JP3498969B2 - Raw material charging method for bellless blast furnace - Google Patents

Raw material charging method for bellless blast furnace

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JP3498969B2
JP3498969B2 JP15302492A JP15302492A JP3498969B2 JP 3498969 B2 JP3498969 B2 JP 3498969B2 JP 15302492 A JP15302492 A JP 15302492A JP 15302492 A JP15302492 A JP 15302492A JP 3498969 B2 JP3498969 B2 JP 3498969B2
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Description

【発明の詳細な説明】 【0001】 【産業上の利用分野】本発明は、内容積の大きい大型高
炉に好適な高炉への原料装入方法に関し、さらに詳しく
は送風羽口から熱風と共に微粉炭を吹き込むことによっ
て炉内に装入するコークス総装入量を減少させるに当
り、原料(鉱石とコークス)の積層状態を調整すること
によって中心流を確保する方法に関するものである。 【0002】 【従来の技術】高炉の大型化により高炉の出銑量は著し
く増大しているが、大型化のメリットを生かすためには
高炉操業を安定化することが大切である。特に大型高炉
では、炉況の悪化により出銑量が大幅に低下し、次工程
に大きな影響を及ぼすことになる。このため高炉操業に
際して種々の操業条件をコントロールしなければならな
いが、特に高炉の炉頂における鉱石とコークスの分布の
コントロールには各種要因が複雑に絡み合っているが、
主な要因は下記の通りである。 (1) 原料(鉱石、コークス)の物理的特性−密度、粒
度、内部摩擦係数など (2) 原料の装入速度 (3) 装入条件−鉱石とコークスとの層厚比、ストックラ
インレベル (4) 旋回シュートの傾動角 (5) 装入シーケンス (6) 炉内ガス流 【0003】ベルレス高炉で旋回シュートを介して原料
が装入されると鉱石とコークスの分布が決まるが、燃料
比の低減、操業上の安定化の上で重要なのは炉内原料の
鉱石層とコークス層の高炉半径方向の分布である。すな
わち高炉操業における装入原料分布制御の考え方はコー
クス量に対する鉱石量の比(Ore/Coke)の半径方向分布の
最適化を問題にしてきた。 【0004】高炉内に装入された鉱石を炉内を上昇する
高温の還元ガスによって効率よく加熱と還元を行うに
は、鉱石に還元ガスを均等に供給する必要があるが、実
操業では原料特性、堆積特性等が影響するため均等にす
るのが難しく、原料の物理的、化学的変動、炉況の不調
等による原料分布の乱れが生じ易い。上昇する還元ガス
のバランスがくずれると局部的な偏流を生じ、棚吊りや
スリップ等が多発して炉況が悪化する。 【0005】このため炉内ガスを均等に分散させるので
はなく還元ガス流の一部を炉中心部に集中させるという
のが一般的になってきている。例えば特公昭64-9373 号
公報には、各チャージにおけるコークスの装入を経時的
に少なくとも2系列に分け、当該チャージのコークス総
装入量の92〜98.5重量%を前装入の鉱石層を全て覆うよ
うに装入し、最終の装入系列では当該チャージのコーク
ス総装入量の8〜 1.5重量%を炉中心部へ集中的に装入
することにより、炉中心部の(Ore/Coke)比を炉中心部以
外の(Ore/Coke)比よりも実質的に小さくなるように堆積
させる方法が開示されている。また特開平3-232912 号
公報にはベルレス高炉におけるコークス装入方法におい
て、総装入量の15〜20重量%を炉中心部に装入するもの
が開示されている。 【0006】ところで従来高炉では還元剤と熱源の一部
としてコークスを用いていたが、高価な粘結炭を使用す
る必要のあるコークス使用量を減らすため送風羽口から
オイルを吹き込んで炉下部から還元剤と熱とを供給する
方法を確立して高炉の操業を進歩させた。その後のオイ
ル価格の上昇により送風羽口から熱風と共に微粉炭を吹
き込む方法が採用されるようになった。微粉炭吹き込み
による高炉操業の安定化および増産効果が実証され、最
近では銑鉄1t当り180kg もの多量の微粉炭を吹き込む
までに至った。 【0007】 【発明が解決しようとする課題】前記公報に開示されて
いるように高炉内にコークスを装入するに際し、コーク
ス総装入量に対して一定割合のコークスを炉中心部に集
中的に装入するような方法では、微粉炭の多量吹き込み
によってコークス総装入量が減少する場合、炉中心部に
装入するコークス量も比例して減少することになる。そ
れと共にコークス総装入量の減少は(Ore/Coke)比を大き
くすることになるので炉中心部に流れ込む鉱石量を増加
させることにもなり、炉中心部へのコークス集中装入に
よって還元ガスを炉中心部に集中させて通気性を向上さ
せるという所期の効果が得られなくなってしまうという
問題があった。 【0008】本発明はこのような事情にかんがみてなさ
れたものであって、高炉羽口から熱風とともに吹き込む
微粉炭量を増加させて高炉内に装入するコークス総装入
量が減少しても炉中心部の通気性を確保することができ
る高炉への原料装入方法を提供することを目的とするも
のである。 【0009】 【課題を解決するための手段】本発明者のベルレス高炉
の操業経験によれば、送風羽口から微粉炭を吹き込まな
い場合、コークス量(Coke)に対する鉱石量(Ore) の比(O
re/Coke)=3.3 の高炉操業では、当該チャージのコーク
スを前装入の鉱石層を全て覆うように装入した後、次チ
ャージの鉱石を装入する前に、炉中心部に装入するコー
クス量を1チャージ当り 2.0〜3.0 tの範囲でコントロ
ールすれば炉床が活性化され、炉床に難透過層が無くな
り、通気性および通液性が良好になることを知得してい
る。 【0010】そこでまず本発明者は、高炉の縮尺模型を
用いて、送風羽口から微粉炭を吹き込まない場合でコー
クス量に対する鉱石量の比(Ore/Coke)=3.3 の時に炉床
を活性化できる装入条件で原料の装入を行った時の炉中
心部のコークス層に対する鉱石層の比を測定した。次に
縮尺模型を用いて送風羽口よりの微粉炭吹き込みによ
り、炉内へのコークス装入量が減少し、したがってコー
クス量に対する鉱石量の比(Ore/Coke)が大きくなるよう
な操業時にも、前記のように送風羽口より微粉炭を吹き
込まない場合でコークス量に対する鉱石量の比(Ore/Cok
e)=3.3 で炉床を活性化した時と、同程度に炉床を活性
化するのに必要な炉中心部のコークス層に対する鉱石層
の比が得られる中心部へのコークス装入量を求めるため
実験を行った結果、本発明をなすに至ったものであり、
本発明の要旨とするところは下記の通りである。 【0011】 本発明は、鉱石とコークスとを交互に装
入するベルレス高炉への原料装入方法において、送風羽
口から熱風と共に微粉炭を吹き込むことによって炉内に
装入するコークス(Coke)量に対する鉱石(Ore) 量の比(O
re/Coke)を大きくして炉内に装入するコークス総装入量
を減少させる操業を行うに当り、 当該チャージのコー
クスを前装入の鉱石層を全て覆うように装入した後、
次チャージの鉱石を装入する前に旋回シュートを介して
炉中心部に1チャージ当り 2.5〜3.0 tからなる一定量
のコークスを集中して装入し中心部鉱石層厚比を0.15以
下とし、引き続きその周辺領域全面に次チャージの鉱石
を装入することを特徴とするベルレス高炉への原料装入
方法である。 【0012】 【作用】図1は本発明の高炉の炉頂装入装置を示す概略
説明図である。図示のように鉱石とコークスとを交互に
装入するベルレス高炉14への原料装入に際し、炉下部に
設けた送風羽口(図示せず)から熱風と共に微粉炭を吹
き込むことによって炉内へのコークス総装入量を減少さ
せる。当該チャージのコークス層Bを前装入の鉱石層A
を全て覆うように装入する。 【0013】その後、次チャージの鉱石を装入する前に
旋回シュート16を傾斜角度の下限限界以上にオーバーラ
ンさせ炉中心部に1チャージ当り 2.5〜3.0 tのコーク
スCを集中して装入し、引き続きコークスCの辺領域
に次チャージの鉱石を旋回シュート16の傾斜角度を制御
しながら装入する。 このようにすることによって鉱石層
Aは中心部にコークスCの層を有するので、炉中心部の
通気性を確保することができる。 【0014】コークスCを炉中心部のみに供給するため
には前述のように傾斜角度を下限限界以上にオーバーラ
ンさせ旋回シュート16を形骸化させ、炉頂バンカ10より
直接炉内へ装入すれば炉中心部に落下させることができ
る。しかしながら炉頂バンカ10からのコークスCの装入
方向ベクトルは常に一定ではない。すなわち常に中心に
向いておらずばらつくということ、また炉頂バンカ10の
配置の特性によってある特定の方向に向いたベクトルと
なることにより、必ずしも正確に炉中心部にのみ落下す
るとは限らない。例えば、炉頂バンカ10よりコークスC
は流量調整ゲート12の開動作により炉内へ落下させる
と、コークスCは落下過程において点線矢印(ロ)で示
すように飛散、分散して炉内中心部に落下集積しない場
合がある。そこで本発明では次の操作により旋回シュー
ト16を用いて炉内の中心部にコークスCを集積して装入
するようにするのが好ましい。 【0015】図1に示すように、炉頂バンカ10内のコー
クスCを高炉14の中心部に装入するに先立って、旋回シ
ュート16は傾動位置制御装置30で制御される傾動電動機
31により駆動される。このとき傾動角度検出器32によっ
て規定位置(イ)を検出したら、傾動位置制御装置30は
停止指令を傾動電動機31に与え傾動を停止する。この傾
動規定位置(イ)は、旋回シュート16の先端の下端位置
が炉内断面中心線を越えた位置で、従来操業位置より大
幅にオーバーランした位置であり、実際には、約12°で
運用している。 【0016】次に、旋回位置制御装置33より旋回シュー
ト16の旋回電動機34を高速で旋回回転させる。本発明で
は、高速の限界である従来操業スピードの約 120%で運
用している。このような状態になった段階で、コークス
Cは流量調整ゲート12が流量調整ゲート制御装置36によ
り開けられることで、 落下を開始し始め、炉内への落下
に従って漏斗状の旋回シュート16の旋回軌跡をガイドと
して炉内中心部へ局所的に集積堆積される。旋回シュー
ト16の旋回方向は正転でも逆転でもよい。炉頂シーケン
ス制御装置37は、上述の傾動位置制御装置30、旋回位置
制御装置33、流量調整ゲート制御装置36及びその他を含
めて一連の制御を司るものである。 【0017】図3は、高炉へ装入するコークス量に対す
る鉱石量の比(Ore/Coke)を3.3 にして、送風羽口から微
粉炭を吹き込まない場合におけるコークス層に対する中
心部鉱石層厚比と炉底底盤温度(℃)との関係を示した
ものである。炉底底盤の温度管理値の下限は180 ℃であ
るが、図3からこの温度管理下限値180 ℃以上に炉底底
盤の温度を保持する。すなわち、炉床を活性化した状態
にするには中心部鉱石層厚比を0.15以下にすればよいこ
とがわかる。 【0018】また図2は、前述のようにして炉中心部に
装入したコークスの量(t/チャージ)と炉中心部鉱石
層厚比の関係をコークス量に対する鉱石量の比(Ore/Cok
e)を3.3 から5.3 まで6水準で変化させた場合について
示している。なお、比(Ore/Coke) =3.3 を除く5水準
のものは送風羽口から応分の微粉炭を吹き込んでいるの
は云うまでもない。 【0019】図2からコークス量に対する中心部鉱石層
厚比を0.15以下確保するためにはコークス量に対する鉱
石量の比(Ore/Coke)が4.1 までは炉中心部へのコークス
装入量を 2.5t/チャージ、4.1 を越えるときには 3.0
t/チャージが必要であることを示している。これが本
発明において炉中心部に集中して装入するコークス量を
2.5〜3.0 t/チャージの範囲とする根拠になってい
る。 【0020】 【実施例】次に本発明の実施例について説明する。炉内
容積3363m3のベルレス高炉14において、出銑比2.1 のと
き、図1に示すように旋回シュート16の下端部が炉内断
面中心線を越えた位置、鉛直に対して約12°の傾斜角度
にして高速回転しながら炉中心部にコークスCを1チャ
ージ当り、3.0 tを装入した。なお、1サイクル当りの
原料装入量は鉱石層Aを形成する焼結鉱75.5tと塊鉱石
15.5t、コークス層Bを形成するコークス18.3tとし
た。 【0021】この場合のコークス比は390kg/t ・pig で
あり、送風羽口から130kg/t ・pigの微粉炭を吹き込ん
だ。コークス量に対する鉱石量の比(Ore/Coke)=4.27で
ある。またコークス層に対する炉中心部の鉱石層厚比=
0.142 であり、炉中心部の装入物に対する還元ガスの通
気性ならびに溶融物の通液性を良好にすることができた
ので、炉底底盤の温度は温度管理下限値180 ℃以上で推
移した。その結果、炉床の活性化が保持され、送風羽口
からの微粉炭吹き込みにより炉内へのコークス装入量が
少なくなったにも拘らず、高炉の安定した操業を行うこ
とができた。 【0022】 【発明の効果】以上説明したように本発明によれば、コ
ークスを高炉の中心部に集中して装入を行う際に、装入
量をコークス総装入量の一定重量%とするのではなく、
コークス総装入量と関係なしに 2.5〜3.0 t/チャージ
とすることにより、微粉炭吹き込みによる装入物(Ore/C
oke)増加時にも炉中心部に選択的に塊コークスを多量に
装入しているため、中心ガス流の促進による通気性が改
善され、その結果炉床の活性化を図ることができる。
Description: BACKGROUND OF THE INVENTION 1. Field of the Invention The present invention relates to a method for charging a raw material into a blast furnace suitable for a large blast furnace having a large internal volume, and more particularly, to pulverized coal together with hot air from a blowing tuyere. The present invention relates to a method for securing a central flow by adjusting the state of lamination of raw materials (ore and coke) in reducing the total amount of coke charged into a furnace by blowing water. 2. Description of the Related Art Although the tapping amount of a blast furnace has increased remarkably due to the increase in the size of the blast furnace, it is important to stabilize the operation of the blast furnace in order to take advantage of the increase in the size of the blast furnace. Particularly in large blast furnaces, the output of tapping is greatly reduced due to the deterioration of the furnace conditions, which has a great effect on the next process. For this reason, various operating conditions must be controlled when operating the blast furnace, but various factors are intricately intertwined in controlling the distribution of ore and coke at the top of the blast furnace.
The main factors are as follows. (1) Physical properties of raw materials (ore, coke)-density, particle size, internal friction coefficient, etc. (2) Raw material charging speed (3) Charging conditions-layer ratio of ore to coke, stock line level ( 4) Tilt angle of swirl chute (5) Charging sequence (6) Furnace gas flow [0003] The distribution of ore and coke is determined when the raw material is charged through the swirl chute in a bellless blast furnace, but the fuel ratio What is important for reduction and operational stability is the distribution of the ore layer and coke layer in the furnace in the radial direction of the blast furnace. In other words, the concept of charge distribution control in blast furnace operation has been to optimize the radial distribution of the ratio of the amount of ore to the amount of coke (Ore / Coke). In order to efficiently heat and reduce ore charged in a blast furnace with a high-temperature reducing gas rising in the furnace, it is necessary to uniformly supply the ore with a reducing gas. It is difficult to make them uniform because of the influence of the characteristics and the deposition characteristics. If the rising reducing gas loses its balance, local drift will occur, and shelves and slips will occur frequently, deteriorating the furnace condition. For this reason, it has become common to concentrate a part of the reducing gas flow in the furnace center instead of dispersing the furnace gas evenly. For example, Japanese Patent Publication No. 64-9373 discloses that the charging of coke in each charge is divided into at least two series with time, and 92 to 98.5% by weight of the total charge of coke of the charge is charged to a previously charged ore layer. In the final charging system, 8 to 1.5% by weight of the total coke charge of the charge is intensively charged into the center of the furnace, so that (Ore / Coke) in the center of the furnace is charged. A method is disclosed in which the deposition is performed so that the ratio is substantially smaller than the (Ore / Coke) ratio at a portion other than the center of the furnace. Japanese Patent Application Laid-Open No. Hei 3-232912 discloses a method of charging coke in a bellless blast furnace in which 15 to 20% by weight of the total charge is charged into the center of the furnace. Conventionally, in a blast furnace, coke is used as a reducing agent and a part of a heat source. However, in order to reduce the amount of coke that requires the use of expensive coking coal, oil is blown from a blowing tuyere and blown from the bottom of the furnace. A method of supplying reducing agent and heat was established to improve the operation of the blast furnace. Due to the subsequent rise in oil prices, a method has been adopted in which pulverized coal is blown from the tuyere with hot air. The stabilization of the blast furnace operation and the effect of increasing the production of pulverized coal have been demonstrated, and recently, as much as 180 kg of pulverized coal has been injected per ton of pig iron. [0007] As disclosed in the above publication, when charging coke into a blast furnace, coke of a fixed ratio with respect to the total charge of coke is concentrated in the center of the furnace. In such a method, when the total amount of coke charged decreases due to the injection of a large amount of pulverized coal, the amount of coke charged into the center of the furnace also decreases proportionally. At the same time, a decrease in the total coke charge increases the (Ore / Coke) ratio, which also increases the amount of ore flowing into the furnace center. However, there is a problem in that the desired effect of improving the air permeability by concentrating the gas in the center of the furnace cannot be obtained. The present invention has been made in view of such circumstances, and it is possible to increase the amount of pulverized coal blown together with hot air from a blast furnace tuyere to reduce the total amount of coke charged into the blast furnace. It is an object of the present invention to provide a method for charging a raw material into a blast furnace, which can ensure air permeability in the center of the furnace. According to the inventor's experience of operating a bellless blast furnace, the ratio of the amount of ore (Ore) to the amount of coke (Ore) relative to the amount of coke (Coke) is measured when pulverized coal is not blown from the tuyere. O
In the blast furnace operation of (re / Coke) = 3.3, the coke of the charge is charged so as to cover the entire ore layer of the previous charge, and then charged into the center of the furnace before the ore of the next charge is charged. It is known that if the coke amount is controlled in the range of 2.0 to 3.0 tons per charge, the hearth is activated, and the hearth does not have a hardly permeable layer, and the gas permeability and liquid permeability are improved. The inventor first activates the hearth using a scale model of a blast furnace when the ratio of ore amount to coke amount (Ore / Coke) = 3.3 when pulverized coal is not injected from the blast tuyere. The ratio of the ore layer to the coke layer at the center of the furnace when the raw materials were charged under the possible charging conditions was measured. Next, pulverized coal is blown from the blast tuyere using the scale model to reduce the amount of coke charged into the furnace, and therefore, even during operations where the ratio of ore amount to coke amount (Ore / Coke) increases. As described above, in the case where pulverized coal is not blown from the tuyere, the ratio of the amount of ore to the amount of coke (Ore / Cok
e) The amount of coke charged into the center where the ratio of the ore layer to the coke layer at the center of the furnace required to activate the hearth to the same extent as when the hearth was activated at 3.3 was obtained. As a result of conducting experiments to determine the present invention, the present invention has been accomplished,
The gist of the present invention is as follows. The present invention relates to a method for charging a raw material into a bellless blast furnace in which ore and coke are charged alternately. In the method, coke (Coke) charged into the furnace by blowing pulverized coal together with hot air from a blowing tuyere. Ore (Ore)
In the operation to reduce the total amount of coke charged into the furnace by increasing re / Coke), after charging the coke of the charge so as to cover the entire ore layer of the previous charge,
Before charging the ore of the next charge, a constant amount of coke of 2.5 to 3.0 tons per charge is concentrated and charged into the center of the furnace via the swirling chute to reduce the ore layer thickness ratio in the center. This is a method for charging a raw material into a bellless blast furnace, characterized in that the ore of the next charge is charged to 0.15 or less, and the ore of the next charge is continuously charged over the entire surrounding area. FIG. 1 is a schematic explanatory view showing a furnace top charging apparatus for a blast furnace according to the present invention. As shown in the figure, when charging the raw material into the bellless blast furnace 14 in which the ore and the coke are charged alternately, pulverized coal is blown together with hot air from a blowing tuyere (not shown) provided at the lower part of the furnace. Decrease total coke charge. Ore layer A with pre-charged coke layer B
To cover all. Thereafter, before charging the ore of the next charge, the swirling chute 16 is overrun above the lower limit of the inclination angle and 2.5 to 3.0 tons of coke C per charge is concentrated in the center of the furnace. , subsequently charged while controlling the ore the inclination angle of the turning chute 16 follows charged to peripheral regions of the coke C. By doing so, the ore layer A has a layer of coke C at the center, so that air permeability at the center of the furnace can be ensured. In order to supply coke C only to the central part of the furnace, as described above, the inclination angle is overrun to the lower limit or more, and the turning chute 16 is formed into a body. It can be dropped to the center of the furnace. However, the charging direction vector of coke C from the top bunker 10 is not always constant. That is, since the vector is not always directed to the center and varies, and the vector is oriented in a specific direction due to the characteristics of the arrangement of the furnace top bunker 10, it does not always fall exactly only at the center of the furnace. For example, coke C from furnace top bunker 10
When the coke C is dropped into the furnace by the opening operation of the flow rate adjusting gate 12, the coke C may be scattered and dispersed in the falling process as shown by the dotted arrow (b) and may not drop and accumulate at the center of the furnace. Therefore, in the present invention, it is preferable that coke C is accumulated and charged in the center of the furnace by using the turning chute 16 by the following operation. As shown in FIG. 1, prior to charging the coke C in the furnace top bunker 10 into the center of the blast furnace 14, the swing chute 16 is tilted by a tilt motor controlled by a tilt position control device 30.
Driven by 31. At this time, when the tilt angle detector 32 detects the specified position (a), the tilt position control device 30 gives a stop command to the tilt motor 31 to stop the tilt. This tilting regulation position (a) is a position where the lower end position of the tip of the revolving chute 16 is beyond the center line of the cross section of the furnace and is largely overrun from the conventional operation position. Operate. Next, the turning motor 34 of the turning chute 16 is turned at high speed by the turning position control device 33. The present invention operates at about 120% of the conventional operating speed, which is the limit of high speed. At this stage, the coke C starts to fall as the flow control gate 12 is opened by the flow control gate control device 36, and the coke C turns the funnel-shaped turning chute 16 as it falls into the furnace. The trajectory is used as a guide to locally accumulate and deposit at the center of the furnace. Turning direction of the turning shoe <br/> DOO 16 may be reversed in forward. The furnace top sequence control device 37 controls a series of controls including the above-described tilt position control device 30, turning position control device 33, flow rate adjustment gate control device 36, and others. FIG. 3 shows that the ratio of the amount of ore to the amount of coke charged into the blast furnace (Ore / Coke) is set to 3.3, and the ratio of the ore layer thickness at the center to the coke layer when pulverized coal is not injected from the blast tuyere. It shows the relationship with the furnace bottom temperature (° C.). Although the lower limit of the temperature control value of the hearth bottom is 180 ° C., the temperature of the hearth bottom is maintained at 180 ° C. or more from the lower limit of the temperature control shown in FIG. That is, it is understood that the central ore layer thickness ratio should be set to 0.15 or less in order to make the hearth activated. FIG. 2 shows the relationship between the amount of coke charged in the center of the furnace as described above (t / charge) and the ore layer thickness ratio in the center of the furnace, based on the ratio of the amount of ore to the amount of coke (Ore / Cok).
The figure shows the case where e) is changed in six levels from 3.3 to 5.3. It is needless to say that pulverized coal is blown from the tuyere at the five levels except for the ratio (Ore / Coke) = 3.3. From FIG. 2, in order to secure the ratio of the ore layer thickness in the central part to the coke amount of 0.15 or less, the amount of coke charged into the central part of the furnace is 2.5 until the ratio of the ore amount to the coke amount (Ore / Coke) is 4.1. t / charge, 3.0 after 4.1
This indicates that t / charge is required. This reduces the amount of coke charged centrally in the furnace in the present invention.
The reason is that the range is 2.5 to 3.0 t / charge. Next, an embodiment of the present invention will be described. In bell-less blast furnace 14 in furnace capacity 3363M 3, when the Dezukuhi 2.1, the position where the lower end portion exceeds the furnace section center line of the swivel chute 16 as shown in FIG. 1, the inclination of approximately 12 ° to the vertical While rotating at an angle and at a high speed, 3.0 tons of coke C per charge was charged into the center of the furnace. The amount of raw material charged per cycle was 75.5 tons of ore forming ore layer A and lump ore.
15.5 tons and 18.3 tons of coke forming the coke layer B were used. The coke ratio in this case was 390 kg / t.pig, and pulverized coal of 130 kg / t.pig was blown from the tuyere. The ratio of the amount of ore to the amount of coke (Ore / Coke) is 4.27. The ratio of the ore layer thickness at the center of the furnace to the coke layer =
0.142, which made it possible to improve the permeability of the reducing gas to the charge in the center of the furnace and the liquid permeability of the melt, so that the temperature of the bottom of the furnace changed to a temperature control lower limit of 180 ° C or more. . As a result, the activation of the hearth was maintained, and a stable operation of the blast furnace was able to be performed despite the reduced amount of coke charged into the furnace due to the pulverized coal injection from the blow tuyere. As described above, according to the present invention, when charging coke in the central portion of the blast furnace and charging the coke, the charging amount is set to a constant weight% of the total charging amount of the coke. Instead of
By setting the charge to 2.5 to 3.0 t / charge irrespective of the total charge of coke, the charge (Ore / C
At the time of oke) increase, a large amount of coke is selectively introduced into the furnace center, so that the air permeability is improved by promoting the center gas flow, and as a result, the hearth can be activated.

【図面の簡単な説明】 【図1】本発明の高炉の炉頂装入装置を示す概略説明図
である。 【図2】コークス量に対する鉱石量の比(Ore/Coke)を3.
3 から5.5 までの間で変化させた場合の炉中心部に装入
したコークス量(t/チャージ)と炉中心部鉱石層厚比
との関係を示すグラフである。 【図3】高炉へ装入するコークス量に対する鉱石量の比
(Ore/Coke)を3.3 にして送風羽口から微粉炭を吹き込ま
ない場合におけるコークス層に対する中心部鉱石層比と
炉底底盤温度(℃)との関係を示すグラフである。 【符号の説明】 10 炉頂バンカ 12 流量調整ゲート 14 高炉 16 旋回シュート 22 集合ホッパー 30 傾動位置制御装置 31 傾動電動機 32 傾動角度検出器 33 旋回位置制御装置 34 旋回電動機 35 旋回角度検出器 36 流量調整ゲート制御装置 37 炉頂シーケンス制御装置
BRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS FIG. 1 is a schematic explanatory view showing a furnace top charging apparatus for a blast furnace according to the present invention. [Figure 2] The ratio of the amount of ore to the amount of coke (Ore / Coke) is 3.
4 is a graph showing the relationship between the amount of coke charged into the furnace center (t / charge) and the ore layer thickness ratio at the center of the furnace when the range is changed from 3 to 5.5. Fig. 3 Ratio of ore amount to coke amount charged to blast furnace
FIG. 6 is a graph showing the relationship between the ratio of the central ore layer to the coke layer and the furnace bottom temperature (° C.) when (Ore / Coke) is set to 3.3 and pulverized coal is not blown from the tuyere. [Description of Signs] 10 Furnace top bunker 12 Flow rate adjusting gate 14 Blast furnace 16 Swing chute 22 Collective hopper 30 Tilt position control device 31 Tilt motor 32 Tilt angle detector 33 Swivel position control device 34 Swivel motor 35 Swing angle detector 36 Flow rate adjustment Gate control device 37 Furnace top sequence control device

───────────────────────────────────────────────────── フロントページの続き (56)参考文献 特開 平2−228408(JP,A) 特開 昭64−65207(JP,A) 特開 平4−6206(JP,A) 特開 平3−232912(JP,A) 特開 昭64−65218(JP,A)   ────────────────────────────────────────────────── ─── Continuation of front page       (56) References JP-A-2-228408 (JP, A)                 JP-A-64-65207 (JP, A)                 JP-A-4-6206 (JP, A)                 JP-A-3-232912 (JP, A)                 JP-A-64-65218 (JP, A)

Claims (1)

(57)【特許請求の範囲】 【請求項1】 鉱石とコークスとを交互に装入するベル
レス高炉への原料装入方法において、送風羽口から熱風
と共に微粉炭を吹き込むことによって炉内に装入するコ
ークス(Coke)量に対する鉱石(Ore) 量の比(Ore/Coke)を
大きくして炉内に装入するコークス総装入量を減少させ
る操業を行うに当り、当該チャージのコークスを前装入
の鉱石層を全て覆うように装入した後、次チャージの鉱
石を装入する前に旋回シュートを介して炉中心部に1チ
ャージ当り2.5 〜 3.0tからなる一定量のコークスを集
中して装入し中心部鉱石層厚比を0.15以下とし、 引き
続きその周辺領域全面に次チャージの鉱石を装入するこ
とを特徴とするベルレス高炉への原料装入方法。
(57) [Claims 1] In a method of charging raw materials into a bellless blast furnace in which ore and coke are charged alternately, pulverized coal is blown together with hot air from a blowing tuyere into the furnace. In the operation of increasing the ratio of the amount of ore (Ore) to the amount of coke (Coke) to be charged (Ore / Coke) and reducing the total amount of coke charged into the furnace, After charging so as to cover the entire ore layer, a certain amount of coke of 2.5 to 3.0 tons per charge is concentrated at the center of the furnace via a swirling chute before charging the ore of the next charge. A method for charging raw materials into a bellless blast furnace, characterized in that the ore layer thickness ratio of the central ore is adjusted to 0.15 or less and the ore of the next charge is continuously charged over the entire peripheral area.
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