JP3815234B2

JP3815234B2 - Operation method for mass injection of pulverized coal into blast furnace

Info

Publication number: JP3815234B2
Application number: JP2001057812A
Authority: JP
Inventors: 真二松原
Original assignee: JFE Steel Corp
Current assignee: JFE Steel Corp
Priority date: 2001-03-02
Filing date: 2001-03-02
Publication date: 2006-08-30
Anticipated expiration: 2021-03-02
Also published as: JP2002256312A

Description

【０００１】
【発明の属する技術分野】
この発明は、高炉の補助燃料として微粉砕した石炭である微粉炭を羽口から多量に吹き込む高炉操業において、高生産性と操業の安定性を確保しつつ、装入原料として使用する焼結鉱の品質特性の内、耐還元粉化性についての成品合格水準を緩和することを可能とする高炉操業技術に関するものである。
【０００２】
【従来の技術】
高炉への微粉炭吹込みは、安価な一般炭の使用量増加による溶銑コストの低減、並びにコークス炉稼働率低下によるコークス炉命延長及び将来のコークス炉リプレース規模の縮小を図ることを目的として、わが国のすべての高炉において実施されている技術である。高炉への微粉炭吹込みは、高炉下部の羽口に設けられた炉内への送風用ブローパイプに微粉炭吹込み用ランスを設け、当該微粉炭吹込み用ランスから上記ブローパイプ内を流れる熱風中に微粉炭を噴射させて、羽口から微粉炭を炉内へ吹き込む方法である。ところが、高炉への微粉炭吹込み量をある程度以上に増やしていくと、特に１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上に増やすと、高炉内の通気性や高炉操業の安定性を急速に阻害し始める。
【０００３】
図２に、微粉炭の吹込み量がそれほど多くない高炉操業における炉の内部状況を説明する縦断面模式図を示す。同図に示すように、高炉１の炉頂から装入された鉱石２とコークス３は層状に形成され、徐々に降下し、羽口４から吹き込まれた熱風５と、羽口４から吹き込まれた微粉炭６及び炉頂から装入されたコークス３との反応によって生成する高温の還元性ガスにより、鉱石２は塊状帯７を降下しつつ徐々に還元され、その下方に順次軟化融着帯８及び滴下帯９が形成されて、炉芯１０のコークス層隙間を溶銑及びスラグが滴下して炉底部に溜まり、溶銑１１及びスラグ１２が高炉１から排出される。
【０００４】
このような高炉操業において、微粉炭吹込み量を１５０ｋｇ／ｔ−溶銑程度以上に増やしていくと、装入物の鉱石重量／コークス重量の比（Ｏｒｅ／Ｃｏｋｅ比）の増加により炉内通気性が悪化する。更に、微粉炭吹込み量の増加による炉内発生ガス量の増加に伴ない高炉炉内における熱流比（固体の熱容量／ガスの熱容量）の低下が進んで、高炉上部の塊状帯７における高温領域が拡大し、５００〜７００℃程度の低温熱保存帯領域が縮小する。従って、高炉装入物が鉱石の還元粉化発生温度域である５５０〜６００℃程度の温度領域を降下して通過するのに要する時間が短くなる。よって、この温度域における鉱石の還元粉化現象が抑制される。
【０００５】
そこで、このような、微粉炭を多量に吹き込む高炉操業においては、焼結鉱の成品品質特性の内、還元粉化性指標であるＲＤＩに注目した場合には、高炉装入原料としての焼結鉱成品のＲＤＩ管理値を緩和することができる。焼結鉱成品のＲＤＩ管理値を緩和することにより、焼結鉱の成品歩留まりは上昇し、生産性の向上につながり、また焼結鉱製造コストの低減にも寄与する。
【０００６】
しかしながら、従来、高炉への微粉炭多量吹込み操業においては、上述したように、鉱石重量／コークス重量の比（Ｏｒｅ／Ｃｏｋｅ比）の増加による炉内通気性の悪化に対して、高炉操業の安定性を確保することを重視するあまり、微粉炭多量吹込み高炉操業条件下ではむしろ有利な点となる成品焼結鉱ＲＤＩ値の管理水準緩和の可能性を生かそうとする技術についての具体的な提案や技術開発の報告が見当たらない。
【０００７】
これまでに、微粉炭の多量吹込み高炉操業における、焼結鉱の耐還元粉化性に関連する提案技術として、例えば特開平１１−１３１１５１号公報には、軟化融着帯の厚さを薄くして、微粉炭を１５０ｋｇ／ｔ−溶銑程度以上吹き込むことを可能とさせる技術の中で、下記技術が提案されている。焼結鉱のＳｉＯ₂を適切な含有率として４．２〜４．９ｍａｓｓ％の範囲内まで下げることにより、所定サイズの微細気孔を増やし、焼結鉱の被還元性を良好に保持すると共に、焼結鉱のＦｅＯ含有率を７．０〜９．０ｍａｓｓ％の範囲内まで高めるか、又は塩基度ＣａＯ／ＳｉＯ₂を１．８〜２．２の範囲内まで高めることにより、焼結鉱組織の結合を強化して、焼結鉱の強度及び成品歩留を確保しようとしている。その際に、焼結鉱のＳｉＯ₂含有率が４．２〜４．９ｍａｓｓ％の範囲内では耐還元粉化性に劣るので、これを補完するためにＭｇＯ源としてのドロマイトを適切な粒度分布の条件下で配合し、ＭｇＯ含有率を１．５〜３．０ｍａｓｓ％の範囲内まで高めるという技術が提案されている（以下、「先行技術１」という）。その結果、焼結鉱のＲＤＩは、従来水準の３６〜３８％の範囲内の成績を有するものが得られている（同公報、段落００３７、表１）。
【０００８】
一方、焼結鉱の耐還元粉化性を高水準に改善するための特別な製造方法を採用することなく、従って、比較的廉価なコストで焼結鉱を製造し、このような焼結鉱を用いても、高炉内における焼結鉱の還元粉化量を増加させず、通常水準の炉内通気性を確保しようとする下記技術が、特開平１１−２１６０４号公報に開示されている。即ち、高炉炉頂から焼結鉱を装入する際に、耐還元粉化性に比較的劣る焼結鉱に対しては、当該焼結鉱の温度を、例えば４００℃以下程度の温度に、予め調整したものを用いることにより、高炉内における還元粉化の発生温度領域である５００〜６００℃における焼結鉱の滞在時間を短縮する。そして、これに対して耐還元粉化性に比較的優れた焼結鉱については、従来通り常温で高炉に装入するという方法が開示されている（以下、「先行技術２」という）。このような、高炉装入時における焼結鉱の温度調整は、焼結機から排鉱された焼結ケーキのクーラーでの冷却操作を中断するか、又は排熱利用による予熱操作を行なうことによるとしている。このようにして、高炉内における還元粉化性指標ＲＤＩが実質的に４０％以上の焼結鉱を装入原料として用いる。
【０００９】
【発明が解決しようとする課題】
上述したように、先行技術１によれば、１５０ｋｇ／ｔ−溶銑以上の多量の微粉炭を高炉内に吹き込みつつも、焼結鉱の性状を改善することにより軟化融着帯の厚さを従来よりも薄くして、安定した高炉操業を行なうことができる。しかしながら、先行技術１に開示された焼結鉱の成分組成に調整し、且つ、ドロマイトの粒度分布を上記範囲内に調整するためには、焼結鉱原料の調製に要する費用が上昇する。更に、微粉炭吹込み量を、１５０ｋｇ／ｔ−溶銑以上の水準から、本発明者等が目標とする１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上の水準まで高めようとした場合には、更に上記問題は大きくなる。
【００１０】
一方、先行技術２によれば、ＲＤＩが４０％以上という耐還元粉化性に優れない焼結鉱を多量に用いても、高炉内での還元粉化量を増加させずに、通常の通気性を確保することができる。しかしながら、先行技術２の方法では、焼結鉱のＲＤＩに応じて焼結鉱製造工程を選択したり、高炉装入時の焼結鉱温度を管理するという操作・工程を実施するのは極めて煩雑な工程計画を組む必要が生じ、また、適宜新たな設備を必要とすることになる。更に、本発明者等が目的の前提条件とする１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上という水準の微粉炭多量吹込みの高炉操業にあっては、先行技術２の方法を適用した場合に得られる通常水準の炉内通気性を確保することが可能であっても、安定した高炉操業を行なうためにはその程度の炉内通気性の確保では未だ不十分である。
【００１１】
そこで、この発明が解決すべき課題は、高炉に１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上の高水準の微粉炭を吹き込む高炉操業においても、安定操業ができるようにするため、軟化融着帯の厚さを厚くすることなく、炉内通気性を適切に確保することが可能であり、且つ焼結鉱成品品質特性のバランスをとり、できるだけ低廉な焼結原料を用いることができる高炉操業条件を創案することにある。こうして、この発明の目的は、焼結鉱の製造コストを総合的に極力下げた条件下において、微粉炭吹込み量を１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上吹き込むことにより高炉燃料費を低減し、しかも安定した高炉操業が行なわれ、溶銑の高生産性が確保され、焼結から高炉までの一貫工程における製造コストを低減することができる、高炉への微粉炭多量吹込み操業方法を提供することにある。
【００１２】
【課題を解決するための手段】
本発明者等は、上述した観点から鋭意試験、研究を重ねた。
【００１３】
焼結鉱製造工程から高炉での溶銑製造工程に至るまでの一貫した工程におけるコスト低減を図ることを検討した。その際、高炉用コークスに適した原料炭の資源枯渇化対応として、安価で資源豊富な非微粘結炭を供給源として微粉炭を多量に吹き込んでコークスの代替とする、微粉炭多量吹込みによる高炉操業を前提条件とした。更に、高品位鉄鉱石の資源枯渇化にも対応するために、安価で資源豊富な高結晶水鉱石を多量に使用することが望ましいことにも着眼した。このように、焼結から高炉までの一貫工程におけるコスト低減技術を開発するにあたり、特に、焼結鉱が備えるべき品質特性のバランスをとり、その上で焼結から高炉までおける副原料使用量の低減試験を行ない、コスト低減を図った。
【００１４】
焼結から高炉までにおいて使用する副原料の使用フローの従来例を図３に示す。従来、例えば原料ヤードにおけるＢ粉（ブレンディング鉱石粉）への蛇紋粉１３（主成分：ＭｇＯ、ＳｉＯ₂）の積付け、焼結原料の予備処理工程での原料配合時における石灰石１４及び珪石１５の添加、及び高炉における珪石１６の投入を行なっている。上記において、各副原料の使用目的は、蛇紋粉１３は焼結鉱へのＭｇＯ成分の添加源として、石灰石１４は焼結鉱へのＣａＯ成分の添加源として、そして、珪石１５及び１６はそれぞれ、焼結鉱へのＳｉＯ₂成分調整の添加源として、及び、高炉スラグのへの塩基度調整用ＳｉＯ₂成分の添加源とすることにある。
【００１５】
上記の工程において、蛇紋粉１３の添加をカットすることにより、焼結鉱のＳｉＯ₂含有率は例えば、０．６ｍａｓｓ％程度減り、ＭｇＯ含有率も０．６ｍａｓｓ％程度減った。ＳｉＯ₂含有率の低下により焼結鉱の強度は低下し、焼結工程における返鉱原単位が上昇悪化して成品歩留は低下したが、同時にＭｇＯ含有率も低下することにより、この作用効果として焼結鉱の強度低下が緩和された。このため、焼結鉱の高生産率操業（例えば１．９４ｔ／ｍ²／ｈ）下において、成品強度水準としてＴＩ_+10mm≧６７％という管理値が維持された。また、ＳｉＯ₂含有率の低下により焼結鉱の還元性は向上し、ＲＩ値で例えば従来水準より４％上昇した。ところが一方、焼結鉱のＳｉＯ₂含有率及びＭｇＯ含有率の低下による悪影響として、耐還元粉化性が大幅に劣化し、ＲＤＩ値が、例えば従来水準の４０％から４９％に跳ね上がった。
【００１６】
しかしながら、微粉炭吹込み比１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上の高水準多量吹き込みによる高炉操業を行なえば、上述したように、装入原料としての焼結鉱品質の内、耐還元粉化性の合格水準を上述した程度に著しく緩和しても、高炉炉内の通気・通液性を確保し、溶銑の生産性を高水準に維持して安定操業を行なうことが、次の高炉操業を行なうことにより可能であることがわかった。即ち、焼結鉱の成分組成を適切に設計し、当該焼結鉱の使用に応じて適切な高炉操業条件を設定すれば可能である。特に焼結鉱のＳｉＯ₂含有率及びＭｇＯ含有率を同時に適切な範囲内まで低めることが効果的であって、焼結鉱の還元性水準及び強度水準を確保することができる。更に焼結鉱のＦｅＯ含有率を適切な範囲内まで低めること、塩基度：ＳｉＯ₂含有率／ＣａＯ含有率を適切な範囲内に制限することが、焼結から高炉までの一貫製造コスト低減にとって一層効果的であることがわかった。また、上記操業条件下においては、４ｍａｓｓ％以上の結晶水を含む高結晶水鉱石を多量に配合することができ、溶銑製造コストを更に低下させることができることもわかった。
【００１７】
なお、上記操業試験において、Ｂ粉への蛇紋粉１３添加をカットしたので、高炉スラグの粘性を適切な範囲内に確保するために、必要最小限の蛇紋岩を高炉に装入した。
【００１８】
この発明は、上記知見に基づきなされたものでり、その要旨は次の通りである。
【００１９】
請求項１記載の発明に係る高炉への微粉炭多量吹込み操業方法は、微粉炭を１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上吹き込み、且つ、高炉に装入する焼結鉱として還元粉化性指数ＲＤＩが４０％以上の焼結鉱を用い、前記焼結鉱のＳｉＯ ₂ 含有率は、４．０〜４．６ｍａｓｓ％の範囲内、前記焼結鉱のＭｇＯ含有率は、１．０〜１．４ｍａｓｓ％の範囲内であることに特徴を有するものである。
【００２１】
請求項２記載の発明に係る高炉への微粉炭多量吹込み操業方法は、請求項１記載の発明において、焼結鉱のＦｅＯ含有率が、４．０〜７．０ｍａｓｓ％の範囲内となるように調整することに特徴を有するものである。
【００２２】
請求項３記載の発明に係る高炉への微粉炭多量吹込み操業方法は、請求項１又は請求項２記載の発明において、焼結鉱のＣａＯ含有率（ｍａｓｓ％）／ＳｉＯ₂含有率（ｍａｓｓ％）が、２．０〜２．３の範囲内となるように調整することに特徴を有するものである。
【００２３】
請求項４記載の発明に係る高炉への微粉炭多量吹込み操業方法は、請求項１ないし請求項３のいずれかに記載の発明において、焼結鉱の製造工程における混合原料中の全鉄鉱石に占める、結晶水を４ｍａｓｓ％以上含む鉄鉱石の割合が２５ｍａｓｓ％以上となるように原料配合することに特徴を有するものである。
【００２４】
【発明の実施の形態】
次に、この発明の望ましい実施形態の例を説明する。
【００２５】
図１に、この発明において用いる焼結鉱の製造工程概略フローを示す。同図の焼結鉱製造工程において、焼結鉱成品の目標成分組成を、ＳｉＯ₂含有率：４．０〜４．６ｍａｓｓ％、ＭｇＯ含有率：１．０〜１．４ｍａｓｓ％、ＦｅＯ含有率：４．０〜７．０ｍａｓｓ％、塩基度ＣａＯ／ＳｉＯ₂：２．０〜２．３に設定して原料を配合する。
【００２６】
主原料として通常鉱石１７がベッディングにより混合された混合粉１８（但し、混合粉の中に高結晶水鉱石粉１９’が一部含まれていてもよい）、高結晶水鉱石１９、及び返鉱２０を使用し、固体燃料として粉コークス２１を使用する。ここで、高結晶水鉱石１９、１９’、１９”とは、結晶水を４．０ｍａｓｓ％以上含む鉄鉱石を指すものとする。副原料としては、ＣａＯ成分添加源の石灰石２２及び／又は生石灰２３を使用する。そして、成品焼結鉱中のＭｇＯ含有率目標値（１．０〜１．４ｍａｓｓ％）に応じて、適宜ＭｇＯ成分添加源としてマグネサイト２４及び／又はブルースタイト２５を使用する。なお、成品焼結鉱中のＳｉＯ₂含有率目標値を４．０〜４．６ｍａｓｓ％の範囲内とするので、ＭｇＯ源としてＳｉＯ₂を約４０ｍａｓｓ％程度含む蛇紋岩は使用しない方が成分組成調整上望ましい。
【００２７】
これら主原料、副原料及び固体燃料等の原料を各原料配合槽２６から所定の割合で切り出す。混合粉１８にも高結晶水鉱石１９’が配合されているときは、混合粉１８と高結晶水鉱石１９”との配合原料（混合原料）中の全鉄鉱石中に占める高結晶水鉱石の割合が２５ｍａｓｓ％以上になるように、高結晶水鉱石を用いる。こうして得られた配合原料に水分２７を添加し、ドラムミキサー２８で調湿・混合し、ドラムミキサーで２９造粒するか又はディスクぺレタイザー３０で造粒し、次いで適宜、粉コークス３１をコーティングミキサー３２で外装し、焼結原料としての擬似粒子３３を調製する。なお、コーティングミキサー３２を通さずにドラムミキサー２９又はディスクぺレタイザー３０で処理して３３’擬似粒子を調製してもよい。但し、この場合は、外装粉コークスの当量を原料配合段階、又はドラムミキサー２９若しくはディスクぺレタイザー３０で添加する。
【００２８】
粉コークスの配合割合は、造粒方法及び添加方法により適正範囲は変化するが、生産率及び歩留維持の観点、並びに還元性及び耐還元粉化性向上のために、更に過溶融防止の観点から、凡そ３５〜４５ｋｇ／ｔ−成品が適当である。
【００２９】
こうして調製された焼結鉱原料を火格子移動式焼結機３４のパレットに層状に充填装入し、次いで上層表面に点火し、下方吸引にて粉コークスを燃焼させて焼成を行ない、焼結鉱３５を製造する。焼成された焼結ケーキを破砕・整粒して焼結鉱成品３６を得て高炉３７へ原料として搬送する。また、３〜５ｍｍ程度の所定粒度以下の焼結鉱は返鉱２０として所定の原料配合槽２６へリターンする。
【００３０】
この発明においては、焼結鉱の成分組成を上述した通り制限することが望ましい。その理由は次の通りである。
【００３１】
（１）焼結鉱のＳｉＯ₂含有率
焼結鉱の還元性や高温性状を改善する方法としては、焼結鉱中のスラグ量、従ってＳｉＯ₂含有率を低減することが効果的である。即ち、焼結鉱のＳｉＯ₂成分は高炉内において、焼結鉱中のスラグ融液量を増大させ、特に焼結鉱の還元性や高温性状に悪影響を与えるので、これを緩和するために、あるいはまた、高炉スラグ比を低減するために、高炉におけるスラグ組成の制約、例えば焼結鉱中Ａｌ₂Ｏ₃含有率の上限が特に低く設定されていない操業条件下では、できるだけ低くすることが望ましい。しかしながら、焼結鉱中のＳｉＯ₂成分の低下は、冷間強度、成品歩留及び還元粉化性を悪化させる。そこで、この互いに相反する上記関係のバランスをとるために、焼結鉱中のＳｉＯ₂含有率は、４．０〜４．６ｍａｓｓ％の範囲内に限定した。ここで、上限の４．６ｍａｓｓ％については、焼結鉱の還元性を良好に維持し、高炉スラグ比を低く抑えることにより、焼結から高炉までの一貫製造コストを減らすために決めたものである。一方、下限の４．０ｍａｓｓ％については、ＳｉＯ₂成分の低下に伴なう焼結鉱の耐還元粉化性の劣化を補完するための当該焼結鉱の高炉での使用条件、即ち、１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上の微粉炭多量吹込みによる高炉の操業条件下で使用されるので、還元粉化指数ＲＤＩの合格管理水準を緩和してもよいことを考慮して決定したものである。
【００３２】
焼結鉱中ＳｉＯ₂含有率を減らす方法として、一般に、▲１▼ＳｉＯ₂含有率の低い鉄鉱石を使用して調整する方法と、▲２▼珪石や蛇紋岩等のＳｉＯ₂含有副原料を減らして調整する方法が行なわれている。前者の高品位鉄鉱石原料の使用によるＳｉＯ₂含有率の低下調整方法では、長期的に安定して焼結鉱を製造するのは困難であり、コスト高となるため、後者の方法が多く採用されている。しかしながら、後者の珪石や蛇紋岩等のＳｉＯ₂含有副原料を減らす方法の内、珪石を減らしてもＭｇＯ含有率を所定値以上に確保しようとして蛇紋岩を所定量使用する限り、これからのＳｉＯ₂成分の混入が加わってＳｉＯ₂成分を低く制限することが困難な場合がある。反面、このように、蛇紋岩等のＭｇＯ・ＳｉＯ₂系副原料の配合を減らしたために、焼結鉱中のＭｇＯ含有率を確保することができなくなるような原料成分と配合条件にある場合もある。この場合には、ＳｉＯ₂含有率が低いＭｇＯ添加源としてマグネサイトあるいはブルースタイトを用いるのが望ましい。また、高炉操業において、高炉スラグの流動性を確保するという観点から、高炉スラグ中に必要なＭｇＯ含有率が、焼結鉱中ＭｇＯ成分量の高炉へのインプット量だけでは不足していると判断されるような操業方法を選択する場合には、最小限必要なＭｇＯ分を蛇紋岩等副原料で高炉に装入する。
【００３３】
（２）焼結鉱のＭｇＯ含有率
この発明における問題解決の前提条件の特徴である、上述したように目標特性に対して互いに相反する影響を及ぼす要因の制限条件に対して、その目標特性をバランスさせて両立させるという考え方、即ち、具体的には、焼結鉱の還元性や高温性状を良好な水準に保持すると共に、これと、微粉炭吹込み比が１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上という高水準の微粉炭吹込み高炉操業で使用する焼結鉱であることを考慮済みでの還元粉化性指数ＲＤＩの成品合格管理値、並びに焼結鉱の冷間強度及び成品歩留の低下抑制とのバランスを考慮して、焼結鉱成品中のＭｇＯ含有率を、１．０〜１．４ｍａｓｓ％の範囲内に限定した。ここで、上限の１．４ｍａｓｓ％については次の理由による。一般に、焼結鉱中のＭｇＯ含有率を２．０ｍａｓｓ％程度まで増加させると、焼結過程において焼結原料中のスラグの滓化が悪化し、焼結鉱生産率が低下する。しかしながら、高結晶水鉱石を混合原料中に約２５ｍａｓｓ％以上というように多量に含んでいる場合には、その高結晶水鉱石の局部的過溶融を防止するために、ＭｇＯ含有率は１．４〜１．５ｍａｓｓ％程度確保されることが望ましい。一方、ＭｇＯ添加源副原料使用によるコストアップを抑えるとの観点からは、ＭｇＯ含有率は低目の方が有利である。従って、ＭｇＯ成分添加の上記メリットとデメリットとのバランスから、その含有率の上限はそのときの製鉄所内で副生されるＭｇＯ添加源剤の事情によっても影響されるが、１．４ｍａｓｓ％とするのが適当である。一方、焼結鉱中のＭｇＯ含有率の下限１．０ｍａｓｓ％については、焼結鉱の高炉内における高温性状を確保し、特に耐還元粉化性を確保するために必要な条件である。
【００３４】
なお、ＭｇＯ添加源としてマグネサイト９あるいはブルースタイト１０を添加する場合には、その粒子径は、焼結用鉱石等残部原料及び副原料と同じ程度であれば、混合、造粒工程でその粒子分散が一層均一となり、ＭｇＯ添加の作用が一層発揮され、特に焼結鉱の耐還元粉化性の品質改善効果が大きくなる。更に、焼結原料中に高結晶水鉱石を多量に配合した配合には、高結晶水鉱石の焼結機ベッド内における「溶融焼結反応の制御」において、生成融液の流動性を効率よく制御するためには、含ＭｇＯ物質であるブルーサイトあるいはマグネサイトの粒子が、高結晶水鉱石を核としてその表面被覆層の一部を構成するために効率よく付着するためには、その含ＭｇＯ物質の粒度が適切に小さい方が望ましいことがわかった。この観点から、マグネサイトあるいはブルーサイトの粒度は１ｍｍ以下のものを用いるのが望ましい。なお、粒径が１０ｍｍ程度以上のマグネサイト及びブルーサイトは他の工業成品として使用されているが、それより細粒のものは有効利用先がないので、本発明の焼結鉱製造で使用すれば一層望ましい。
【００３５】
（３）焼結鉱のＦｅＯ含有率
焼結鉱中のＦｅＯ含有率が高くなると、高炉内の１０００℃付近の温度域において、２ＦｅＯ＋ＳｉＯ₂＝２ＦｅＯ・ＳｉＯ₂反応によりファイヤライト（２ＦｅＯ・ＳｉＯ₂）が生成する。このファイヤライトの生成量は焼結鉱中のＳｉＯ₂及びＦｅＯ含有率が高いほど増えて、ファイヤライト主体の低融点スラグが生成し易くなる。このようなファイヤライト主体の低融点スラグが形成されると、１０００〜１２００℃付近で形成される軟化融着帯の形成開始温度が低温側へ移動するので、軟化融着帯の幅（軟化溶融帯の高さ方向厚さ）が大きくなり、通気性が悪くなる。この発明においては、微粉炭吹込み比が１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上という高水準であるから、装入物のＯｒｅ／Ｃｏｋｅ比が大きいので、塊状帯から軟化融着帯にかけての通気性・通液性が悪化することに加えて、多量のファイヤライト生成による通気性の悪化をできるだけ避けることが望ましい。更に、焼結鉱はそのＦｅＯ含有率が高いほど還元性が劣化する。上記高炉内の通気・通液性の確保及び焼結鉱の還元性確保の観点から、焼結鉱中のＦｅＯ含有率の上限を制限することが望ましく、７．０ｍａｓｓ％以下とすることが望ましい。この発明においては７．０ｍａｓｓ％以下のＦｅＯ含有率に対してＳｉＯ₂含有率が前述の通り４．０〜４．６ｍａｓｓ％と低含有率水準であるから、ファイヤライト生成の悪影響を回避することができる。一方、焼結鉱中のＦｅＯ含有率の支配因子は多く、鉱石銘柄や焼結条件（焼結ベッド内の酸素分圧及び温度分布、焼結原料中配合粉コークス量、並びに焼結後の冷却速度）等多岐にわたるので、焼結コスト及び焼結工程計画から考えて、ＦｅＯ含有率の下限値としては現実的な４．０ｍａｓｓ％とする。こうして、この発明において用いる焼結鉱中のＦｅＯ含有率は、４．０〜７．０ｍａｓｓ％の範囲内に限定する。
【００３６】
（４）焼結鉱の塩基度ＣａＯ／ＳｉＯ₂
この発明において、ＣａＯ含有率／ＳｉＯ₂含有率のｍａｓｓ％比、塩基度を、２．０〜２．３の範囲内に限定する理由は、下限を２．０とすることにより焼結鉱の強度を確保し、且つ上限を２．３とすることにより高炉スラグ比を低く抑えることにある。ここで留意すべきことは、焼結鉱中へのＣａＯ添加源として、ドロマイトのようなＣａＯ・ＭｇＯ系副原料を用いた場合には、このＣａＯ成分はフリーＣａＯとしての作用効果を発揮しないので、ＣａＯ含有率をＳｉＯ₂含有率との関係のみに依存させた制約の仕方では律することが困難となる。即ち、この発明においては、ＳｉＯ₂含有率が４．６ｍａｓｓ％以下に限定した上で、しかも塩基度ＣａＯ／ＳｉＯ₂を２．０〜２．３の範囲内に制限することに意義がある。
【００３７】
次に、この発明では、上述した成分組成を有する焼結鉱を製造するに際し、混合粉３と高結晶水鉱石４との配合原料（混合原料）中に高結晶水鉱石を多量配合する。通常、高結晶水鉱石を多量に配合された焼結原料は、焼結機パレット上のベッド内にける焼結過程において、高結晶水鉱石の局部的過溶融現象が発生し、またそのために未焼結部分が発生し、焼結鉱の品質劣化や生産性の低下を招く。結晶水を４ｍａｓｓ％程度以上含む高結晶水鉱石を、全鉄鉱石の内２５ｍａｓｓ％以上含む混合原料の、焼結過程における高結晶水鉱石の局部的過溶融現象を抑制するためには、配合原料中のＳｉＯ₂含有率を低く抑え、ＭｇＯ含有率を焼結鉱成品中の含有率が約０．５ｍａｓｓ％超含まれていればよく、焼結機ベッド内における高結晶水鉱石の局部的過溶融部分と未焼部分との発生を抑制することができ、溶融焼結反応の制御が可能となる。図１に示したこの発明における焼結鉱製造工程においては、混合粉３と高結晶水鉱石４との配合原料（「混合原料」）中には、ＭｇＯが焼結鉱成品中において１．０〜１．４ｍａｓｓ％の範囲内で含まれている。従って、この発明における高結晶水鉱石の多量使用による焼結鉱製造においては、成品品質、成品歩留及び生産性を高水準に維持した安定操業ができる。従って、こうして製造された焼結鉱は高炉装入により、安定した操業が行なわれる。こうして、焼結から高炉までの一貫工程におけるコストが低減される。
【００３８】
この発明に係る高炉への微粉炭多量吹込み操業に用いる焼結鉱としては、前述した成分組成を有し、還元粉化性指数ＲＤＩが、所定期間における平均値が４０〜４８％のものを用いる。そして、このようなＲＤＩ値水準の焼結鉱から、ＲＤＩが４０％以上の焼結鉱部分を、高炉装入の主原料である焼結鉱の内５０ｍａｓｓ％以上に使用して、微粉炭吹込み比が１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上の高水準の微粉炭多量吹込み操業を行なう。なお、上記焼結鉱の設定品質水準は、焼結機及び高炉操業条件によって差はあるが、概ね、ＪＩＳ還元率ＲＩが７０％程度以上、還元粉化指数ＲＤＩが４０〜５０％の範囲内、そしてタンブラー強度ＴＩ_+10mmが６７％以上の高水準を確保することを目標とする。
【００３９】
【実施例】
この発明を実施例により更に説明する。
【００４０】
表１に、この発明の高炉操業において使用した焼結原料の成分組成例を示し、表２に、マグネサイト、ブルースタイト及び混合粉の粒度分布測定例を示す。
【００４１】
【表１】

【００４２】
【表２】

【００４３】
上記原料を用い、図１に示した焼結鉱製造フローにしたがって焼結鉱を製造した。但し、同図中、混合粉１８には、鉄鉱石として通常鉱石１７と高結晶水鉱石１９’とが含まれている。焼結鉱製造においては、焼結鉱の成分組成目標を５水準に分類して設定し、すべての焼結鉱製造において、表１に示した高結晶水鉱石−１又は高結晶水鉱石−２のいずれかを、図１中の高結晶水鉱石１９’と１９”との合計量が配合原料（混合原料）中の全鉄鉱石に占める割合が、２５ｍａｓｓ％以上となるように配合した。
【００４４】
表３に、焼結鉱の成分組成を上記５水準に分類して示すと共に、高結晶水鉱石の配合原料中の全鉄鉱石に占める割合を示す。焼結鉱−１〜焼結鉱−４は、本発明の条件の範囲内の成分組成を有し、焼結鉱−５は、本発明の条件の範囲外の成分組成を有する。表４に、各焼結鉱の品質水準を示し、焼結鉱の生産率の水準を併記する。表４によれば、焼結鉱−１〜焼結鉱−４の製造においては、品質水準が良好に確保されると共に、焼結鉱の生産性も高位水準が確保されている。
【００４５】
【表３】

【００４６】
【表４】

【００４７】
表５に、炉内容積４３００ｍ³級の高炉に本発明法を適用した実施例１〜実施例４における操業条件を、本発明法の範囲外である比較例１及び比較例２における操業条件とを比較して示す。実施例１〜実施例４においては、微粉炭吹込み比較例を１８０ｋｇ／ｔ−溶銑の水準に設定し、高炉装入に用いた焼結鉱はそれぞれ、焼結鉱−１〜焼結鉱−４を用いた。これに対して、比較例１においては、微粉炭吹込み比１８０ｋｇ／ｔ−溶銑の水準に設定し、高炉装入焼結鉱は焼結鉱−５（本発明の範囲外の成分組成）を用い、そして比較例２においては、微粉炭吹込み比を１５０ｋｇ／ｔ−溶銑の水準に減らし、高炉装入焼結鉱は焼結鉱−４（本発明の範囲内の成分組成）を用いた。
【００４８】
【表５】

【００４９】
表６に、高炉操業における操業成績を示し、焼結から高炉までの一貫工程における製造コストの優劣序列を示した。同表よりわかるように、本発明法によれば、高炉スラグ比が低減して改善され、炉内通気抵抗が低下して、炉内における装入物のスリップ回数が減り、高炉操業の安定性が確保された。そして、高炉生産性が上昇し、焼結から高炉までの一貫製造コストが低減した。
【００５０】
【表６】

【００５１】
【発明の効果】
上述した通り、この発明の方法によれば、微粉炭を１７０ｋｇ／ｔ−溶銑以上という高水準の多量吹込み高炉操業条件下において、焼結鉱の還元粉化性指数４０以上のものを高炉に装入することにより、安定した高炉操業を行なうことができる。その結果、焼結から高炉までの一貫製造コストの低減を図ることができる、高炉への微粉炭多量吹込み操業方法を提供することができ、工業上有益な効果がもたらされる。
【図面の簡単な説明】
【図１】本発明の高炉操業方法において用いる焼結鉱の製造工程概略フロー図である。
【図２】微粉炭の吹込み量が１５０ｋｇ／ｔ−溶銑程度以下の高炉操業における、高炉の内部状況を説明する縦断面模式図である。
【図３】焼結から高炉までにおいて使用する副原料の使用フローの従来例を示す図である。
【符号の説明】
１高炉
２鉱石
３コークス
４羽口
５熱風
６微粉炭
７塊状帯
８軟化融着帯
９滴下帯
１０炉芯
１１溶銑
１２スラグ
１３蛇紋粉
１４石灰石
１５、１６珪石
１７通常鉱石
１８混合粉
１９、１９’、１９” 高結晶水鉱石
２０返鉱
２１粉コークス
２２石灰石
２３生石灰
２４マグネサイト
２５ブルースタイト
２６原料配合槽
２７水分
２８、２９ドラムミキサー
３０ディスクぺレタイザー
３１粉コークス
３２コーティングミキサー
３３、３３’ 擬似粒子
３４火格子移動式焼結機
３５焼結鉱
３６焼結鉱成品
３７高炉[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
This invention relates to a sintered ore used as a charging raw material while ensuring high productivity and stability in blast furnace operation in which a large amount of pulverized coal as auxiliary fuel for the blast furnace is blown from the tuyere. It relates to the blast furnace operation technology that makes it possible to relax the product acceptance level for reduction dust resistance among the quality characteristics of the blast furnace.
[0002]
[Prior art]
The purpose of pulverized coal injection to the blast furnace is to reduce hot metal costs by increasing the amount of cheap steam coal used, to extend the life of coke ovens by reducing the operating rate of coke ovens, and to reduce the size of future coke oven replacements. This technology is used in all blast furnaces in Japan. For pulverized coal injection into the blast furnace, a pulverized coal injection lance is provided in the blow pipe for blowing into the furnace provided at the tuyeres at the bottom of the blast furnace, and flows from the pulverized coal injection lance into the blow pipe. In this method, pulverized coal is injected into hot air and pulverized coal is blown into the furnace from the tuyere. However, if the amount of pulverized coal injected into the blast furnace is increased to a certain level or more, especially when the amount is increased to 170 kg / t-molten iron or more, the air permeability in the blast furnace and the stability of blast furnace operation begin to be rapidly inhibited.
[0003]
FIG. 2 is a schematic longitudinal sectional view for explaining the internal state of the furnace in the blast furnace operation in which the amount of pulverized coal injected is not so large. As shown in the figure, the ore 2 and coke 3 charged from the top of the blast furnace 1 are formed in layers, gradually descending, and hot air 5 blown from the tuyere 4 and blown from the tuyere 4 The ore 2 is gradually reduced while descending the massive band 7 by the high-temperature reducing gas generated by the reaction with the pulverized coal 6 and the coke 3 charged from the top of the furnace, and the softening and fusion zone is gradually lowered below the ore 2. 8 and dripping zone 9 are formed, hot metal and slag are dripped in the coke layer gap of the furnace core 10 and accumulated at the bottom of the furnace, and the hot metal 11 and slag 12 are discharged from the blast furnace 1.
[0004]
In such blast furnace operation, if the amount of pulverized coal injection is increased to about 150 kg / t-molten iron or more, the ratio of the ore weight / coke weight of the charge (Ore / Coke ratio) increases and the air permeability in the furnace Gets worse. Furthermore, the heat flow ratio (solid heat capacity / gas heat capacity) in the blast furnace decreases with the increase in the amount of gas generated in the furnace due to the increase in the amount of pulverized coal injection, and the high temperature region in the massive zone 7 at the top of the blast furnace. Expands and the low temperature thermal preservation zone region of about 500 to 700 ° C. decreases. Therefore, the time required for the blast furnace charge to descend and pass through the temperature range of about 550 to 600 ° C., which is the ore reduction powder generation temperature range, is shortened. Therefore, the reduction powder phenomenon of the ore in this temperature range is suppressed.
[0005]
Therefore, in such a blast furnace operation in which a large amount of pulverized coal is blown, if attention is paid to RDI, which is a reduced powder property index among the product quality characteristics of sintered ore, sintering as a blast furnace charging raw material is performed. The RDI control value of mineral products can be relaxed. By relaxing the RDI control value of sintered ore products, the yield of sintered ore products increases, leading to an improvement in productivity and also contributing to a reduction in manufacturing costs of the sintered ore.
[0006]
However, in the past, in the operation of injecting a large amount of pulverized coal into the blast furnace, as described above, the blast furnace operation is not effective against the deterioration of the air permeability in the furnace due to the increase in the ratio of ore weight / coke weight (Ore / Coke ratio). Specific about technology that makes use of the possibility of relaxing the control level of product sinter RDI value, which is rather advantageous under the condition of operating a large amount of pulverized coal injection blast furnace, because emphasis is placed on ensuring stability I don't see any proposals or technical development reports.
[0007]
Up to now, as a proposed technology related to the reduction pulverization resistance of sintered ore in the operation of a large amount of pulverized coal injected into a blast furnace, for example, in Japanese Patent Application Laid-Open No. 11-131151, the thickness of the softening cohesive zone is reduced. And the following technique is proposed in the technique which makes it possible to inject | pour pulverized coal about 150 kg / t-molten iron or more. Sintered ore SiO₂Is reduced to a range of 4.2 to 4.9 mass% as an appropriate content rate, thereby increasing the fine pores of a predetermined size, maintaining the reducibility of the sintered ore well, and containing the FeO in the sintered ore. Increase the rate to within the range of 7.0-9.0 mass% or basicity CaO / SiO₂Is increased to a range of 1.8 to 2.2, thereby strengthening the bond of the sintered ore structure and securing the strength and product yield of the sintered ore. At that time, SiO of sintered ore₂When the content rate is in the range of 4.2 to 4.9 mass%, the resistance to reduction dusting is poor. To supplement this, dolomite as an MgO source is blended under conditions of an appropriate particle size distribution, and the MgO content rate Has been proposed (hereinafter, referred to as “prior art 1”). As a result, the RDI of the sintered ore has been obtained with a performance within the range of 36 to 38% of the conventional level (the same publication, paragraph 0037, Table 1).
[0008]
On the other hand, without adopting a special production method for improving the reduction powder resistance of sintered ore to a high level, therefore, the sintered ore is produced at a relatively low cost. Japanese Patent Application Laid-Open No. 11-21604 discloses the following technique which attempts to ensure a normal level of in-furnace air permeability without increasing the amount of reduced powdered sintered ore in the blast furnace. That is, when charging the sintered ore from the top of the blast furnace furnace, for the sintered ore that is relatively inferior in resistance to reduction dusting, the temperature of the sintered ore is, for example, about 400 ° C. or less. By using what was adjusted beforehand, the residence time of the sintered ore in 500-600 degreeC which is the generation | occurrence | production temperature range of the reduction | restoration powdering in a blast furnace is shortened. On the other hand, a method has been disclosed in which a sintered ore having relatively high resistance to reduction dusting is charged into a blast furnace at ordinary temperature (hereinafter referred to as “prior art 2”). The temperature adjustment of the sintered ore at the time of charging the blast furnace is performed by interrupting the cooling operation in the cooler of the sintered cake discharged from the sintering machine or by performing the preheating operation using exhaust heat. It is said. In this way, sintered ore having a reduced pulverization index RDI in the blast furnace of substantially 40% or more is used as a charging raw material.
[0009]
[Problems to be solved by the invention]
As described above, according to the prior art 1, while the amount of pulverized coal of 150 kg / t-molten or higher is blown into the blast furnace, the thickness of the softened fusion zone is improved by improving the properties of the sintered ore. It can be made thinner and stable blast furnace operation can be performed. However, in order to adjust the component composition of the sinter disclosed in Prior Art 1 and to adjust the particle size distribution of dolomite within the above range, the cost required for preparing the sinter raw material increases. Furthermore, when the amount of pulverized coal injection is increased from a level of 150 kg / t-hot metal or higher to a level of 170 kg / t-hot metal or more targeted by the present inventors, the above problem is further increased. .
[0010]
On the other hand, according to Prior Art 2, even if a large amount of sintered ore having an RDI of 40% or more and not excellent in reduction dust resistance is used, the normal aeration is performed without increasing the reduction powder amount in the blast furnace. Sex can be secured. However, in the method of Prior Art 2, it is extremely complicated to select the sinter production process according to the RDI of the sinter ore and to carry out the operation / process of controlling the sinter temperature at the time of charging the blast furnace. It is necessary to make a simple process plan, and new equipment is required as appropriate. Furthermore, in the blast furnace operation with a large quantity of pulverized coal injection at a level of 170 kg / t-molten or higher, which is a prerequisite for the purpose of the present inventors, the normal level obtained when the method of Prior Art 2 is applied. Even if it is possible to ensure the in-furnace air permeability, it is still insufficient to ensure that degree of in-furnace air permeability for stable blast furnace operation.
[0011]
Therefore, the problem to be solved by the present invention is to increase the thickness of the softened cohesive zone in order to enable stable operation even in blast furnace operation in which high-level pulverized coal of 170 kg / t-molten hot metal is blown into the blast furnace. In order to create a blast furnace operating condition that can appropriately ensure the air permeability in the furnace, balance the quality characteristics of the sintered ore products, and use the lowest possible sintering raw material. is there. Thus, the object of the present invention is to reduce the blast furnace fuel cost by stabilizing the sinter ore production cost as much as possible, and to reduce the blast furnace fuel cost by injecting 170 kg / t-molten or more of molten coal. An object of the present invention is to provide a method for injecting a large amount of pulverized coal into a blast furnace, in which blast furnace operation is performed, high productivity of hot metal is ensured, and manufacturing costs in an integrated process from sintering to blast furnace can be reduced.
[0012]
[Means for Solving the Problems]
The present inventors have conducted intensive studies and research from the viewpoints described above.
[0013]
We examined the cost reduction in the consistent process from the sinter production process to the hot metal production process in the blast furnace. At that time, in response to the depletion of coking coal suitable for coke for blast furnace, a large amount of pulverized coal is injected to replace coke by injecting a large amount of pulverized coal using cheap and resource-rich non-coking coal as a supply source It was assumed that the blast furnace operation by Furthermore, in order to cope with the resource depletion of high-grade iron ore, it was also noted that it is desirable to use a large amount of inexpensive and resource-rich high crystal water ore. In this way, in developing cost reduction technology in the integrated process from sintering to blast furnace, in particular, balance the quality characteristics that the sintered ore should have, and then use the amount of auxiliary materials used from sintering to blast furnace. A reduction test was conducted to reduce costs.
[0014]
FIG. 3 shows a conventional example of the usage flow of auxiliary materials used from sintering to blast furnace. Conventionally, for example, serpentine powder 13 (main components: MgO, SiO) to B powder (blending ore powder) in a raw material yard₂), Addition of limestone 14 and silica 15 at the time of raw material mixing in the pretreatment step of the sintered raw material, and introduction of silica 16 in the blast furnace. In the above, the purpose of use of each auxiliary material is that the serpentine powder 13 is an additive source of the MgO component to the sintered ore, the limestone 14 is an additive source of the CaO component to the sintered ore, and the silica stones 15 and 16 are respectively , SiO into sintered ore₂SiO for adjusting the basicity of blast furnace slag as an additive source for component adjustment₂It is to be used as an addition source of ingredients.
[0015]
In the above process, the addition of the serpentine powder 13 is cut, so that the sintered ore SiO 2₂For example, the content rate decreased by about 0.6 mass%, and the MgO content rate also decreased by about 0.6 mass%. SiO₂The strength of the sinter decreases due to the decrease in the content rate, and the unit yield of the sinter in the sintering process increases and deteriorates, resulting in a decrease in the product yield. At the same time, the MgO content also decreases. The decrease in strength of the ore was mitigated. For this reason, a high production rate operation of sintered ore (for example, 1.94 t / m)²/ H) Under the product strength level, TI_{+ 10mm}A control value of ≧ 67% was maintained. In addition, SiO₂The reduction of the sintered ore was improved by the decrease in the content, and the RI value increased by, for example, 4% from the conventional level. On the other hand, the sintered ore SiO₂As an adverse effect due to a decrease in the content and MgO content, the resistance to reduction dusting deteriorated significantly, and the RDI value jumped from, for example, 40% of the conventional level to 49%.
[0016]
However, if the blast furnace operation is performed by high-level high-volume injection with a pulverized coal injection ratio of 170 kg / t-molten iron or more, as described above, among the quality of sintered ore as the charging raw material, the acceptable level of reduction dust resistance Even if it is remarkably relaxed to the above-mentioned level, it is possible to ensure the ventilation and liquid permeability in the blast furnace furnace and to maintain the hot metal productivity at a high level for stable operation, by performing the following blast furnace operation. I found it possible. That is, it is possible by appropriately designing the component composition of the sintered ore and setting appropriate blast furnace operating conditions according to the use of the sintered ore. Especially sintered ore SiO₂It is effective to reduce the content rate and the MgO content rate to an appropriate range at the same time, and the reducibility level and strength level of the sintered ore can be ensured. Furthermore, lowering the FeO content of the sintered ore to an appropriate range, basicity: SiO₂It has been found that limiting the content ratio / CaO content ratio to an appropriate range is more effective for reducing the integrated manufacturing cost from sintering to blast furnace. It was also found that, under the above operating conditions, a large amount of high crystal water ore containing 4 mass% or more of crystallization water can be blended, and the hot metal production cost can be further reduced.
[0017]
In addition, in the said operation test, since the serpentine powder 13 addition to B powder was cut, in order to ensure the viscosity of a blast furnace slag in an appropriate range, the minimum necessary serpentine was inserted into the blast furnace.
[0018]
The present invention has been made on the basis of the above findings, and the gist thereof is as follows.
[0019]
The operation method for injecting pulverized coal into the blast furnace according to claim 1 is a pulverized coal injecting 170 kg / t-molten or more of pulverized coal, and a reduced pulverization index RDI of 40 as a sintered ore charged into the blast furnace. % Or more of sintered ore is usedThe SiO of the sintered ore ₂ The content is in the range of 4.0 to 4.6 mass%, and the MgO content of the sintered ore is in the range of 1.0 to 1.4 mass%.It has a special feature.
[0021]
ClaimItem 2A method for injecting a large amount of pulverized coal into the blast furnace according to the inventionItem 1The present invention is characterized in that the FeO content of the sintered ore is adjusted so as to be within a range of 4.0 to 7.0 mass%.
[0022]
ClaimItem 3A method for injecting a large amount of pulverized coal into the blast furnace according to the inventionItem 1 or claim 2In the listed invention, the CaO content of sintered ore (mass%) / SiO₂It is characterized in that the content (mass%) is adjusted to be in the range of 2.0 to 2.3.
[0023]
ClaimItem 4A method for injecting a large amount of pulverized coal into the blast furnace according to the inventionClaims 1 to 3In the invention described above, the raw material is blended so that the ratio of the iron ore containing 4 mass% or more of crystal water to the total iron ore in the mixed raw material in the manufacturing process of sintered ore is 25 mass% or more. It is.
[0024]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Next, an example of a preferred embodiment of the present invention will be described.
[0025]
FIG. 1 shows a schematic flow of a manufacturing process for sintered ore used in the present invention. In the sinter production process of the figure, the target component composition of the sintered ore product is changed to SiO.₂Content: 4.0 to 4.6 mass%, MgO content: 1.0 to 1.4 mass%, FeO content: 4.0 to 7.0 mass%, basicity CaO / SiO₂: Set to 2.0 to 2.3 and blend raw materials.
[0026]
Mixed powder 18 in which ore 17 is mixed as a main raw material by bedding (however, the mixed powder may contain a part of high crystal water ore powder 19 '), high crystal water ore 19, and return ore 20 and powder coke 21 is used as solid fuel. Here, the high

crystal water ore

19, 19 ′, 19 ″ refers to iron ore containing 4.0 mass% or more of crystal water. As an auxiliary material, the limestone 22 and / or quicklime of the CaO component addition source is used. Then, magnesite 24 and / or bruceite 25 is appropriately used as an MgO component addition source depending on the target MgO content (1.0 to 1.4 mass%) in the sintered product ore. In addition, SiO in the product sintered ore₂Since the content target value is within the range of 4.0 to 4.6 mass%, SiO as the MgO source₂It is desirable not to use serpentinite containing about 40 mass% in terms of adjusting the composition.
[0027]
These main raw materials, auxiliary raw materials, and raw materials such as solid fuel are cut out from each raw material mixing tank 26 at a predetermined ratio. When the high-crystal water ore 19 ′ is also mixed in the mixed powder 18, the high-crystal water ore in the total iron ore in the mixed raw material (mixed raw material) of the mixed powder 18 and the high-crystal water ore 19 ″ High crystal water ore is used so that the ratio becomes 25 mass% or more, moisture 27 is added to the blended raw material thus obtained, humidity is adjusted and mixed with the drum mixer 28, and granulated 29 with the drum mixer or disc Pelletizer 30 is then granulated, and then powder coke 31 is externally coated with coating mixer 32 to prepare pseudo particles 33 as a sintering raw material, drum mixer 29 or disk pelletizer without passing through coating mixer 32. 33 ′ pseudo particles may be prepared by treating with 30. However, in this case, the equivalent of the outer powder coke is used in the raw material blending stage, or in the drum mixer 29 or It is added in the disk pair Retaiza 30.
[0028]
Although the appropriate range of the blending ratio of the powder coke varies depending on the granulation method and addition method, in order to maintain the production rate and yield, and to improve the reduction property and reduction powder resistance, it is further from the viewpoint of preventing overmelting. From about 35 to 45 kg / t-product is suitable.
[0029]
The sintered ore raw material thus prepared is charged into a pallet of a grate transfer type sintering machine 34 in layers, then the upper surface is ignited, and powder coke is burned by downward suction to be fired and sintered. The ore 35 is produced. The fired sintered cake is crushed and sized to obtain a sintered ore product 36 and conveyed to the blast furnace 37 as a raw material. In addition, the sintered ore having a predetermined particle size of about 3 to 5 mm or less returns to the predetermined raw material mixing tank 26 as the return ore 20.
[0030]
In the present invention, it is desirable to limit the component composition of the sintered ore as described above. The reason is as follows.
[0031]
(1) Sintered ore SiO₂Content rate
As a method for improving the reduction property and high temperature property of the sinter, the amount of slag in the sinter, and therefore SiO₂It is effective to reduce the content rate. That is, sintered ore SiO₂The components increase the amount of slag melt in the sinter in the blast furnace, particularly adversely affecting the reducing properties and high-temperature properties of the sinter. To alleviate this, or also reduce the blast furnace slag ratio. Slag composition constraints in the blast furnace, such as Al in sintered ore₂O_ThreeUnder operating conditions where the upper limit of the content is not set particularly low, it is desirable to make it as low as possible. However, SiO in sintered ore₂Decrease in components deteriorates cold strength, product yield, and reduced powderability. Therefore, in order to balance this mutually contradicting relationship, SiO in the sintered ore₂The content rate was limited to the range of 4.0 to 4.6 mass%. Here, the upper limit of 4.6 mass% was determined in order to reduce the integrated manufacturing cost from sintering to blast furnace by maintaining good reducibility of the sintered ore and keeping the blast furnace slag ratio low. is there. On the other hand, for the lower limit of 4.0 mass%, SiO₂Conditions for using the sinter in the blast furnace to supplement the deterioration of the reduction pulverization resistance of the sinter due to the decrease in the components, that is, the blast furnace by injecting a large amount of pulverized coal over 170 kg / t-molten iron Therefore, it is determined in consideration that the acceptable management level of the reduced powdering index RDI may be relaxed.
[0032]
SiO in sintered ore₂As a method for reducing the content, generally, (1) SiO₂A method of adjusting using iron ore with a low content, and (2) SiO such as silica and serpentine₂A method of adjusting by reducing the content of auxiliary materials has been carried out. SiO by using the former high-grade iron ore raw material₂In the method for adjusting the decrease in the content rate, it is difficult to produce sintered ore stably in the long term, and the cost is increased. Therefore, the latter method is often adopted. However, the latter, such as silica and serpentine₂As long as a predetermined amount of serpentinite is used in an attempt to secure the MgO content to a predetermined value or more even if the silica is reduced, the future SiO₂Addition of components and SiO₂It may be difficult to limit the ingredients low. On the other hand, like this, MgO / SiO such as serpentine₂In some cases, the blending conditions of the raw material components and the raw materials are such that the MgO content in the sintered ore cannot be ensured because the blending of the system auxiliary materials is reduced. In this case, SiO₂It is desirable to use magnesite or bluestone as the MgO addition source having a low content. In addition, in the operation of blast furnace, from the viewpoint of ensuring the fluidity of blast furnace slag, it is judged that the MgO content required in the blast furnace slag is insufficient only for the amount of MgO component in the sintered ore input to the blast furnace. When selecting such an operation method, the minimum required MgO content is charged into the blast furnace with secondary materials such as serpentine.
[0033]
(2) MgO content of sintered ore
The concept of preconditions for problem solving in the present invention, as described above, is the concept of balancing and balancing the target characteristics with respect to the limiting conditions of the factors that have a contradictory effect on the target characteristics, that is, Specifically, while maintaining the reducibility and high-temperature properties of sintered ore at a favorable level, it is used in blast furnace operation with a high level of pulverized coal injection ratio of 170 kg / t-molten or higher. Sintered ore in consideration of the balance between the product pass control value of the reduced powderability index RDI and the reduction in the cold strength of the sintered ore and product yield The MgO content in the product was limited to a range of 1.0 to 1.4 mass%. Here, the upper limit of 1.4 mass% is due to the following reason. In general, when the MgO content in the sintered ore is increased to about 2.0 mass%, hatching of the slag in the sintered raw material deteriorates during the sintering process, and the sinter production rate decreases. However, when the high crystal water ore is contained in a large amount of about 25 mass% or more in the mixed raw material, the MgO content is 1.4 in order to prevent local overmelting of the high crystal water ore. It is desirable to secure about ~ 1.5 mass%. On the other hand, from the viewpoint of suppressing the cost increase due to the use of the MgO addition source auxiliary material, a lower MgO content is advantageous. Therefore, from the balance between the above merits and demerits of the MgO component addition, the upper limit of the content is influenced by the circumstances of the MgO additive source by-produced in the steel mill at that time, but is 1.4 mass% Is appropriate. On the other hand, the lower limit of 1.0 mass% of the MgO content in the sintered ore is a necessary condition for ensuring the high-temperature properties of the sintered ore in the blast furnace, and particularly for ensuring the reduction dust resistance.
[0034]
In addition, when adding magnesite 9 or bruceite 10 as an MgO addition source, if the particle diameter is about the same as the remaining raw materials and auxiliary raw materials such as sintering ore, the particles are mixed and granulated. Dispersion becomes more uniform, and the effect of adding MgO is further exerted, and in particular, the effect of improving the quality of the reduced ore powder resistance of the sintered ore is increased. Furthermore, the compounding of a high amount of high crystal water ore in the sintering raw material effectively improves the fluidity of the resulting melt in the “control of the melt sintering reaction” in the sintering machine bed of the high crystal water ore. In order to control, the particles of brucite or magnesite, which are MgO-containing materials, are deposited efficiently in order to form a part of the surface coating layer with high crystal water ore as the core. It has been found that a suitably small particle size of the material is desirable. From this viewpoint, it is desirable to use magnesite or brucite having a particle size of 1 mm or less. Magnesite and brucite having a particle size of about 10 mm or more are used as other industrial products, but finer ones have no effective use, so they are used in the production of sintered ore of the present invention. More desirable.
[0035]
(3) FeO content of sintered ore
When the FeO content in the sintered ore becomes high, 2FeO + SiO in the temperature range near 1000 ° C. in the blast furnace.₂= 2FeO.SiO₂By the reaction, firelite (2FeO · SiO₂) Is generated. The amount of this firelite produced is the SiO in the sintered ore.₂Further, the higher the FeO content, the more the low-melting slag mainly composed of firelite is likely to be generated. When such a low-melting-point slag mainly composed of firelite is formed, the formation start temperature of the softened cohesive zone formed around 1000 to 1200 ° C. moves to the low temperature side, so the width of the softened cohesive zone (softening melt) The thickness in the height direction of the belt is increased, and the air permeability is deteriorated. In this invention, since the pulverized coal injection ratio is a high level of 170 kg / t-molten iron or higher, the Ore / Coke ratio of the charge is large, so the air permeability and liquid flow from the massive band to the softened fusion band In addition to the deterioration of the properties, it is desirable to avoid as much as possible the deterioration of the air permeability due to the generation of a large amount of firelite. Furthermore, as the FeO content of sintered ore is higher, the reducibility deteriorates. From the viewpoint of ensuring air permeability and liquid permeability in the blast furnace and ensuring reducibility of the sintered ore, it is desirable to limit the upper limit of the FeO content in the sintered ore, and preferably 7.0 mass% or less. . In the present invention, the SiO content with respect to the FeO content of 7.0 mass% or less is₂Since the content rate is as low as 4.0 to 4.6 mass% as described above, it is possible to avoid the adverse effect of the generation of firelite. On the other hand, there are many factors controlling the FeO content in sintered ore, and ore brands and sintering conditions (oxygen partial pressure and temperature distribution in the sintering bed, amount of mixed powder coke in the sintering raw material, and cooling after sintering) Speed) and so on, considering the sintering cost and the sintering process plan, the lower limit of the FeO content is set to realistic 4.0 mass%. Thus, the FeO content in the sintered ore used in the present invention is limited to the range of 4.0 to 7.0 mass%.
[0036]
(4) Basicity of sintered ore CaO / SiO₂
In this invention, CaO content / SiO₂The reason for limiting the mass% ratio and the basicity of the content within the range of 2.0 to 2.3 is to ensure the strength of the sintered ore by setting the lower limit to 2.0, and to set the upper limit to 2. 3 is to keep the blast furnace slag ratio low. It should be noted that when a CaO / MgO-based auxiliary material such as dolomite is used as a CaO addition source in the sintered ore, this CaO component does not exhibit the effect as free CaO. , CaO content is SiO₂It becomes difficult to regulate by the restriction method that depends only on the relationship with the content rate. That is, in this invention, SiO₂The content is limited to 4.6 mass% or less, and the basicity is CaO / SiO.₂Is meaningful within the range of 2.0 to 2.3.
[0037]
Next, in this invention, when manufacturing the sintered ore which has the component composition mentioned above, a high amount of high crystal water ore is blended in a blend raw material (mixed raw material) of the mixed powder 3 and the high crystal water ore 4. In general, sintering raw materials containing a large amount of high-crystal water ore cause local overmelting of the high-crystal water ore during the sintering process in the bed on the sintering machine pallet. Sintered parts are generated, leading to deterioration in quality and productivity of sintered ore. In order to suppress the local overmelting phenomenon of the high crystal water ore in the sintering process of the mixed raw material containing the high crystal water ore containing about 4 mass% or more of crystal water and 25 mass% or more of the total iron ore, SiO in₂The content rate should be kept low, and the MgO content rate should be higher than about 0.5 mass% in the sintered ore product. Generation | occurrence | production with a fired part can be suppressed and control of a melt-sintering reaction is attained. In the sintered ore production process of the present invention shown in FIG. 1, MgO is contained in the sintered ore product in the blended raw material (“mixed raw material”) of the mixed powder 3 and the high crystal water ore 4 in the sintered ore product. It is contained within the range of ~ 1.4 mass%. Therefore, in the production of sintered ore by using a large amount of high crystal water ore in the present invention, stable operation with product quality, product yield and productivity maintained at a high level can be achieved. Therefore, the sintered ore manufactured in this way is stably operated by charging the blast furnace. Thus, the cost in the integrated process from sintering to blast furnace is reduced.
[0038]
As the sintered ore used for the operation of injecting a large amount of pulverized coal into the blast furnace according to the present invention, the sintered ore having the above-described component composition and having a reduced pulverization index RDI having an average value of 40 to 48% in a predetermined period. Use. And, from such sintered ore of RDI value level, the portion of sintered ore with RDI of 40% or more is used for 50 mass% or more of sintered ore which is the main raw material of blast furnace charging, and pulverized coal blowing A high-level pulverized coal high-injection operation with a pouring ratio of 170 kg / t- hot metal or more is performed. The set quality level of the above sintered ore varies depending on the sintering machine and blast furnace operating conditions, but generally, the JIS reduction rate RI is about 70% or more and the reduced powdering index RDI is in the range of 40 to 50%. And tumbler strength TI_{+ 10mm}The goal is to secure a high level of 67% or higher.
[0039]
【Example】
The invention is further illustrated by the examples.
[0040]
Table 1 shows component composition examples of the sintering raw materials used in the blast furnace operation of the present invention, and Table 2 shows particle size distribution measurement examples of magnesite, bruceite and mixed powder.
[0041]
[Table 1]

[0042]
[Table 2]

[0043]
A sinter was produced according to the sinter production flow shown in FIG. However, in the figure, the mixed powder 18 contains normal ore 17 and high crystal water ore 19 'as iron ores. In the sinter production, the component composition target of the sinter is classified into five levels and set, and in all the sinter production, the high crystal water ore-1 or the high crystal water ore-2 shown in Table 1 is used. 1 was blended so that the total amount of the high crystal water ores 19 ′ and 19 ″ in FIG. 1 accounted for 25 mass% or more of the total iron ore in the blended raw material (mixed raw material).
[0044]
Table 3 shows the component composition of the sintered ore classified into the above five levels and shows the ratio of the high crystal water ore in the total iron ore in the blended raw material. Sinter-1 to Sinter-4 have a component composition within the range of the conditions of the present invention, and Sinter-5 has a component composition outside the range of the conditions of the present invention. Table 4 shows the quality level of each sinter and shows the level of the production rate of the sinter. According to Table 4, in the production of sintered ore-1 to sintered ore-4, the quality level is secured satisfactorily and the productivity of the sintered ore is secured at a high level.
[0045]
[Table 3]

[0046]
[Table 4]

[0047]
Table 5 shows the furnace volume of 4300 m.^ThreeThe operation conditions in Examples 1 to 4 in which the method of the present invention is applied to a high-grade blast furnace are shown in comparison with the operation conditions in Comparative Example 1 and Comparative Example 2 that are outside the scope of the method of the present invention. In Examples 1 to 4, the pulverized coal injection comparative example was set at a level of 180 kg / t-molten iron, and the sintered ores used for blast furnace charging were sintered ore-1 to sintered ore, respectively. 4 was used. In contrast, in Comparative Example 1, the pulverized coal injection ratio was set to a level of 180 kg / t-molten iron, and the blast furnace charged sintered ore was sintered ore-5 (component composition outside the scope of the present invention). In Comparative Example 2, the pulverized coal injection ratio was reduced to a level of 150 kg / t-molten iron, and the blast furnace charging sintered ore used sintered ore-4 (component composition within the scope of the present invention). .
[0048]
[Table 5]

[0049]
Table 6 shows the operation results in the blast furnace operation, and shows the superiority and inferiority of the manufacturing cost in the integrated process from sintering to blast furnace. As can be seen from the table, according to the method of the present invention, the blast furnace slag ratio is reduced and improved, the ventilation resistance in the furnace is lowered, the number of charges slipped in the furnace is reduced, and the stability of blast furnace operation is improved. Was secured. And blast furnace productivity increased, and the integrated manufacturing cost from sintering to blast furnace decreased.
[0050]
[Table 6]

[0051]
【The invention's effect】
As described above, according to the method of the present invention, a pulverized coal having a reduced powderability index of 40 or more is used as a blast furnace under high blast furnace operating conditions of a high level of 170 kg / t-molten or higher. By charging, stable blast furnace operation can be performed. As a result, it is possible to provide a method for injecting a large amount of pulverized coal into the blast furnace, which can reduce the integrated production cost from sintering to blast furnace, and an industrially beneficial effect is brought about.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is a schematic flow diagram of a production process of sintered ore used in a blast furnace operating method of the present invention.
FIG. 2 is a schematic longitudinal sectional view for explaining the internal state of the blast furnace in a blast furnace operation in which the amount of pulverized coal injected is about 150 kg / t-molten iron or less.
FIG. 3 is a diagram showing a conventional example of the flow of use of auxiliary materials used from sintering to blast furnace.
[Explanation of symbols]
1 Blast furnace
2 Ore
3 Coke
4 tuyere
5 Hot air
6 pulverized coal
7 lump
8 Softening zone
9 Dripping zone
10 Furnace core
11 Hot metal
12 Slag
13 Serpentine powder
14 Limestone
15, 16 Silica
17 Normal ore
18 Mixed powder
19, 19 ', 19 "high crystal water ore
20 Returning
21 powder coke
22 Limestone
23 Quicklime
24 Magnesite
25 Bruce Tight
26 Raw material mixing tank
27 Moisture
28, 29 Drum mixer
30 disc pelletizer
31 powder coke
32 Coating mixer
33, 33 'pseudo particles
34 Grate moving type sintering machine
35 Sinter
36 Sintered mineral products
37 Blast furnace

Claims

In the operation of injecting a large amount of pulverized coal in a blast furnace, the pulverized coal is injected at 170 kg / t-molten iron or more, and a sintered ore having a reduced pulverization index RDI of 40% or more is used as a sintered ore charged into the blast furnace. The SiO ₂ content of the sintered ore is in the range of 4.0 to 4.6 mass%, and the MgO content of the sintered ore is in the range of 1.0 to 1.4 mass%. A method for injecting a large quantity of pulverized coal into a blast furnace.

Wherein the sintering FeO content of ore is in the range of 4.0～7.0Mass%, pulverized coal multimeric blow operation method of the claim 1 Symbol placement of the blast furnace.

CaO content of the sinter (mass%) / SiO ₂ content (mass%) is in the range of 2.0 to 2.3, fines to claim 1 or claim 2 Symbol placement of blast furnace A large quantity of charcoal injection method.

The blast furnace according to any one of claims 1 to 3 , wherein a ratio of iron ore containing 4 mass% or more of crystal water in total iron ore in the mixed raw material in the manufacturing process of the sintered ore is 25 mass% or more. A method for injecting large quantities of pulverized coal.