(a)所示的原料堆积形状。另外,如图9(a)所示,原料下降状况也顺利。接着,改变吹入预热气体g的气体吹入管来实施比较例1时,随着送风压的突然上升,发生变动也增大的现象,无法返回至最初的吹入位置(本发明例)。将此时的原料堆积形状示于图8(b),周边部平整化,矿石流入中心部。这种原料堆积形状由于预热气体g的吹入位置过浅,因而阻碍了原料堆积面的稳定性、堆积形状破坏。
接着,改变吹入预热气体g的气体吹入管来实施比较例2时,如图9(b?1)所示原料下降停止,之后,如图9(b?2)所示发生被称作连续打滑的不连续且高速的原料下降。此时,从炉顶释放接近1000℃的高温气体,同时熔融金属温度骤降至100℃附近。认为这是由于将气体吹入至通风阻力高的熔融层之下,因此妨碍了熔融层的顺畅的下降。
接着,本发明例中,将吹入预热气体g的气体吹入管的根数减半至16根。最初预热气体吹入量也被减半、气体速度得以维持,但之后慢慢地增加风量基本达到230m/s时,吹入压力和流量突然变动、变得无法控制。此时,通过由设置于气体吹入管的照相机的观察确认原料不稳定地运动,而在之前的堆积形状的表面测量仪测定结果中未见变化,确认其原因并非在于堆积面表层的搅拌,而是原料填充层内的搅拌。
[实施方式2]
一边参照附图一边说明实施方式2的高炉操作方法。
图10为使用实施方式2的高炉操作方法的高炉的整体图。炉身是指在该高炉中从高炉上部向下方加宽的部分。
该高炉1中,从风口2吹入热风、使装在炉内的焦炭燃烧、将铁矿石熔融,从设置于炉床部的未图示的出铁孔进行出铁的操作。高炉1的炉内气体、所谓高炉气体在将一部分排放的同时将一部分循环,作为预热气体由设置于炉身部的吹入口吹入高炉1内。图中的符号4为对高炉气体进行加热的加热装置。使高炉气体为预热气体时,由于高炉气体本身不会燃烧,因此通过混合个别的燃烧气体在加热装置4内使其燃烧,或者通过燃烧器或加热器、蓄热体等外部加热装置进行加热。作为预热气体,在保持高炉1的炉内环境方面,高炉气体最为理想。预热气体除了高炉气体之外,例如还可使用由焦炭炉获得的所谓焦炭炉气体等燃烧排气。作为预热气体的要件,重要的是不阻碍炉内的还原环境,为此必须要件是不含O2。假设含有O2时,应该将O2除去再使用。另外,由于是燃烧排气,因而含有CO或CO2。
预热气体的吹入口3如图11所示,以等间隔设置在高炉1的整个圆周方向上,使得预热气体从高炉的整个圆周方向以等间隔被吹入,同时在高炉1的高度方向上设置多段该吹入口3,本实施方式中设置3段。这可根据预热气体的温度或高炉1的炉顶部的温度来改变预热气体的吹入高度。应予说明,各段的吹入口3可以如图11(a)所示分别地调整预热气体进行吹入,也可如图11(b)所示从连通的连结管中吹入相同的预热气体。
以下显示预热气体的温度、预热气体的吹入高度、预热气体的吹入量的相关试验结果。首先,研究在炉内容积5000m3、RAR470kg/t下操作的高炉内,在预热气体吹入量65Nm3/t、预热气体温度200℃、600℃、1000℃的各条件下改变预热气体吹入温度时的与未吹入预热气体时的炉顶部的温度差ΔTGT℃。预热气体的吹入高度是以高炉炉身部的总长为h0(m)、将预热气体吹入高度h(m)相对于总长h0(m)的比例作为无因次炉身高来表示,在无因次炉身高0.8处吹入预热气体。将试验结果示于图12。
由图12可知,与未吹入预热气体的情况相比,通过将预热气体吹入炉身部,可以提高炉顶部的温度,即便是相同的吹入高度、相同的吹入量,炉顶温度也根据预热气体的温度而升温至5℃~45℃左右。由以上可知,根据炉顶温度的绝对值,可控制为所需最小限的吹入温度。应予说明,理想的是吹入炉身部的预热气体为吹入位置的炉内温度以上。其原因在于,当预热气体温度低于吹入位置的温度时,有反而使炉内变冷的情况。
接着,研究在炉内容积5000m3、RAR470kg/t下进行操作的高炉内,在预热气体吹入温度1000℃、预热气体吹入量100Nm3/t的条件下改变预热气体吹入高度时的与未吹入预热气体时的炉顶部的温度差ΔTGT(℃)。预热气体的吹入高度是以高炉炉身部的总长为h0(m)、将预热气体吹入高度h(m)相对于总长h0(m)的比例作为无因次炉身高来表示,在无因次炉身高0.4、0.6、0.8的3个水平下吹入预热气体。将试验结果示于图13。
由图13可知,与未吹入预热气体的情况相比,通过将预热气体吹入炉身部,可以使炉顶部的温度上升至50℃以上,即便是相同吹入温度、相同吹入量,炉顶温度也根据预热气体的吹入高度而在5℃~10℃左右变化。由以上可知,根据炉顶温度的绝对值、预热气体温度可以调节吹入高度使得能够控制为所需最小限的吹入量。应予说明,理想的是此时吹入炉身部的预热气体为吹入位置的炉内温度以上。因为预热气体的温度低于吹入位置的温度时,有反而使炉内变冷的情况。
接着,研究在炉内容积5000m3、RAR470kg/t下进行操作的高炉内,在预热气体吹入温度1000℃、使预热气体吹入量变化为32.5Nm3/t、65Nm3/t、97.5Nm3/t、130Nm3/t时的与未吹入预热气体时的炉顶部的温度差ΔTGT(℃)。预热气体的吹入高度是以高炉炉身部的总长为h0(m)、将预热气体吹入高度h(m)相对于总长h0(m)的比例作为无因次炉身高来表示,在无因次炉身高0.6处吹入预热气体。将试验结果示于图14。
由图14可知,与未吹入预热气体的情况相比,通过将预热气体吹入炉身部,可以使炉顶部的温度上升,即便是相同吹入温度、相同吹入高度,炉顶温度也根据预热气体的吹入量而在10℃~40℃左右变化。由以上可知,根据炉顶温度的绝对值可以调节吹入高度使得能够控制为所需最小限的吹入量。应予说明,理想的是此时吹入炉身部的预热气体为吹入位置的炉内温度以上。因为预热气体的温度低于吹入位置的温度时,有反而使炉内变冷的情况。
接着,对未吹入预热气体时、改变预热气体的温度时、改变预热气体的吹入高度时的炉内的温度分布进行说明。所述温度分布用矿石温度的等温线表示,其温度刻度为100℃。图15(a)表示RAR490kg/t、所谓通常的高炉操作状态下的炉内温度分布。图15(b)表示RAR470kg/t、所谓通常的高炉操作状态下的炉内温度分布。未吹入预热气体。此时的炉顶温度为125.4℃。但是,在相同操作条件下,当使RAR降低至470kg/t时,由于炉内的热量减少,因而未吹入预热气体时,例如900℃的线降低、炉顶部的温度降低至99.2℃。
图16(a)为同在RAR470kg/t下以预热气体吹入量65Nm3/t由炉身部的下部吹入温度1000℃的预热气体(图中的符号SGI)时的炉内温度分布。此时,例如可以提高炉内的900℃线、可以将炉顶温度提高至135.2℃。另外,图16(b)为同在RAR470kg/t下以预热气体吹入量130Nm3/t由炉身部的下部吹入温度1000℃的预热气体(图中的符号SGI)时的炉内温度分布。此时,例如炉内的900℃线与图16(a)没有很大差别,但可以将炉顶温度提高至168.2℃。
图17(a)为同在RAR470kg/t下以预热气体吹入量130Nm3/t由炉身部的下部吹入温度200℃的预热气体(图中的符号SGI)时的炉内温度分布。此时,例如炉内的900℃线较图16更为降低,但可以将炉顶温度提高至112℃。另外,图17(b)为同在RAR470kg/t下以预热气体吹入量130Nm3/t由炉身部的上部吹入温度200℃的预热气体(图中的符号SGI)时的炉内温度分布。此时,例如炉内的900℃线与图17(a)没有很大差别,但可以将炉顶温度提高至超过80℃的温度。
基于这种试验结果,在本实施方式的高炉操作方法中,从高炉1的上部吹入200℃以上的预热气体、一边将炉顶部的温度保持在80℃以上一边进行高炉操作。由此,即便是在进行低RAR操作(二氧化碳排出力减弱)时,也可回避特别是炉顶部的升温不良。应予说明,即便炉顶温度降低、低于100℃,只要在保持于80℃以上的同时持续高炉操作,则排气中的水分冷凝也可在操作持续中回避,优选在温度上保持于能够回避水分冷凝的超过100℃的110℃以上。
另外,使用除去了O2的燃烧排气作为预热气体,则不会阻碍炉内的还原作用。
另外,使用至少含有CO及CO2中的任一者或两者的燃烧排气来作为预热气体,则不会阻碍炉内的还原作用,可利用以高炉气体为代表的多种燃烧排气及其潜热。
另外,使用高炉气体作为预热气体,则可确保炉内环境。
另外,对预热气体进行加热时,通过使预热气体本身燃烧进行加热或者通过间接地加热进行加热,可以容易地进行预热气体的温度控制。
另外,通过将预热气体从高炉的整个圆周方向上以等间隔吹入炉内,可以均匀地进行炉顶部的升温。
另外,通过将预热气体从在高炉的高度方向上设有多段的吹入口吹入炉内,可进行对应于预热气体温度或炉顶部温度的吹入口的高度控制。
另外,基于预热气体的温度及炉顶部温度的至少一者,通过控制吹入预热气体的吹入口在高度方向的层,可以容易地进行炉顶部的温度控制。
实施方式3
本发明人等使用重现图18所示向高炉吹入预热气体的部分的实验设备10,进行实际上使氧浓度为0来吹入预热气体的实验。应予说明,图18中,11为原料(烧结矿)、12为加热器、13为燃烧器。
首先,本实验装置中在开始预热气体的吹入之前,用加热器12将模拟炉内上升气体的CO:30%、CO2:20%、N2:50%的混合气体加热至500℃,由下部吹入,采集炉内的烧结矿时,几乎没有Fe2O3,而被Fe3O4占据。之后,使高炉气体完全燃烧,用燃烧器13将不含氧的预热气体加热至800℃后吹入,采集吹入位置周边和上部的烧结矿时,基本变回成Fe2O3。这由图19所示的氧化铁的平衡状态图也可知,并非是发生了由于氧所引起的氧化反应、而是发生了如下述的由CO2所引起的氧化反应CO2+2Fe3O4→CO+3Fe2O3。由此可知,仅“使用不含氧的气体作为预热气体”时,无法防止铁矿石的再氧化。
另外,专利文献1中,通过吹入预热至500℃以上的预热气体,防止助长锌化合物(例如氧化锌(ZnO))等的附壁等,但由如图20所示的氧化锌的平衡状态图也可知,为了使固体氧化锌(ZnO)汽化(成为气体锌(Zn)),仅“加热至500℃以上进行吹入”是不够的。因而,仅此无法确实地防止锌化合物(例如氧化锌(ZnO))等的附壁。
进而,本发明人等在图18的实验设备中填充焦炭、吹入不含氧的预热气体。之后,进行内部的焦炭的转鼓强度试验时,确认有强度极端降低(粉率上升)的情况。图21表示焦炭填充层中的CO与CO2的平衡组成,当向炉内吹入CO/(CO+CO2)低、CO2浓度高的状态的气体时,推测CO2与焦炭中的碳C反应,变成2CO。认为由于该反应,作为焦炭的基质的碳损失、强度降低。焦炭强度对于确保高炉的通气性非常重要,因而被严格地管理。高炉内的焦炭的粉率上升时,高炉的通气性恶化、成为阻碍生产率的要因。
实施方式3的目的在于提供能够实施稳定的低还原剂比操作(低RAR操作)的高炉操作方法。
为了达成上述目的,实施方式3提供高炉操作方法,其为进行富氧率为10体积%以下的风口吹入的高炉操作,其特征在于,在由炉身部吹入预热气体时,使吹入的预热气体成为Fe2O3被还原的环境气体。
(实施方式3?1)
本发明的实施方式3?1为高炉操作,其为进行富氧率为10体积%以下的风口吹入的高炉操作,为了实现提高·确保实施低还原剂比操作(低RAR操作)时所需的炉顶温度,在由炉身部吹入预热气体时,使吹入的预热气体为Fe2O3被还原的环境气体。
在如上述那样吹入预热气体时,为了防止被还原的铁矿石Fe3O4被再氧化成Fe2O3,重要的是使吹入的预热气体成为Fe2O3被还原的环境气体。为此,除了在吹入的预热气体中不含氧之外,根据图19所示的氧化铁的平衡状态图,使预热气体中的CO浓度(CO/(CO+CO2))为5%以上,成为Fe3O4稳定的气体组成。
进而,优选使吹入的预热气体的温度为900℃以下。其原因在于,如图21所示,越是高温则CO越比CO2稳定,该部分的焦炭中的碳被消耗,因而过度地提高预热气体的温度会促进焦炭的粉化。
附带地说一下,使用所述图18所示的实验设备,通过使吹入的预热气体的组成以CO/(CO+CO2)计为5%以上的6%,改变该预热气体的温度、测定所填充的焦炭的粉化率时,可观察到正相关,确认有必要尽量将吹入预热气体的温度抑制降低。
即,以提高炉顶温度为目的由炉身部吹入预热气体时,重要的是吹入量与温度之积的热容量,相比较于吹入900℃以上高温的气体,增加吹入量在操作稳定上更为有利。
如上所述,该实施方式3?1中,优选使吹入的预热气体的组成以CO/(CO+CO2)计为0.05以上(5%以上)、使其温度为500℃~900℃。
另外,图22显示氢中的氧化铁的平衡状态图,认为吹入的预热气体中含有一定程度的氢也是有效的。
如此,该实施方式3?1中,可以在防止矿石的再氧化的同时实现提高·确保炉顶温度,可实施稳定的低还原剂比操作(低RAR操作)。
(实施方式3?2)
上述实施方式3?1中,为了实现提高·确保实施低还原剂比操作(低RAR操作)时所需的炉顶温度,当由炉身部吹入预热气体时,使吹入的预热气体为Fe2O3被还原的环境气体,但本发明的实施方式3?2除此之外,为了抑制锌化合物(例如氧化锌(ZnO))的附壁,还使吹入的预热气体(预热气体)成为将氧化锌(ZnO)还原成锌(Zn)的环境气体。
由图20所示的氧化锌的平衡状态图可知,即便是CO/(CO+CO2)为0.2左右的较低浓度的CO气体,通过750℃的预热也可将ZnO还原成Zn。这样,通过适当地控制吹入的预热气体的组成和温度的组合,可以确实地将氧化锌的附壁除去。
因此,该实施方式3?2中,基于图19所示的氧化铁的平衡状态图和图20所示的氧化锌的平衡状态图,吹入作为Fe2O3被还原的环境气体且ZnO被还原成Zn的环境气体的预热气体。
具体地说,优选使吹入的预热气体的组成以CO/(CO+CO2)计为0.05以上(5%以上)、其温度为800℃~900℃。
如此,在该实施方式3?2中,可以在防止铁矿石的再氧化的同时实现提高·确保炉顶温度,并且可以确实地抑制锌化合物(例如氧化锌(ZnO))的附壁,可实施稳定的低还原剂比操作(低RAR操作)。
应予说明,锌化合物(例如氧化锌(ZnO))的附壁的成长并非那么快,因此使吹入预热气体为较高的高温(例如800℃~900℃)、成为Fe2O3被还原的环境气体且ZnO被还原成Zn的环境气体(Zn稳定的环境气体)的实施方式3?2也可例如每月实施数日,其余的日子使吹入的预热气体为较低的低温(例如500℃~750℃)、成为Fe2O3被还原的环境气体且ZnO稳定的环境气体。
[实施例1]
为了确认实施方式3的效果,使用所述图18所示的实验设备向炉身部吹入预热气体。
此时,作为本发明例,基于所述本发明的实施方式3?2向炉身部吹入预热气体。即,吹入的预热气体的氧浓度为0,进而如图23所示,使CO浓度以CO/(CO+CO2)计为6%和12%、温度为800℃。
与此相对,作为以往例,基于所述专利文献1向炉身部吹入预热气体。即,吹入的预热气体的氧浓度为0,进而如图23所示,使CO浓度以CO/(CO+CO2)计为0%、温度为800℃。
结果,在以往例中与之前的实验([发明要解决的技术问题]栏)同样,观测到从Fe3O4向Fe2O3再氧化的现象。
而本发明例中,并未发生从Fe3O4向Fe2O3再氧化的现象。另外,当在吹入口上方的壁面上设置200g的ZnO粉末的凝集物时,由于还原气化(汽化)为Zn而消耗了80g,可见对于ZnO附壁的抑制效果。
Claims (14)
1.高炉操作方法,包括:在使高炉的炉口半径为R0、距离料线的深度为R0的位置为p1、距离炉身部下端的高度为炉身部总高1/3的位置为p2时,在炉高方向上在位置p1与位置p2之间设置气体吹入部(A),从风口将富氧率为20体积%以下的热风吹入高炉内,由所述预热气体吹入部(A)吹入预热气体,所述预热气体的线速度为15~72(m/s),所述气体吹入部(A)在炉周方向上以等间隔设有至少4处以上。
2.根据权利要求1所述的高炉操作方法,其中,所述气体吹入部(A)设于距离料线的深度为7m的位置与距离炉身部下端的高度为炉身部总高1/3的位置之间。
3.根据权利要求1所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体的吹入包括吹入200℃以上的温度的预热气体、将炉顶温度保持于至少80℃以上。
4.根据权利要求3所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有200℃~1000℃的温度。
5.根据权利要求3所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体为除去了O2的燃烧排气。
6.根据权利要求3所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体为含有选自CO和CO2中的至少一者的燃烧排气。
7.根据权利要求3所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体为使高炉气体燃烧而得的气体。
8.根据权利要求3所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体为对高炉气体进行加热而得的气体。
9.根据权利要求3所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体的吹入包括将预热气体从在高炉的高度方向上多段设置的吹入口吹入炉内。
10.根据权利要求3所述的高炉操作方法,其中,进一步根据所述预热气体的温度及炉顶部的温度的至少一者来控制吹入预热气体的吹入口的高度方向的位置。
11.根据权利要求1所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有将Fe2O3还原的组成。
12.根据权利要求11所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有将Fe2O3还原、且将ZnO还原为Zn的组成。
13.根据权利要求11所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有0.05以上的CO/(CO+CO2)比,具有温度为500℃~900℃的温度。
14.根据权利要求12所述的高炉操作方法,其中,所述预热气体具有0.05以上的CO/(CO+CO2)比,具有温度为800℃~900℃的温度。
Applications Claiming Priority (11)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2009110417 | 2009-04-30 | ||
JP2009-110417 | 2009-04-30 | ||
JP2009-111001 | 2009-04-30 | ||
JP2009111001 | 2009-04-30 | ||
JP2009237033 | 2009-10-14 | ||
JP2009-237033 | 2009-10-14 | ||
JP2009291611 | 2009-12-24 | ||
JP2009-291611 | 2009-12-24 | ||
JP2010102884A JP4743332B2 (ja) | 2009-04-30 | 2010-04-28 | 高炉操業方法 |
JP2010-102884 | 2010-04-28 | ||
PCT/JP2010/057985 WO2010126172A1 (ja) | 2009-04-30 | 2010-04-30 | 高炉操業方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN102414328A CN102414328A (zh) | 2012-04-11 |
CN102414328B true CN102414328B (zh) | 2014-03-05 |
Family
ID=43032306
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201080018937.1A Expired - Fee Related CN102414328B (zh) | 2009-04-30 | 2010-04-30 | 高炉操作方法 |
Country Status (6)
Country | Link |
---|---|
EP (1) | EP2410065B1 (zh) |
JP (1) | JP4743332B2 (zh) |
KR (1) | KR101321653B1 (zh) |
CN (1) | CN102414328B (zh) |
BR (1) | BRPI1011898B1 (zh) |
WO (1) | WO2010126172A1 (zh) |
Families Citing this family (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP5962912B2 (ja) * | 2012-08-20 | 2016-08-03 | Jfeスチール株式会社 | 高炉操業方法 |
JP6167837B2 (ja) * | 2013-10-15 | 2017-07-26 | 新日鐵住金株式会社 | 直接還元方法 |
CN104212924B (zh) * | 2014-09-03 | 2016-08-24 | 江苏省沙钢钢铁研究院有限公司 | 一种高炉气流分布的检测方法 |
CN109237946A (zh) * | 2018-10-29 | 2019-01-18 | 湘潭昭峰炉业科技有限公司 | 一种负压钢带式蒸馏炉 |
CN114182050A (zh) * | 2021-09-23 | 2022-03-15 | 中冶赛迪工程技术股份有限公司 | 一种确定炉身喷吹最佳位置的方法 |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN86105560A (zh) * | 1985-07-26 | 1987-02-04 | 日本纲管株式会社 | 高炉的操作方法 |
CN87105991A (zh) * | 1986-12-27 | 1988-07-27 | 日本钢管株式会社 | 高炉 |
CN1311825A (zh) * | 1998-07-24 | 2001-09-05 | 改进转炉公司 | 具有收缩的顶部的高炉及其使用方法 |
CN1916187A (zh) * | 2006-09-12 | 2007-02-21 | 沈阳东方钢铁有限公司 | 纯氧煤气高炉炼铁工艺和设备 |
JP2008214735A (ja) * | 2007-03-08 | 2008-09-18 | Jfe Steel Kk | 高炉の操業方法 |
Family Cites Families (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS6033305A (ja) * | 1983-08-04 | 1985-02-20 | Nippon Steel Corp | 高炉操業法 |
JPS63282203A (ja) * | 1987-05-15 | 1988-11-18 | Nkk Corp | 高炉操業方法 |
JPH0472904A (ja) * | 1990-07-13 | 1992-03-06 | Hitachi Denshi Ltd | ケーブル伝送信号の補正装置 |
JPH09272904A (ja) * | 1996-02-06 | 1997-10-21 | Nkk Corp | 高炉のシミュレーション方法及びそのシミュレーション方法を用いた高炉内原料降下評価装置 |
JP2001200307A (ja) * | 2000-01-19 | 2001-07-24 | Nkk Corp | 高炉シャフト部への予熱ガス吹込み装置 |
JP4427295B2 (ja) * | 2003-09-29 | 2010-03-03 | 新日本製鐵株式会社 | 還元性ガスの脱硫方法、高炉操業方法および還元性ガスの利用方法 |
JP4697340B2 (ja) * | 2009-05-29 | 2011-06-08 | Jfeスチール株式会社 | 高炉操業方法 |
-
2010
- 2010-04-28 JP JP2010102884A patent/JP4743332B2/ja active Active
- 2010-04-30 CN CN201080018937.1A patent/CN102414328B/zh not_active Expired - Fee Related
- 2010-04-30 KR KR1020117026118A patent/KR101321653B1/ko active IP Right Grant
- 2010-04-30 WO PCT/JP2010/057985 patent/WO2010126172A1/ja active Application Filing
- 2010-04-30 EP EP10769862.3A patent/EP2410065B1/en active Active
- 2010-04-30 BR BRPI1011898-5A patent/BRPI1011898B1/pt not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN86105560A (zh) * | 1985-07-26 | 1987-02-04 | 日本纲管株式会社 | 高炉的操作方法 |
CN87105991A (zh) * | 1986-12-27 | 1988-07-27 | 日本钢管株式会社 | 高炉 |
CN1311825A (zh) * | 1998-07-24 | 2001-09-05 | 改进转炉公司 | 具有收缩的顶部的高炉及其使用方法 |
CN1916187A (zh) * | 2006-09-12 | 2007-02-21 | 沈阳东方钢铁有限公司 | 纯氧煤气高炉炼铁工艺和设备 |
JP2008214735A (ja) * | 2007-03-08 | 2008-09-18 | Jfe Steel Kk | 高炉の操業方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
BRPI1011898B1 (pt) | 2019-02-19 |
WO2010126172A1 (ja) | 2010-11-04 |
EP2410065A4 (en) | 2017-06-07 |
EP2410065A1 (en) | 2012-01-25 |
EP2410065B1 (en) | 2019-06-05 |
BRPI1011898A2 (pt) | 2016-04-12 |
JP2011149085A (ja) | 2011-08-04 |
KR101321653B1 (ko) | 2013-10-23 |
JP4743332B2 (ja) | 2011-08-10 |
CN102414328A (zh) | 2012-04-11 |
KR20120008520A (ko) | 2012-01-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP3190194B1 (en) | Method for detecting air flow distribution in blast furnace | |
EP3124626B1 (en) | Method of operating oxygen blast furnace | |
JP4697340B2 (ja) | 高炉操業方法 | |
CN102414328B (zh) | 高炉操作方法 | |
CN104781426B (zh) | 高炉的操作方法以及铁水的制造方法 | |
JP7297091B2 (ja) | 高炉の操業方法 | |
JP5971165B2 (ja) | 高炉操業方法 | |
CN107208167B (zh) | 用于生产金属合金的冶金炉 | |
JP4910640B2 (ja) | 高炉の操業方法 | |
EP2202324A1 (en) | Vertical furnace and method of operating the same | |
JP5381899B2 (ja) | 高炉操業方法 | |
JP4894949B2 (ja) | 高炉操業方法 | |
JP2008240028A (ja) | 高炉操業方法 | |
JP6885238B2 (ja) | 高炉の操業方法 | |
JP3589016B2 (ja) | 高炉操業方法 | |
Lyalyuk | Diameter Selection of Blast Furnace Tuyeres Based on the Rate and Energy of the Fuel-Enriched Blast and Tuyere Gas Flows with the Injection of the Pulverized Coal | |
JP4893290B2 (ja) | 竪型スクラップ溶解炉を用いた溶銑製造方法 | |
JP5855536B2 (ja) | 高炉の操業方法 | |
JP6737107B2 (ja) | 高炉の操業方法 | |
JP5693768B2 (ja) | 高炉の操業方法及び溶銑の製造方法 | |
JPH06108132A (ja) | 筒型炉およびこれを用いる溶銑の製造方法 | |
TW202300661A (zh) | 氧氣高爐及氧氣高爐的操作方法 | |
Pototskiy et al. | Investigation of factors affecting the safety of a blast furnace operation | |
JP2020079440A (ja) | 高炉の操業方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20140305 |