JP4416857B2 - Blast furnace output control method - Google Patents

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Description

【0001】
【発明の属する技術分野】
本発明は、高炉内の溶銑を溶滓ごと出銑孔から出銑滓として排出する際の高炉の出銑滓制御方法に関するものである。
【0002】
【従来の技術】
高炉では、一般的に、コークスや鉱石等を上方から投入し、炉の下部に設けられた羽口から熱風を送風することにより、当該羽口前方の所謂レースウエイで燃焼に類似した温度上昇が発生し、これによって鉱石が溶融し、溶銑と溶滓として炉床に流下する。溶滓とは、溶銑以外の文字通り滓であり、スラグとも呼ばれ、一般的には、比重の関係から、溶滓より溶銑が下方に溜まる。このように高炉の炉床部に貯留された溶銑及び溶滓(以下、単に溶銑滓とも記す)は、炉壁下端部に形成された出銑孔から出銑滓として排出される。
【0003】
この出銑滓排出の際の従来の制御方法としては、例えば特公昭63−65730号公報に記載されるものがある。この従来技術は、羽口からの送風量と出銑孔深度とを相対的に制御するものであり、例えば出銑孔深度が浅くなったときには、羽口からの送風量を減少することにより、出銑孔近傍のガス流れが不活発となり、出銑孔近傍にスラグが付着して、出銑孔深度が深くなるなどとしている。また、出銑の末期において、出銑孔からガス吹きが生じる,所謂荒出の状態になると、羽口からの送風量を減少することにより、炉床部に貯留している溶銑滓のレベル,つまり液面を安定させ、ガス吹きを抑制できるとしている。なお、出銑作業が終了したら、前記出銑孔にマッドと呼ばれる充填材を押し込んでそれを閉塞する。
【0004】
【発明が解決しようとする課題】
前記従来の出銑滓制御方法では、出銑孔深度が浅くなったときには、羽口からの送風量を減少することにより、出銑孔近傍のガス流れが不活発となり、出銑孔近傍にスラグが付着して、出銑孔深度が深くなり、逆に出銑孔深度が浅くなったときには、羽口からの送風量を増加することにより、出銑孔近傍のガス流れが活発になり、出銑孔近傍のスラグが剥離されて出銑孔深度が浅くなるとしている。しかしながら、羽口からの送風量を変更したからといって、出銑孔近傍にスラグが付着したり、そこからスラグが剥離されたりすることはなく、それによって直接的に出銑孔深度が変化するということはない。
【0005】
一般に出銑孔深度が浅いときには、炉床部を覆うマッド堆積層が薄くなっていて、炉床が高温の溶銑滓に晒されて損耗し易いと見なされる。そこで、そのような場合には出銑孔から押込むマッドの使用量(これをマッド押量と称する)を増加する。つまり、出銑孔深度が浅い状態が継続すると、例え羽口からの送風量を減少しても、そのままでは出銑孔深度が深くなることはなく、出銑孔深度,つまりマッド堆積層を深くすべく、マッド押量が増加してマッドの原単位が増加する傾向にある。
【0006】
本発明は、炉床部を覆うマッド堆積層の損耗度をコントロールすることにより、マッド押量を減少して、その原単位を低減することができる高炉の出銑滓制御方法を提供することを目的とするものである。
【0007】
【課題を解決するための手段】
上記諸問題を解決するため、本発明の高炉の出銑滓制御方法は、高炉内の溶銑を溶滓ごと出銑孔から出銑滓として排出する高炉の出銑滓制御方法において、前記出銑孔の上方の羽口径を、その他の羽口の羽口径より大きくすると共に、少なくとも出銑孔上方で羽口径を大きくした羽口には、熱風の送風量を調整するための流量制御弁を介装し、出銑孔の上方の羽口からの送風量を、他の羽口からの送風量より相対的に減少することにより、コークス充填層をマッド堆積層に近づけ、コークス充填層とマッド堆積層との間の空間を小さくしてコークス充填層の下端部がマッド堆積層に埋もれるようにし、又はマッド堆積層がコークス充填層によって覆われて保護されるようにすることで、マッド堆積層の損耗を抑制すると共に、当該出銑孔から詰め込まれるマッド押量を減少することを特徴とするものである。
【0008】
ここで、後述するように、これらの発明は、羽口より下方のコークス充填層と出銑孔が開口されるマッド堆積層との間で、溶銑及び溶滓(溶銑滓)が流動する空間に着目してなされた。即ち、この空間が大きいと溶銑滓の流動性が向上するので、それに晒されるマッド堆積層の損耗が促進し、逆に空間が小さいと溶銑滓の流動性が低下する,或いはマッド堆積層がコークス充填層に保護されるので、溶銑滓に晒されるマッド堆積層の損耗が抑制される。この空間は、コークス充填層かマッド堆積層の何れか一方又は双方を制御することで調整可能である。そこで、本発明では、前記出銑孔の上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に増減制御することで、コークス充填層の状態をコントロールし、もって当該コークス充填層とマッド堆積層との間の空間を調整する。即ち、出銑孔の上方の羽口からの送風量を、他の羽口からの送風量と同等とするか又はそれより相対的に減少することにより、コークス充填層とマッド堆積層との間の空間が小さくなり、これによりマッド堆積層の損耗が抑制されるので、例えば出銑孔深度を保持するために必要なマッド押量を減少しても差し支えなく、その結果、マッド原単位を低減することが可能となるのである。
【0009】
【発明の実施の形態】
次に本発明に係る高炉の出銑滓制御方法の一実施形態を図面に基づいて詳細に説明する。
まず、図1には、本実施形態の高炉の羽口から炉床部までの縦断面図を示す。高炉の炉壁1の下部には、その全周に渡って、熱風送風口としての羽口2が設けられている。この羽口2には、図示されない熱風炉で1000℃程度まで加熱されたガスが供給され、当該羽口2から高炉内に吹出された熱風は、後述するコークス充填層4にレースウエイ3と呼ばれる高熱空間部を形成する。
【0010】
一方、高炉の上方から投入されたコークスや鉱石等は、前記羽口2より下方では、ほぼコークスだけからなるコークス充填層4を形成する。これは、前記レースウエイ3での高温加熱によって鉱石が溶融し、それが溶銑及び溶滓,つまり溶銑滓9として炉床部に流下するためである。また、炉床部は、耐火材からなるマッドで覆われて、マッド堆積層5を構成している。このマッドは、炉壁からマッド堆積層5まで穿設された出銑孔7を閉塞するために用いられるものであり、このマッド堆積層5が、本来の炉床を保護している。
【0011】
そして、高炉の炉床部,つまり前記マッド堆積層5上に溶銑滓9が或る程度溜まったら、前記炉壁1からマッド堆積層5まで出銑孔7を貫通し、この出銑孔7から溶銑滓9を出銑滓として排出する。
次に、前記羽口のレイアウトの一例を図2に示す。本実施形態の高炉では、第1出銑孔7(a)から第3出銑孔7(c)までの三つの出銑孔を用いる。一方、炉壁には全周に渡って、計33個の羽口2が設けられている。全ての羽口2は、共通の熱風供給源に接続されており、どの羽口2からも十分な熱風を吹出すことができるようになっている。
【0012】
そして、本実施形態では、前記各出銑孔の上方の羽口2(a),具体的には第1出銑孔7(a)の上方で、それを挟むように配設されている第1及び第33羽口2(a)、第2出銑孔7(b)の上方で、それを挟むように配設されている第15及び第16羽口2(a)、第3出銑孔7(c)の上方で、それを挟むように配設されている第18及び第19羽口2(a)の各羽口径を、その他の羽口2(b)の羽口径より大きくして、それら出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量が、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に増加できるようになっている。但し、例えば出銑作業に用いられる出銑孔7は、原則的に一つだけであることなどから、これら出銑孔上方で羽口径の大きな羽口2(a)には、熱風の送風量を調整するための流量制御弁8を介装してある。
【0013】
また、後述するように、本実施形態では、前記出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に増加したり減少したり、或いは両者を同等に制御したりするものであるため、前記羽口2のレイアウトは、例えば図3に示すようなものであってもよい。即ち、全ての羽口2の羽口径を、前記出銑孔上方の羽口2(a)の羽口径と同程度とし、全ての羽口に流量制御弁8を介装する。従って、例えば出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に増加させるならば、当該出銑孔上方の羽口2(a)に介装される流量制御弁8を開き且つその他の羽口2(b)に介装される流量制御弁8を閉じればよい。逆に例えば出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に減少させるならば、当該出銑孔上方の羽口2(a)に介装される流量制御弁8を閉じ且つその他の羽口2(b)に介装される流量制御弁8を開けばよい。また、全ての羽口2からの送風量を同等にするならば、全ての羽口2の流量制御弁8の開度を同程度にすればよい。
【0014】
次に、前記羽口に設けられた流量制御弁について図4を用いて説明する。この流量制御弁は、セラミックスを弁体8aとした高温・高圧・高流速下でも長時間の使用に耐えられるものであり、送風支管11の延長部12と、羽口2内のブローパイプ13に接続するための下部ベンド14との間の球面短管15に一体化されている。この流量制御弁8の開度は、手動若しくはアクチュエータによって連続的に変更可能であり、その風量割合特性は図5に示すようになっている。なお、風量割合は、各弁開角度(開度)での風量を全開風量で除した値の百分率で表れる。
【0015】
次に、本実施形態の出銑滓制御方法の原理について説明する。
まず、安定した出銑滓量を確保しながら出銑滓時間を延長する理想について図6の出銑滓量特性図を用いて説明する。即ち、例えば安定した出銑滓量が期待できるとするならば、高炉の耐久性からも材料供給の面からも、溶銑や溶滓ができる量,即ち造銑滓量は一定であることが望ましく、実際の操業でも造銑滓量は一定になるようにしている。つまり、例えば造銑滓量を増加させようとすれば、炉内温度を上昇させなければならないことから炉体の耐久性が低下するし、原材料もプロセス的に増加供給しなければならない。これに対して、一般的な出銑滓量特性は、図6のように表れる。即ち、何らの操作も施さない場合、出銑の経時と共に、出銑孔径が、熱による損耗で大きくなるために、出銑滓量は出銑後期に増加する。これを一定である造銑滓量に近づけて、出銑時間を延長するためには、初期の出銑孔径を小さくしておかなければならないことから、出銑初期には出銑滓量は造銑滓量より少なくなってしまう。出銑時間の延長は、実際の出銑滓量を造銑滓量に近づけることによって可能となり、それを安定化させることにより大幅な延長が可能となる。
【0016】
一方、前記特公昭63−65730号公報に記載されるように、出銑の末期に荒出状態が発生するのは、羽口からの送風量が多過ぎて、内部の圧力が高くなり、それにより炉床部の溶銑滓の液面が波立ってしまうためであると考えられており、従って荒出状態になると羽口からの送風量を減少し、ガス吹きを抑制するようにしていた。しかしながら、そのようにすると、確かにガス吹きは抑制されるものの、出銑滓量そのものも減少してしまい、安定した出銑滓量が得られないとして出銑作業を終了している。つまり、従来は出銑滓量を増加しようとして羽口からの送風量を減少しているにも係わらず、実質的には出銑滓量が減少してしまうという矛盾があった。また、このように羽口からの送風量を減少するために、羽口径そのものを小さくすると、今度は増産のために送風量を増加させたくとも対応できないことなどの問題もあった。なお、出銑作業の終了は、出銑孔をマッドで閉塞することで行われる。
【0017】
この矛盾について、本発明者等は鋭意検討を重ねた結果、以下の知見を得て、本発明を開発した。即ち、出銑滓量が少ないということ,つまり排銑滓性が悪いということは、炉内出銑孔近傍での溶銑滓の流動性が悪いということであり、流動性が悪化する原因は温度が低いか、抵抗となるものが存在するかの何れかである。このうち、実際の操業では溶銑滓の温度をほぼ一定になるようにコントロールしていること、また排銑滓性の悪い出銑孔からの出銑滓温度が低いとは限らないことから、出銑滓量は、溶銑滓が貯留している炉床部のうち、例えば前記図1に示すように、コークス充填層4とマッド堆積層5との間の空間6における溶銑滓9の流動性が関与していることを見出した。但し、この空間6とは、単純に層同志間の空間というだけでなく、実質的には層をなさないコークス間の隙間といった空間も含んでいる。この空間6が大きいと、溶銑滓9の流動性が向上して出銑滓量が増加する(排銑滓性が向上する)。また、逆にこの空間6が小さいと、溶銑滓9の流動性が低下して出銑滓量が減少する(排銑滓性が低下する)。この流動性に関しては、後段に詳述するように、主として粘性の大きい溶滓の方が影響を受け易いのであるが、何れにしてもこの空間をコントロールすることができれば、出銑滓量を自在に調整できることが判明した。
【0018】
この空間6を構成する要素は、当然ながらコークス充填層4とマッド堆積層5との相対的な位置関係である。例えば図1において、コークス充填層4の出銑孔側端部を破線で示す位置まで変位させることができれば、マッド堆積層5との間の空間6は広がる。逆に、マッド堆積層5のうち、出銑孔7部位におけるコークス充填層4側端部を破線で示す位置まで変位させても、コークス充填層4との間の空間6は広がる。このうち、前者は、出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に増加させることで可能となることが分かった。つまり、出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に増加させると、コークス充填層4全体が出銑孔7から遠ざかる方向に移動しようとしたり、或いは出銑孔側のコークス充填層4が密になるように圧縮されたりすることにより、当該コークス充填層4の出銑孔側端部は出銑孔7から遠ざかり、マッド堆積層5との間の空間6が大きくなるのである。
【0019】
このため、本実施形態では、前記図2に示すように、前記各出銑孔上方の羽口2(a)の羽口径を、その他の羽口2(b)の羽口径より大きく設定して、当該出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に増加できるようにしてある。また、出銑滓以外のときには、前述のように、炉内での造銑滓を可及的に安定させるのが望ましく、また後述のように炉体を保護するためにも、前記各出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量と同等にする必要がある。更に、後述するようにマッドの使用量を減少しようとするならば、逆に当該出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に減少する必要も生じる。そのため、本実施形態では、少なくとも前記各出銑孔上方の羽口2(a)に流量制御弁8を介装して、その送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に増減調整できるようにしている。
【0020】
また、この羽口間の送風量の関係は相対的なものであるから、例えば前記図3に示すように、全ての羽口2の羽口径を、前記図2における出銑孔上方の羽口2(a)の羽口径と同等とし、且つ全ての羽口2に流量制御弁8を介装し、前述のように出銑時には、出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に増加し、それ以外のときには、例えば全ての羽口2からの送風量を同等とし、或いは出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に減少するようにしてもよい。
【0021】
一方、後者,即ちマッド堆積層5のうち、出銑孔7部位におけるコークス充填層4側端部を変位させることは容易ではない。そこで、出銑孔7までの溶銑滓9の流動性を高めるべく、単に出銑孔深度を浅くする,つまりコークス充填層4から遠い位置に出銑孔7を開口するようにすることも考えられる。しかしながら、一般の高炉では、例えば出銑樋等の関係から、出銑孔を開ける位置もその角度もほぼ規制されており、出銑孔の開口部位を変更することは困難である。そこで、出銑滓量を全体的に増加させたいとき,つまり、出銑孔深度を浅くすべく、前記マッド堆積層5のうち、出銑孔部位におけるコークス充填層4側端部を当該コークス充填層4から離し、両者間の空間6を大きくしたいときには、出銑孔7を閉塞するマッド押量を減少すればよい。逆に、出銑滓量を全体的に減少させたいとき,つまり、出銑孔深度を深くすべく、マッド堆積層5のうち、出銑孔部位におけるコークス充填層4側端部を当該コークス充填層4に近づけ、両者間の空間6を小さくしたいときには、マッド押量を増加すればよい。
【0022】
また、これらの組合わせでマッドの使用量,所謂原単位を低減させることができる。即ち、例えば前述のように出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量に対して、相対的に増加させ、これによりコークス充填層4とマッド堆積層5との空間6を大きくして溶銑滓9の流動性を高めると、マッド堆積層5が高温の溶銑滓9に晒され、その部分のマッド耐火物が損耗し易くなる。そこで、例えば出銑滓量を増加させる必要がないときや、出銑作業時以外のときには、例えば出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量と同等とするか、或いはそれより相対的に減少し、出銑孔7部位のマッド堆積層5が流動性のよい溶銑滓9に晒されにくくして、その損耗を抑制防止することができる。更に、コークス充填層4をマッド堆積層5に近づけると、コークス充填層4の下端部がマッド堆積層5に埋もれてしまうような状態になる。このようになると、マッド堆積層5は、コークス充填層4によって溶銑滓9から保護されるようになり、マッド堆積層5の損耗はより一層抑制防止される。このように、出銑滓量を増加させる必要がないときや、出銑作業時以外のときには、例えば出銑孔上方の羽口2(a)からの送風量を、その他の羽口2(b)からの送風量と同等とするか、或いはそれより相対的に減少することにより、マッド堆積層5の損耗を抑制防止し、出銑孔深度を確保しながら、マッド原単位を低減することが可能となる。
【0023】
ここまでは、前述したコークス充填層とマッド堆積層との間の空間が、溶銑滓全体の流動性に影響するとしてきたが、この空間の大きさの影響は、溶銑より溶滓の方が受け易い。これは、比重の関係で溶銑の上に溶滓が存在していること、溶滓の粘性の方が溶銑の粘性より遙に高いことなどに依存している。つまり、コークス充填層とマッド堆積層との間の空間の大きさをコントロールすることによって、排銑性と排滓性とのバランス,即ち出銑滓バランスをコントロールすることができるのである。
【0024】
先に触れたように、出銑作業中に羽口からの送風量を減少する従来の出銑滓制御方法では、前記コークス充填層とマッド堆積層との間の空間が小さくなり、特に溶滓の流動性が低下して排滓性が悪化する一方、当該空間の大きさにさほど影響を受けない溶銑はどんどん排出される。従って、この状態で出銑作業を中止し、次の出銑までの間に、炉床部に貯留される溶滓の割合は溶銑に比して次第に増加することになる。そこで、幾度かの出銑作業を繰返すと、出銑滓バランスが崩れ、溶滓を多量に排出する必要が生じる。そのため、前述のようなラップ出銑や出銑孔径を拡径する作業を行い、炉内の溶滓を一斉に排出するのである。従って、どうしても出銑回数が増加し、作業負荷も増大してしまうという問題が残存する。
【0025】
ところが、前述のようにコークス充填層とマッド堆積層との間の空間は、溶銑の流動性よりも溶滓の流動性に大きな影響を与えるので、所望の出銑滓バランスに対して、例えば排銑性がよく、排滓性が悪いときには、前記出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に増加させることにより、単に出銑滓量を増加させるだけでなく、排滓性を向上し、出銑滓バランスを所望の状態に近づけることができる。逆に、所望の出銑滓バランスに対して、例えば排銑性が悪く、排滓性がよいときには、前記出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に減少させることにより、単に出銑滓量を減少させるだけでなく、排銑性を向上し、出銑滓バランスを所望の状態に近づけることができる。このように、本実施形態では、出銑滓バランスをコントロールすることにより、出銑作業毎に、安定した出銑滓量を長時間に渡って確保でき、その結果、出銑回数が低下して出銑時間を長くすることができるのである。
【0026】
次に、本実施形態の出銑滓制御方法の作用について、種々の実験結果を用いて説明する。
図7は、出銑回数(図ではTap.No)がa回目以後、前記図2の第3出銑孔の上方の第18羽口及び第19羽口の羽口径を、その他の羽口の羽口径であるφ120mmからφ140mmに拡径し、出銑時以外は流量制御弁を制御することにより、当該第18羽口及び第19羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量と同等とし、当該第3出銑孔からの出銑作業中は流量制御弁を全開とすることにより、当該第18羽口及び第19羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、約1.5倍程度に増加するようにしたものである。なお、図7cに示すように、前記a回目以前の出銑作業の平均出銑時間x- は191分,a回目以後の平均出銑時間x- は198分で、出銑時間そのものはさほど変化していない。
【0027】
ここでは、スラグ指数という評価指標を用いて、a回目前後での出銑状態を比較する。まず、このスラグ指数は、出銑時間に対する出滓時間の比(=出滓時間/出銑時間)である。出銑時間とは、文字通り、出銑孔を開けてからそれを閉じるまでの時間である。出滓時間とは、出銑樋の或るレベルまで出銑滓が溜まったときから出銑孔を閉じるまでの時間である。つまり、スラグ指数とは、特に出銑初期の段階での出銑滓量を評価するものと考えればよく、前記図6の出銑滓量特性図で、出銑初期の出銑滓量を造銑滓量に近づけることができているかどうかという評価指標になる。図7aには、前記出銑回数a回目以前のスラグ指数のヒストグラムを、図7bには、当該出銑回数a回目以後のスラグ指数のヒストグラムを示す。これらより、前記出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に増加させた出銑回数a回目以後は、スラグ指数の高い度数が多くなっていることが分かる。ここで、このスラグ指数が大きいということは、出銑初期から出銑滓量が多いということであるから、通常に考えれば、出銑時間そのものは短くなりかねない。しかしながら、前記出銑回数a回目以後も、出銑時間は短くなっていないことから、出銑作業中、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に増加することにより、前記コークス充填層とマッド堆積層との間の空間を大きくして溶銑滓の流動性を高め、もって出銑初期からの出銑滓量を増加させると共に出銑時間を確保して、高出銑比を達成できることが分かる。
【0028】
次に図8〜図13には、出銑回数(Tap.No)20〜50回目で、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量と同等とし、出銑回数50〜60回目(図中に網かけした部分)で、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量の30%程度まで減少し、また出銑回数60回以後は、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量と同等に戻したときの各物理量や評価指標を示した。
【0029】
まず、図8には前述したスラグ指数の各出銑回毎の変化を示した。前述のように出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に減少すると、前記コークス充填層とマッド堆積層との間の空間が小さくなって、当該空間における溶銑滓の流動性が低下するため、出銑初期の出銑滓量も低下し、従って前記出銑樋の所定のレベルまで出銑滓が溜まるのが遅くなるため、前記出銑回数50〜60回目ではスラグ指数は小さくなっている。また、この影響は次第に大きく表れることも分かる。一方、出銑回数60回目で出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量と同等にすると、スラグ指数は即座に大きくなっている。従って、出銑孔上方の羽口からの送風量を増加する制御に対する、スラグ指数の応答性は高いことが分かる。
【0030】
また、図9には出銑された銑バランスを、図10には出滓されたスラグバランスを示す。バランスとは、各出銑回において排出された量から投入した量を減じた値である。つまり、バランスが正値なら排出された量が投入した量より多いのであるから、排出性がよいのであり、負値なら排出性が悪いことになる。これらより明らかなように、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に減少すると、前記コークス充填層とマッド堆積層との間の空間が小さくなるため、この空間における流動性の影響を大きく受けるスラグの排滓性が低下し、さほど影響を受けない排銑性は相対的に向上している。また、この実施形態では、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量と同等にすると、銑バランスもスラグバランスも零近傍でバランスする。このことから、逆に出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に増加すると、排滓性が向上し、相対的に排銑性は低下することが想定される。
【0031】
次に、図11には各出銑回毎の出銑時間の変化を示す。前述のようなスラグ指数及び排銑滓バランスの変化に伴って、出銑回数50〜60回目では、出銑滓しにくい状態が継続され、全体的に出銑時間が短くなる傾向にある。このことと、前記スラグバランスとを考え合わせれば、従来、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に減少させる制御では、出銑作業の度に溶滓が蓄積され、やがてラップ出銑や出銑孔拡径によって、炉内の溶銑滓を一斉に排出しなければならなくなったことが理解される。
【0032】
次に、図12には出銑孔深度の変化を、図13には単位マッド押量当たりの出銑孔深度の変化を示す。図12は、意図的に出銑孔深度を変化させなかったことを表しており、図13は、その変化させない出銑孔深度に対して、単位マッド押量当たりの出銑孔深度が大きくなっているので、結果的に使用されるマッド押量が次第に減少していることになる。つまり、前述のように、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に減少させると、コークス充填層とマッド堆積層との空間が小さくなり、マッド堆積層が溶銑滓に晒されにくくなったり、或いはコークス充填層によって覆われて保護されるようになったりするため、マッド堆積層が損耗しにくく、その分だけ、出銑孔を閉塞する際に用いられるマッド押量が少なくて済むのである。また、この影響は、次第に大きく表れている。一方、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量と同等にすると、単位マッド押量当たりの出銑孔深度は即座に小さくなっていることから、前記コークス充填層とマッド堆積層との間の空間が大きくなるときのマッド堆積層の損耗の応答性は高いことが分かる。
【0033】
また、このことを逆に考えれば、出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、意図的に変化させない状態で、例えば出銑滓量を増加したいときには、前記コークス充填層とマッド堆積層との間の空間を大きくすればよいのであるから、そのようなときには出銑孔深度を浅くすべく、マッド押量を減少してゆけばよい。逆に、出銑滓量を減少したいときには、コークス充填層とマッド堆積層との間の空間を小さくして出銑孔深度を深くすべく、マッド押量を増加してゆけばよい。
【0034】
次に、前述のような各羽口からの送風量制御を行った後と、それ以前の変化を図14に示す。ここでは、連続するAからXまでの各月のうち、N月から前述の送風量制御を行った結果を示しており、同図14aには出銑比を、同図bにはラップ出銑回数を、同図cには出銑回数を、同図dにはマッド原単位を夫々示す。これらから明らかなように、K月からW月までの高出銑比要求に対して、従来の制御方法では、次第にラップ出銑回数が増加してしまっている。これは出銑滓バランスにこだわらず、羽口からの風量を減少して溶銑の排出を優先した結果、溶滓が炉内の蓄積し、それを排出するために発生したのである。これに対して、本実施形態の制御を行ったN月からは出銑滓バランスを適切に保持することで、溶滓の蓄積を回避し、もってラップ出銑回数を減少させることができた。
【0035】
また、このラップ出銑回数の減少と共に、出銑滓量及び出銑滓バランスを適切に保持することによって、出銑回数が低減しており、このことから高出銑比下で出銑時間が延長できていることが分かる。また、出銑時以外や高出銑滓量が要求されていないときには、前記出銑孔上方の羽口からの送風量を、その他の羽口からの送風量に対して、相対的に減少させることで、コークス充填層とマッド堆積層との間の空間を小さくし、もってマッド堆積層の損耗を抑制するようにしたため、結果的にマッド原単位を低減し、コストの低廉化を図ることができた。また、このように全体に操業を安定させることで、更なる炉体の寿命延長を達成させることができた。
【0036】
【発明の効果】
以上説明したように、本発明の出銑滓制御方法によれば、出銑孔の上方の羽口からの送風量を、他の羽口からの送風量より相対的に減少することにより、コークス充填層とマッド堆積層との間の空間が小さくなり、これによりマッド堆積層の損耗が抑制されるので、出銑孔深度を保持するために必要なマッド押量を減少してもよく、その結果、マッド原単位を低減することが可能となる。
【図面の簡単な説明】
【図1】高炉の羽口から炉床部までの状態を示す縦断面図である。
【図2】出銑孔及び羽口の一例を示す説明図である。
【図3】出銑孔及び羽口の他の例を示す説明図である。
【図4】図2又は図3に用いられる流量制御弁の説明図である。
【図5】図4の流量制御弁の特性説明図である。
【図6】一般的な出銑滓量の説明図である。
【図7】羽口送風量を変更する前後の説明図であり、(a)は羽口送風量を変更する以前のスラグ指数の度数率を示すヒストグラム、(b)は羽口送風量を変更した以後のスラグ指数の度数率を示すヒストグラム、(c)は羽口送風量を変更する前後の各出銑毎の出銑時間の説明図である。
【図8】羽口送風量を変更したときのスラグ指数の変化を示す説明図である。
【図9】羽口送風量を変更したときの銑バランスの変化を示す説明図である。
【図10】羽口送風量を変更したときのスラグバランスの変化を示す説明図である。
【図11】羽口送風量を変更したときの出銑時間の変化を示す説明図である。
【図12】羽口送風量を変更したときの出銑孔深度の変化を示す説明図である。
【図13】羽口送風量を変更したときの単位マッド押量当たりの出銑孔深度の変化を示す説明図である。
【図14】羽口送風量を変更する前後の説明図であり、(a)は羽口送風量を変更する前後の出銑比の変化を示す説明図、(b)は羽口送風量を変更する前後のラップ出銑回数の変化を示す説明図、(c)は羽口送風量を変更する前後の出銑回数の変化を示す説明図、(d)は羽口送風量を変更する前後のマッド原単位の変化を示す説明図である。
【符号の説明】
1は炉壁
2は羽口
3はレースウエイ
4はコークス充填層
5はマッド堆積層
6は空間
7は出銑孔
8は流量制御弁
9は溶銑滓
[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention relates to a blast furnace discharge control method when discharging the hot metal in the blast furnace together with the hot metal from the discharge hole.
[0002]
[Prior art]
Generally, in a blast furnace, coke, ore, etc. are introduced from above, and hot air is blown from a tuyere provided at the lower part of the kiln, so that a temperature rise similar to combustion occurs in a so-called raceway in front of the tuyere. This causes the ore to melt and flow down to the hearth as hot metal and hot metal. Hot metal is literally hot metal other than hot metal and is also called slag. Generally, hot metal accumulates below hot metal due to the specific gravity. Thus, the hot metal and hot metal (hereinafter also simply referred to as hot metal) stored in the hearth part of the blast furnace are discharged as the hot metal from the tap hole formed at the lower end of the furnace wall.
[0003]
As a conventional control method at the time of this discharge, there is a method described in Japanese Patent Publication No. 63-65730, for example. This prior art is to control the amount of air blown from the tuyere and the depth of the tap hole, for example, when the depth of the tap hole becomes shallow, by reducing the amount of air blown from the tuyere, The gas flow in the vicinity of the tap hole becomes inactive, slag adheres in the vicinity of the tap hole, and the depth of the tap hole becomes deep. In addition, at the end of the brewing process, gas blown out from the brewing hole, so-called stormy state, the level of hot metal stored in the hearth is reduced by reducing the amount of air blown from the tuyere. That is, the liquid level is stabilized and gas blowing can be suppressed. When the tapping operation is completed, a filler called mud is pushed into the tapping hole to close it.
[0004]
[Problems to be solved by the invention]
In the above conventional taping control method, when the taphole depth becomes shallow, the gas flow in the vicinity of the taphole becomes inactive by reducing the amount of air blown from the tuyere, and the slag in the vicinity of the taphole. When the depth of the tap hole becomes deeper and the depth of the tap hole becomes shallower, the flow of air from the tuyere increases to increase the gas flow in the vicinity of the tap hole. It is said that the slag in the vicinity of the fistula is peeled off, so that the depth of the spout is reduced. However, just because the air flow from the tuyere is changed, slag does not adhere to the vicinity of the tap hole or the slag does not peel off from it. There is nothing to do.
[0005]
In general, when the depth of the tap hole is shallow, the mud deposition layer covering the hearth is thin, and it is considered that the hearth is easily damaged by being exposed to high-temperature hot metal. Therefore, in such a case, the amount of mud used to be pushed in from the tap hole (this is referred to as mud pushing amount) is increased. In other words, if the state where the tap hole depth is shallow continues, even if the amount of air blown from the tuyere is reduced, the tap hole depth does not increase as it is, and the tap hole depth, that is, the mud deposition layer is deepened. Therefore, the amount of mud pushing tends to increase and the basic unit of mud tends to increase.
[0006]
It is an object of the present invention to provide a blast furnace output control method capable of reducing the amount of mud pushing and reducing the basic unit by controlling the degree of wear of the mud deposit layer covering the hearth. It is the purpose.
[0007]
[Means for Solving the Problems]
In order to solve the above problems, the blast furnace discharge control method of the present invention is the blast furnace discharge control method for discharging the molten iron in the blast furnace together with the molten iron from the discharge hole. The tuyere diameter above the hole is larger than the tuyere diameter of the other tuyere, and at least at the tuyere where the tuyere diameter is larger above the tap hole, a flow control valve is used to adjust the amount of hot air blown. Attire , Out By reducing the airflow from the tuyere above the fistula relative to the airflow from the other tuyere, the coke packed bed is brought closer to the mud deposit and the coke packed layer Make the space smaller By allowing the lower end of the coke packed layer to be buried in the mud deposited layer, or by ensuring that the mud deposited layer is covered and protected by the coke packed layer, The present invention is characterized in that it suppresses the wear of the mud deposit layer and reduces the amount of mud pushed in from the tap hole.
[0008]
Here, as will be described later, these inventions are in a space where hot metal and hot metal (hot metal) flow between the coke packed layer below the tuyere and the mud deposit layer where the spout hole is opened. It was made with attention. That is, if this space is large, the hot metal fluidity is improved, so that the wear of the mud deposit layer exposed to it is accelerated, and conversely if the space is small, the hot metal fluidity is lowered, or the mud deposit layer is coke. Since it is protected by the filling layer, wear of the mud deposit layer exposed to the hot metal is suppressed. This space can be adjusted by controlling either one or both of the coke packed layer and the mud deposited layer. Therefore, in the present invention, the state of the coke packed bed is controlled by controlling the increase and decrease of the air flow rate from the tuyere above the tap hole relative to the air flow rate from the other tuyere. Thus, the space between the coke filling layer and the mud deposition layer is adjusted. That is, the air flow rate from the tuyere above the tap hole is equal to or relatively less than the air flow rate from other tuyere, so that there is a gap between the coke packed bed and the mud deposit layer. This reduces the amount of mud deposits, which can reduce the amount of mud required to maintain the tapping depth, for example. It becomes possible to do.
[0009]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Next, an embodiment of a method for controlling the output of a blast furnace according to the present invention will be described in detail with reference to the drawings.
First, in FIG. 1, the longitudinal cross-sectional view from the tuyere of the blast furnace of this embodiment to a hearth part is shown. A tuyere 2 as a hot air blowing port is provided at the lower part of the furnace wall 1 of the blast furnace over the entire circumference. The tuyere 2 is supplied with a gas heated to about 1000 ° C. in a hot air furnace (not shown), and the hot air blown out from the tuyere 2 into the blast furnace is called a raceway 3 in a coke packed bed 4 to be described later. A high heat space is formed.
[0010]
On the other hand, coke, ore, and the like charged from above the blast furnace form a coke packed bed 4 made of only coke below the tuyere 2. This is because the ore is melted by high-temperature heating in the raceway 3 and flows down to the hearth as hot metal and hot metal, that is, hot metal 9. Further, the hearth part is covered with a mud made of a refractory material to constitute a mud deposition layer 5. This mud is used to close the tap hole 7 drilled from the furnace wall to the mud deposition layer 5, and this mud deposition layer 5 protects the original hearth.
[0011]
When a certain amount of hot metal 9 accumulates on the hearth of the blast furnace, that is, on the mud deposition layer 5, it penetrates through the tap hole 7 from the furnace wall 1 to the mud deposition layer 5, and from the tap hole 7. The hot metal 9 is discharged as an output.
Next, an example of the layout of the tuyere is shown in FIG. In the blast furnace of this embodiment, three tap holes from the first tap hole 7 (a) to the third tap hole 7 (c) are used. On the other hand, a total of 33 tuyere 2 are provided in the furnace wall over the entire circumference. All the tuyere 2 are connected to a common hot air supply source so that sufficient hot air can be blown from any tuyere 2.
[0012]
In the present embodiment, the tuyere 2 (a) above each of the tapping holes, specifically, the first tapping hole 7 (a) is disposed so as to sandwich it. Fifteenth and sixteenth tuyere 2 (a), the third tapping hole disposed so as to sandwich the first and thirty-third tuyere 2 (a) and the second tapping hole 7 (b) The tuyere diameters of the 18th and 19th tuyere 2 (a) arranged so as to sandwich the hole 7 (c) are larger than those of the other tuyere 2 (b). Thus, the amount of air blown from the tuyere 2 (a) above the tap holes can be increased relative to the amount of air blown from the other tuyere 2 (b). However, for example, since there is basically only one tap hole 7 used for the taping operation, the amount of hot air blown into the tuyere 2 (a) having a large tuyere diameter above these tap holes. A flow control valve 8 is provided for adjusting the flow rate.
[0013]
Further, as will be described later, in the present embodiment, the air flow rate from the tuyere 2 (a) above the tap hole is relatively increased with respect to the air flow rate from the other tuyere 2 (b). Therefore, the layout of the tuyere 2 may be as shown in FIG. 3, for example. That is, the tuyere diameters of all tuyere 2 are set to be the same as the tuyere diameters of tuyere 2 (a) above the tap hole, and flow control valves 8 are interposed in all tuyere. Therefore, for example, if the airflow rate from the tuyere 2 (a) above the tap hole is increased relative to the airflow rate from the other tuyere 2 (b), The flow control valve 8 interposed in the tuyere 2 (a) may be opened and the flow control valve 8 interposed in the other tuyere 2 (b) may be closed. Conversely, for example, if the air flow rate from the tuyere 2 (a) above the tap hole is decreased relative to the air flow rate from the other tuyere 2 (b), The flow control valve 8 interposed in the tuyere 2 (a) may be closed and the flow control valve 8 interposed in the other tuyere 2 (b) may be opened. In addition, if the air flow from all tuyere 2 is made equal, the opening degree of the flow control valve 8 of all tuyere 2 may be made the same level.
[0014]
Next, the flow control valve provided in the tuyere will be described with reference to FIG. This flow control valve can withstand long-time use even at high temperatures, high pressures and high flow rates using ceramics as a valve body 8 a, and is connected to the extension 12 of the blower branch 11 and the blow pipe 13 in the tuyere 2. It is integrated with the spherical short tube 15 between the lower bend 14 for connection. The opening degree of the flow control valve 8 can be continuously changed manually or by an actuator, and the air flow rate characteristic is as shown in FIG. The air volume ratio is expressed as a percentage of the value obtained by dividing the air volume at each valve opening angle (opening) by the total air volume.
[0015]
Next, the principle of the output control method of this embodiment will be described.
First, the ideal for extending the output time while securing a stable output amount will be described with reference to the output amount characteristic diagram of FIG. That is, for example, if a stable amount of iron is expected, it is desirable that the amount of hot metal or hot metal that can be produced, that is, the amount of ironmaking is constant from the standpoint of blast furnace durability and material supply. Even in actual operation, the amount of ironmaking is made constant. In other words, for example, if the amount of ironmaking is to be increased, the furnace temperature must be raised, so that the durability of the furnace body is reduced, and the raw materials must also be supplied in an increased process. In contrast, a general output amount characteristic appears as shown in FIG. That is, when no operation is performed, the output amount increases in the latter stage of the output because the diameter of the output hole becomes larger due to wear due to heat as the output elapses. In order to bring the output time close to a certain amount of iron making and to extend the time of the ironing, it is necessary to reduce the initial ironing hole diameter. It will be less than the amount of drought. The output time can be extended by bringing the actual output amount close to the amount of iron formation, and can be extended significantly by stabilizing it.
[0016]
On the other hand, as described in Japanese Patent Publication No. 63-65730, the roughened state occurs at the end of the brewing because the amount of air blown from the tuyere is too high and the internal pressure increases. This is considered to be because the liquid level of the hot metal in the hearth portion is undulated, and therefore, when it is in a rough state, the amount of air blown from the tuyere is reduced to suppress gas blowing. However, in such a case, although the gas blowing is surely suppressed, the amount of brewing itself is also reduced, and the brewing operation is finished because a stable amount of brewing cannot be obtained. In other words, there has been a contradiction that, in the past, although the amount of air blown from the tuyere has been decreased in an attempt to increase the amount of brewing, the amount of brewing is substantially reduced. In addition, if the tuyere diameter itself is made small in order to reduce the amount of air blown from the tuyere in this way, there is also a problem that it is not possible to cope even if it is desired to increase the amount of air blown to increase production. The end of the tapping operation is performed by closing the tapping hole with mud.
[0017]
As a result of intensive studies on the contradiction, the present inventors obtained the following knowledge and developed the present invention. In other words, the fact that the amount of slag is small, that is, that the evacuation property is poor, means that the hot metal fluidity in the vicinity of the slag hole in the furnace is poor. Is low, or there is a resistance. Of these, in actual operation, the temperature of the hot metal is controlled to be almost constant, and the temperature of the output from the output hole with poor exhaustability is not always low. The amount of soot is the fluidity of the hot metal 9 in the space 6 between the coke packed layer 4 and the mud deposit layer 5 in the hearth portion where the hot metal is stored, for example, as shown in FIG. I found it involved. However, the space 6 includes not only a space between layers but also a space such as a gap between cokes that do not substantially form a layer. When this space 6 is large, the fluidity of the hot metal 9 is improved and the amount of slag is increased (exhaustability is improved). On the other hand, if the space 6 is small, the fluidity of the hot metal 9 is lowered and the amount of slag is reduced (exhaustability is lowered). With regard to this fluidity, as will be described in detail later, hot metal with a higher viscosity is more susceptible to influence, but if this space can be controlled anyway, the amount of output is free. It was found that it can be adjusted.
[0018]
The element constituting the space 6 is, of course, the relative positional relationship between the coke filling layer 4 and the mud deposition layer 5. For example, in FIG. 1, if the end portion of the coke filling layer 4 on the side of the tap hole can be displaced to a position indicated by a broken line, the space 6 between the mud deposition layer 5 is expanded. Conversely, even if the end portion of the coke filling layer 4 in the mud deposit layer 5 in the mud deposition layer 5 is displaced to the position indicated by the broken line, the space 6 between the mud deposition layer 5 and the coke filling layer 4 is expanded. Of these, the former can be achieved by increasing the air flow rate from the tuyere 2 (a) above the tap hole relative to the air flow rate from the other tuyere 2 (b). I understood. That is, if the air flow rate from the tuyere 2 (a) above the tap hole is increased relative to the air flow rate from the other tuyere 2 (b), the entire coke packed bed 4 is discharged. By trying to move away from the hole 7 or by compressing the coke packed layer 4 on the tap hole side so as to become dense, the end portion on the tap hole side of the coke packed layer 4 becomes the tap hole The space 6 between the mud deposit layer 5 and the mud deposit layer 5 becomes larger.
[0019]
For this reason, in the present embodiment, as shown in FIG. 2, the tuyere diameter of the tuyere 2 (a) above each tap hole is set larger than the tuyere diameter of the other tuyere 2 (b). The amount of air blown from the tuyere 2 (a) above the tap hole can be increased relative to the amount of air blown from the other tuyere 2 (b). As described above, it is desirable to stabilize the iron making in the furnace as much as possible as described above, and in order to protect the furnace body as will be described later, The amount of air blown from the tuyere 2 (a) above the hole needs to be equal to the amount of air blown from the other tuyere 2 (b). Furthermore, if the amount of mud used is to be reduced as will be described later, conversely, the amount of air blown from the tuyere 2 (a) above the tap hole is changed to the amount of air blown from the other tuyere 2 (b). On the other hand, there is a need to reduce the relative value. For this reason, in this embodiment, at least the tuyere 2 (a) above each tap hole is provided with a flow control valve 8, and the air flow rate is changed to the air flow rate from the other tuyere 2 (b). On the other hand, a relative increase / decrease adjustment is made possible.
[0020]
Further, since the relationship of the air flow rate between the tuyere is relative, for example, as shown in FIG. 3, the tuyere diameters of all tuyere 2 are shown above the tuyere in FIG. 2 (a) is equivalent to the tuyere diameter, and all tuyere 2 are provided with flow control valves 8, and as described above, the amount of air blown from tuyere 2 (a) above the spout hole at the time of tapping Is relatively increased with respect to the air flow rate from the other tuyere 2 (b), and otherwise, for example, the air flow rate from all the tuyere 2 is made equal, or the wings above the spout hole You may make it reduce the ventilation volume from the opening 2 (a) relatively with respect to the ventilation volume from the other tuyere 2 (b).
[0021]
On the other hand, in the latter, that is, in the mud deposition layer 5, it is not easy to displace the end portion on the coke filling layer 4 side at the portion of the tap hole 7. Therefore, in order to increase the fluidity of the hot metal 9 up to the tap hole 7, it is possible to simply reduce the tap hole depth, that is, to open the tap hole 7 at a position far from the coke packed bed 4. . However, in general blast furnaces, for example, the position and angle of opening of the tap hole are almost regulated due to the relationship of tapping and the like, and it is difficult to change the opening part of the tap hole. Therefore, when it is desired to increase the total amount of dredging, that is, in order to reduce the depth of the tap hole, the coke filling layer 4 side end portion of the mud deposit layer 5 in the tap hole portion is concerned. When it is desired to increase the space 6 between the layers 4 away from the layer 4, the amount of mud pressing for closing the tap hole 7 may be reduced. On the other hand, when it is desired to reduce the amount of brewing as a whole, that is, in order to increase the depth of the brewing hole, the coke-filling layer 4 side end portion of the brewing hole portion of the mud deposition layer 5 is filled with the coke. In order to approach the layer 4 and reduce the space 6 between them, the mud pressing amount may be increased.
[0022]
In addition, the amount of mud used, that is, the so-called basic unit can be reduced by combining these. That is, for example, as described above, the amount of air blown from the tuyere 2 (a) above the tap hole is increased relative to the amount of air blown from the other tuyere 2 (b), thereby filling the coke. When the space 6 between the layer 4 and the mud deposit layer 5 is enlarged to increase the fluidity of the hot metal 9, the mud deposit layer 5 is exposed to the hot hot metal 9 and the mud refractory in that portion is easily worn out. . Therefore, for example, when it is not necessary to increase the amount of tapping or when it is not during tapping, for example, the amount of air blown from the tuyere 2 (a) above the tapping hole is used as the other tuyere 2 (b). The amount of air blown from the slag is equal to or relatively decreased, and the mud deposition layer 5 at the spout hole 7 site is not easily exposed to the hot metal 9 having good fluidity, thereby suppressing its wear. be able to. Further, when the coke filling layer 4 is brought close to the mud deposition layer 5, the lower end portion of the coke filling layer 4 is buried in the mud deposition layer 5. If it becomes like this, the mud deposit layer 5 comes to be protected from the hot metal 9 by the coke filling layer 4, and the wear of the mud deposit layer 5 is further suppressed and prevented. Thus, when it is not necessary to increase the amount of tapping or when it is not during tapping work, for example, the amount of air blown from the tuyere 2 (a) above the tapping hole is used as the other tuyere 2 (b ) Or the relative reduction from that, the mud deposition layer 5 can be prevented from being worn and prevented, and the mud basic unit can be reduced while securing the tap hole depth. It becomes possible.
[0023]
Up to this point, it has been said that the space between the coke packed bed and the mud deposition layer described above affects the fluidity of the hot metal as a whole, but the size of this space is more affected by hot metal than hot metal. easy. This depends on the fact that the hot metal exists on the hot metal due to the specific gravity and that the hot metal has a higher viscosity than the hot metal. That is, by controlling the size of the space between the coke packed layer and the mud deposit layer, the balance between the rejectability and the rejectability, that is, the output balance can be controlled.
[0024]
As mentioned above, in the conventional tap control method for reducing the amount of air blown from the tuyere during the taping operation, the space between the coke packed bed and the mud deposit layer is reduced, particularly hot metal. On the other hand, while the fluidity of the metal is reduced and the evacuation property is deteriorated, the hot metal that is not affected by the size of the space is discharged more and more. Therefore, in this state, the hot metal operation is stopped, and the ratio of the hot metal stored in the hearth portion gradually increases as compared with the hot metal until the next hot metal. Therefore, when the brewing operation is repeated several times, the brewing balance is lost, and it is necessary to discharge a large amount of hot metal. For this reason, the above-described work of expanding the diameter of the wrap and the diameter of the tap hole is performed, and the hot metal in the furnace is discharged all at once. Therefore, there remains a problem that the number of times of output increases and the work load also increases.
[0025]
However, as described above, the space between the coke packed bed and the mud deposit layer has a greater influence on the hot metal fluidity than the hot metal fluidity. When the inertia is good and the evacuation property is poor, the amount of air blown from the tuyere above the spout hole is increased relative to the amount of air blown from the other tuyere, so that Not only can the amount be increased, but also the drainage can be improved and the balance of output can be brought closer to a desired state. On the other hand, for a desired balance, for example, when the evacuation property is poor and the evacuation property is good, the air flow rate from the tuyere above the brewing hole is changed to the air flow rate from the other tuyere. On the other hand, by relatively decreasing, not only the amount of output can be reduced, but also the evacuation property can be improved and the output balance can be brought close to a desired state. As described above, in this embodiment, by controlling the balance of output, a stable output amount can be secured for a long time for each output operation, and as a result, the number of output is reduced. You can lengthen the spawn time.
[0026]
Next, the operation of the output control method of this embodiment will be described using various experimental results.
FIG. 7 shows the diameters of the 18th and 19th tuyere above the third boring hole in FIG. 2 after the number of tapping times (Tap.No in the figure) is a. By increasing the diameter from φ120 mm, which is the tuyere diameter, to φ140 mm, and controlling the flow rate control valve except during tapping, the air volume from the 18th and 19th tuyere is changed to the air volume from the other tuyere The flow rate control valve is fully opened during the unloading operation from the third unloading hole, so that the air flow from the 18th and 19th tuyere is sent from the other tuyere. The air volume is increased about 1.5 times. In addition, as shown in FIG. 7c, the average output time x of the output operation before the a-th time - Is 191 minutes, average spawn time after the a-th x - Is 198 minutes, and the spawning time itself has not changed much.
[0027]
Here, the output state before and after the a-th time is compared using an evaluation index called a slag index. First, this slag index is the ratio of output time to output time (= output time / output time). Literary time is literally the time from opening a boring hole to closing it. The output time is the time from when output is accumulated to a certain level of output until the output hole is closed. In other words, the slag index can be thought of as evaluating the amount of output particularly at the initial stage of output, and the output amount characteristic at the initial stage of output is shown in FIG. It becomes an evaluation index as to whether or not the amount of drought can be approached. FIG. 7a shows a histogram of the slag index before the output number a times, and FIG. 7b shows a histogram of the slag index after the output number a times. From these, the frequency of high slag index is high after the number of times of brewing that has increased the air flow rate from the tuyere above the tap hole relative to the air flow rate from other tuyere. You can see that Here, when this slag index is large, it means that there is a large amount of output from the beginning of the output, so the output time itself can be shortened if considered normally. However, since the spout time has not shortened after the a-th spout, the air flow rate from the tuyere above the sprue hole is compared to the air flow rate from the other tuyere during the tapping operation. Thus, the relative increase increases the space between the coke packed bed and the mud deposition layer to increase the fluidity of the hot metal, thereby increasing the amount of output from the initial stage of the output. It can be seen that a high output ratio can be achieved by securing drought time.
[0028]
Next, FIGS. 8 to 13 show that the amount of air blown from the tuyere above the spout hole is equivalent to the amount of air blown from the other tuyere at the tapping number (Tap. No) 20 to 50th. At the 50th to 60th time of dredging (shaded area in the figure), the amount of air blown from the tuyere above the spout is reduced to about 30% of the amount of air blown from the other tuyere, and the number of spears After 60 times, each physical quantity and evaluation index when the air flow rate from the tuyere above the tap hole is returned to the same as the air flow rate from the other tuyere are shown.
[0029]
First, FIG. 8 shows the change of the aforementioned slag index for each output. As described above, when the amount of air blown from the tuyere above the tap hole is decreased relative to the amount of air blown from the other tuyere, the space between the coke packed layer and the mud deposit layer becomes small. Since the fluidity of the hot metal in the space is reduced, the amount of the output at the initial stage of the output is also reduced, and therefore the accumulation of the output to the predetermined level of the output is delayed. The slag index is small in the 50th to 60th mining. It can also be seen that this effect gradually appears. On the other hand, when the amount of air blown from the tuyere above the spout hole is made equal to the amount of air blown from the other tuyere at the 60th turnout, the slag index immediately increases. Therefore, it can be seen that the slag index has high responsiveness to the control for increasing the air flow rate from the tuyere above the tap hole.
[0030]
Further, FIG. 9 shows the output balance and FIG. 10 shows the output slag balance. The balance is a value obtained by subtracting the input amount from the amount discharged at each output. In other words, if the balance is a positive value, the discharged amount is larger than the input amount, so that the discharging property is good, and if the balance is negative, the discharging property is bad. As is clear from these, when the amount of air blown from the tuyere above the tap hole is relatively decreased with respect to the amount of air blown from the other tuyere, between the coke packed bed and the mud deposit layer, Since the space is small, the slag excretion which is greatly affected by the fluidity in this space is lowered, and the excretion which is not so affected is relatively improved. Further, in this embodiment, when the amount of air blown from the tuyere above the spout hole is made equal to the amount of air blown from the other tuyere, the soot balance and slag balance are balanced in the vicinity of zero. On the contrary, if the air flow rate from the tuyere above the tap hole is relatively increased with respect to the air flow rate from other tuyere, the evacuation property is improved and the evacuation property is relatively improved. Is expected to decline.
[0031]
Next, FIG. 11 shows changes in the output time for each output time. Along with the changes in the slag index and the evacuation balance as described above, the state where it is difficult to brew continues at the 50th to 60th brewing, and the brewing time tends to be shortened as a whole. Considering this and the slag balance, conventionally, in the control for reducing the air flow rate from the tuyere above the tap hole relative to the air flow rate from other tuyere, It is understood that the hot metal was accumulated every time the work was performed, and eventually the hot metal in the furnace had to be discharged all at once due to the lapping and the diameter expansion of the tap hole.
[0032]
Next, FIG. 12 shows changes in the tap hole depth, and FIG. 13 shows changes in the tap hole depth per unit mud pressing amount. FIG. 12 shows that the pit depth was not changed intentionally, and FIG. 13 shows that the pit depth per unit mud increases with respect to the pit depth not changed. As a result, the mud pushing amount used as a result gradually decreases. That is, as described above, when the air flow rate from the tuyere above the tap hole is decreased relative to the air flow rate from the other tuyere, the space between the coke packed layer and the mud deposit layer is reduced. The mud deposit layer becomes less exposed to the hot metal or becomes protected by being covered with the coke filling layer, so that the mud deposit layer is less likely to be worn out, and the spout hole is reduced by that much. The amount of mud used when closing is small. In addition, this effect gradually appears. On the other hand, when the amount of air blown from the tuyere above the tap hole is made equal to the amount of air blown from the other tuyere, the tap hole depth per unit mud pushing amount immediately decreases, so the coke It can be seen that the responsiveness of the wear of the mud deposition layer is high when the space between the filling layer and the mud deposition layer becomes large.
[0033]
Considering this in reverse, for example, increasing the amount of brewing in a state where the amount of air blown from the tuyere above the taphole is not intentionally changed with respect to the amount of blasted air from the other tuyere. When it is desired to do so, the space between the coke packed layer and the mud deposit layer may be increased. In such a case, the mud pressing amount may be decreased to reduce the depth of the tap hole. On the other hand, when it is desired to reduce the amount of tapping, the amount of mud pressing may be increased in order to reduce the space between the coke filling layer and the mud deposition layer and increase the tapping depth.
[0034]
Next, FIG. 14 shows changes after the air volume control from each tuyere as described above and before that. Here, among the consecutive months from A to X, the result of performing the above-described air flow control from month N is shown, and in FIG. 14a, the output ratio is shown, and in FIG. The number of times of occurrence is shown in FIG. 3C, and the basic unit of mud is shown in FIG. As is apparent from these, the number of times of lap tapping gradually increases in the conventional control method in response to the high tapping ratio request from the K month to the W month. This occurs because hot metal accumulates in the furnace and discharges as a result of reducing the air volume from the tuyere and giving priority to hot metal discharge, regardless of the balance of the hot metal. On the other hand, from the N month when the control of the present embodiment is performed, by keeping the balance of ironing appropriately, accumulation of hot metal can be avoided and the number of times of lapping can be reduced.
[0035]
In addition, with the decrease in the number of lap outputs, the number of outputs is reduced by appropriately maintaining the output amount and output balance, and therefore the output time is reduced under a high output ratio. You can see that it has been extended. In addition, when the amount of brewing is not required or when a high amount of brewing is not required, the amount of air blown from the tuyere above the brewing hole is decreased relative to the amount of air blown from the other tuyere. As a result, the space between the coke filling layer and the mud deposit layer is reduced, thereby suppressing the wear of the mud deposit layer. As a result, the unit of mud can be reduced and the cost can be reduced. did it. Further, by stabilizing the operation in this way, it was possible to further extend the life of the furnace body.
[0036]
【The invention's effect】
As described above, according to the tapping control method of the present invention, the amount of air blown from the tuyere above the tapping hole is changed to that from other tuyere. Amount As a result, the space between the coke-filled layer and the mud deposit layer is reduced, which suppresses the wear of the mud deposit layer, so that the mud required to maintain the tap hole depth is reduced. The pressing amount may be reduced, and as a result, the mud intensity can be reduced.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is a longitudinal sectional view showing a state from a tuyere of a blast furnace to a hearth part.
FIG. 2 is an explanatory view showing an example of a tap hole and tuyere.
FIG. 3 is an explanatory view showing another example of a tap hole and tuyere.
4 is an explanatory diagram of a flow control valve used in FIG. 2 or FIG. 3;
FIG. 5 is a characteristic explanatory diagram of the flow control valve of FIG. 4;
FIG. 6 is an explanatory diagram of a general output amount.
FIGS. 7A and 7B are explanatory diagrams before and after changing the tuyere air volume, in which FIG. 7A is a histogram showing the frequency rate of the slag index before the tuyere air volume is changed, and FIG. The histogram which shows the frequency rate of the slag index after having performed, (c) is an explanatory view of the output time for each output before and after changing the tuyere air volume.
FIG. 8 is an explanatory diagram showing changes in the slag index when the tuyere air volume is changed.
FIG. 9 is an explanatory view showing a change in heel balance when the tuyere air volume is changed.
FIG. 10 is an explanatory diagram showing changes in slag balance when the tuyere air volume is changed.
FIG. 11 is an explanatory diagram showing a change in the extraction time when the tuyere air volume is changed.
FIG. 12 is an explanatory diagram showing changes in the tap hole depth when the tuyere air volume is changed.
FIG. 13 is an explanatory diagram showing changes in the tap hole depth per unit mud pressing amount when the tuyere air volume is changed.
FIG. 14 is an explanatory diagram before and after changing the tuyere air volume, (a) is an explanatory diagram showing a change in the output ratio before and after changing the tuyere air volume, and (b) is an illustration of the tuyere air volume. An explanatory view showing a change in the number of laps before and after the change, (c) an explanatory view showing a change in the number of taps before and after changing the tuyere air flow, and (d) before and after changing the tuyere air flow It is explanatory drawing which shows the change of the mud basic unit.
[Explanation of symbols]
1 is the furnace wall
2 is the tuyere
3 is the raceway
4 is a coke packed bed
5 is a mud deposit
6 is space
7 is a tap hole
8 is a flow control valve
9 is hot metal

Claims (1)

高炉内の溶銑を溶滓ごと出銑孔から出銑滓として排出する高炉の出銑滓制御方法において、前記出銑孔の上方の羽口径を、その他の羽口の羽口径より大きくすると共に、少なくとも出銑孔上方で羽口径を大きくした羽口には、熱風の送風量を調整するための流量制御弁を介装し、出銑孔の上方の羽口からの送風量を、他の羽口からの送風量より相対的に減少することにより、コークス充填層をマッド堆積層に近づけ、コークス充填層とマッド堆積層との間の空間を小さくしてコークス充填層の下端部がマッド堆積層に埋もれるようにし、又はマッド堆積層がコークス充填層によって覆われて保護されるようにすることで、マッド堆積層の損耗を抑制すると共に、当該出銑孔から詰め込まれるマッド押量を減少することを特徴とする高炉の出銑滓制御方法。In the blast furnace discharge control method for discharging the molten iron in the blast furnace together with the molten iron as a feed, the diameter of the tuyere above the tap hole is made larger than the tuyere diameter of the other tuyere, the tuyere having an increased blade diameter at least tapping hole upwards, interposed a flow control valve for adjusting the air volume of hot air, the air blowing amount from the upper tuyere out Zukuana, other blade The coke filling layer is brought closer to the mud deposition layer by reducing the air flow from the mouth relatively, the space between the coke filling layer and the mud deposition layer is reduced, and the lower end portion of the coke filling layer is the mud deposition layer. The mud deposit layer is covered with and protected by the coke filling layer, so that the wear of the mud deposit layer is suppressed and the amount of mud pushed in from the tap hole is reduced. Blast furnace output characterized by Control method.
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