JPH0776713A - Operation of shifting layer type scrap melting furnace - Google Patents

Operation of shifting layer type scrap melting furnace

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JPH0776713A
JPH0776713A JP24851593A JP24851593A JPH0776713A JP H0776713 A JPH0776713 A JP H0776713A JP 24851593 A JP24851593 A JP 24851593A JP 24851593 A JP24851593 A JP 24851593A JP H0776713 A JPH0776713 A JP H0776713A
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furnace
ratio
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Kenji Tamura
健二 田村
Masaaki Naito
誠章 内藤
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Abstract

PURPOSE:To use fine grain coke for blast furnace having lower cost than coke for foundry and to reduce a coke ratio be adjusting the suitable factor in operational variable and executing the melting operation. CONSTITUTION:Scrap is charged into the central part and the intermediate part in the furnace and the fine grain coke is charged into the peripheral part of a furnace wall, and only the coke is used as fuel, or pulverized solid fuel, gas fuel or liquid fuel is blown from tuyeres as auxiliary fuel to melt the scrap. One or more factors in the operational variable E decided with number of the tuyeres, diameter of the tuyere, average grain diameter of the charged coke and blasting quantity, blasting temp., oxygen enriched ratio and apparent density, blasting temp. and blasting pressure of the charging coke, are adjusted so as to satisfy the expression I. By this method, not only the fine grain coke for blast furnace can be used, but also further lower cost of the pulverized coal can be used in a large quantity as the auxiliary fuel. Further, the reduction of the coke ratio can be obtd.

Description

【発明の詳細な説明】Detailed Description of the Invention

【0001】[0001]

【産業上の利用分野】本発明は、移動層型スクラップ溶
融炉を用いた溶銑製造操業におけるレースウェイの形成
方法および補助燃料の吹込み方法に関する。
BACKGROUND OF THE INVENTION 1. Field of the Invention The present invention relates to a raceway forming method and an auxiliary fuel blowing method in a hot metal manufacturing operation using a moving bed type scrap melting furnace.

【0002】[0002]

【従来の技術】鋼材屑や銑鉄屑などのスクラップおよび
型銑やフェロシリコンなどの鉄源を主原料として溶銑を
製造する移動層型溶融炉としては図2に示すようなキュ
ポラが古くから利用されてきた。キュポラ法は、鉄鉱石
を主原料として溶銑を製造する高炉法に比べて、鉄鉱石
の還元に必要なエネルギーが不要なため、燃料としての
コークスの使用量すなわちコークス比が約1/3と少な
い。例えば、高炉でのコークス比が450〜500kg
/t(溶銑)であるのに対して、鋼材配合率が40〜6
0%のスクラップを使用するキュポラ法でのコークス比
は140〜160kg/t(溶銑)であることが報告さ
れている(石野亨:「キュポラ」、(1985)、P.
83、(新日本鋳鍛造協会))。したがって、キュポラ
法は省エネルギーの溶銑製造法であり、スクラップの発
生量が今後増加することを勘案すると、キュポラ法をは
じめとするスクラップ溶融再生処理プロセスの重要性は
今後さらに高まることが予想される。以下、従来技術と
してのキュポラ法の特徴と問題点を図2によって簡単に
説明する。
2. Description of the Related Art A cupola as shown in FIG. 2 has been used for a long time as a moving bed type melting furnace for producing hot metal from scraps such as steel scraps and pig iron scraps and iron sources such as mold pig iron and ferrosilicon as main raw materials. Came. Compared to the blast furnace method that produces hot metal from iron ore as the main raw material, the cupola method does not require the energy required for reducing iron ore, so the amount of coke used as fuel, that is, the coke ratio is about 1/3. . For example, the coke ratio in the blast furnace is 450-500 kg
/ T (hot metal), the steel compounding ratio is 40-6
It has been reported that the coke ratio in the cupola method using 0% scrap is 140 to 160 kg / t (hot metal) (Toru Ishino: "Cupola", (1985), p.
83, (New Japan Cast & Forging Association)). Therefore, the cupola method is an energy-saving hot metal manufacturing method, and considering that the amount of scrap generated will increase in the future, it is expected that the importance of the scrap melting and recycling process including the cupola method will further increase in the future. The features and problems of the cupola method as a conventional technique will be briefly described below with reference to FIG.

【0003】第1の特徴は、キュポラでは羽口6aの上
方約1mの水準までコークスベッド16を形成している
ことである。 C+O2 =CO2 +8080kcal/kg(C) ……(3) C+CO2 =2CO−3180kcal/kg(C) ……(4) C+1/2O2 =CO+2450kcal/kg(C) ……(5) CO+1/2O2 =CO2 +3020kcal/Nm3 (CO)……(6)
The first feature is that in the cupola, the coke bed 16 is formed up to a level of about 1 m above the tuyere 6a. C + O 2 = CO 2 + 8080kcal / kg (C) ...... (3) C + CO 2 = 2CO-3180kcal / kg (C) ...... (4) C + 1 / 2O 2 = CO + 2450kcal / kg (C) ...... (5) CO + 1 / 2O 2 = CO 2 +3020 kcal / Nm 3 (CO) (6)

【0004】第2の特徴と問題点は、コークス単位質量
あたりの表面積を極力減少することにより、コークスベ
ッド内における(3)式の発熱反応をできるだけ遅ら
せ、(4)式の吸熱反応を抑制して、前記コークスベッ
ド内の温度上昇と高温領域の拡大を図る目的で、低反応
性の大塊の鋳物用コークスを使用していることであり、
コークスの適正な平均粒子径はキュポラの炉床径の1/
6〜1/12であることが報告されている(日本鋳物協
会:「鋳物便覧」、(1992)、P.242、(丸
善))。例えば、炉床径が1.5mのキュポラにおける
コークスの適正な平均粒子径は、上記の数値に従えば1
25mm〜250mmとなり、平均粒子径が250mm
の鋳物用コークスが実際に製造され、使用されている。
ちなみに、高炉用コークスの平均粒子径は45〜60m
mである。しかしながら、(4)式の反応は、1000
℃以上の高温領域では活発に進行するため、(3)式の
反応により発生したCO2 の大半は(4)式の反応によ
りCOに変換されるので、結局、コークスベッド内で
は、(5)式の発熱反応が主体的に行われていると推定
されている。キュポラでは、高炉のように鉄鉱石を還元
する必要はないので、COガスはできるかぎりCO2
スに変換しておくことが望ましい。そこで、キュポラで
は、コークスベッド上端面近傍に2次羽口6bを設置し
て分割送風することにより、(6)式の反応を促進さ
せ、その発熱量を炉上部の充填物の加熱に利用する方法
が一部採用されている。
The second characteristic and problem is that the surface area per unit mass of coke is reduced as much as possible to delay the exothermic reaction of the formula (3) in the coke bed as much as possible and suppress the endothermic reaction of the formula (4). In order to increase the temperature in the coke bed and to expand the high temperature region, it is that a coke for casting a large lump of low reactivity is used.
The proper average particle size of coke is 1 / the diameter of the cupola hearth.
It is reported that it is 6 to 1/12 (Japan Foundry Association: "Foundry Handbook", (1992), P.242, (Maruzen)). For example, the appropriate average particle size of coke in a cupola with a hearth diameter of 1.5 m is 1 according to the above numerical value.
25 mm to 250 mm with an average particle size of 250 mm
The foundry coke is actually manufactured and used.
By the way, the average particle size of blast furnace coke is 45 to 60 m.
m. However, the reaction of the formula (4) is 1000
Since it actively progresses in the high temperature range of ℃ or more, most of the CO 2 generated by the reaction of the equation (3) is converted to CO by the reaction of the equation (4), and eventually, in the coke bed, (5) It is presumed that the exothermic reaction of the equation is predominantly performed. In a cupola, it is not necessary to reduce iron ore as in a blast furnace, so it is desirable to convert CO gas into CO 2 gas as much as possible. Therefore, in the cupola, the secondary tuyere 6b is installed in the vicinity of the upper end surface of the coke bed, and the divided air is blown to accelerate the reaction of the equation (6), and the generated heat is used for heating the filling in the upper part of the furnace. Some methods have been adopted.

【0005】(3)式と(5)式を比較すると明らかな
ように、炭素(C)1kgあたり、(5)式の反応によ
り発生する熱量は、(3)式の反応により発生する熱量
の1/3以下であり、さらに、羽口より送風される酸素
(O2 )の量が同じであれば、(5)式の反応により消
費されるC量が(3)式の反応により消費されるC量の
2倍である。したがって、キュポラの問題点は、コーク
スの消費量が多いこと、および、コークスベッド内での
発熱量が少ないために、熱風送風もしくは大量の酸素富
化操業を行わない限り燃焼ガス温度(以下、理論燃焼温
度という)が低いことである。ちなみに、高炉法では、
羽口前面のコークス中のCは全量(5)式の反応で消費
されているが、むしろ還元ガス(CO)の生成という重
要な機能を果しており、また、1000℃以上の高温送
風により燃焼ガス温度(理論燃焼温度)も2200℃以
上であり鉄鉱石を溶融するという機能も十分果してい
る。
As is clear from comparison between the equations (3) and (5), the amount of heat generated by the reaction of the equation (5) per 1 kg of carbon (C) is equal to the amount of heat generated by the reaction of the equation (3). If the amount of oxygen (O 2 ) blown from the tuyere is the same, the amount of C consumed by the reaction of the equation (5) is consumed by the reaction of the equation (3). It is twice the amount of C. Therefore, the problem of cupola is that the consumption of coke is large and the calorific value in the coke bed is small, so that the combustion gas temperature (hereinafter, theoretical The combustion temperature) is low. By the way, in the blast furnace method,
The total amount of C in the coke on the front of the tuyere is consumed by the reaction of the formula (5), but rather it plays an important function of producing a reducing gas (CO), and the combustion gas is generated by the high temperature air blow of 1000 ° C or more. The temperature (theoretical combustion temperature) is also 2200 ° C or higher, and the function of melting iron ore is sufficiently fulfilled.

【0006】第3の特徴は、キュポラでは大塊コークス
を使用するために、羽口前面にレースウェイ、つまり、
コークスが周囲を旋回して中心部が空間となる燃焼空間
が形成しないことである。本発明者らは、高炉の羽口前
面に形成されるレースウェイ深度DR の推定式として
(7)式を報告している(特公平1−36523号公
報)。
[0006] The third feature is that since cupola uses large coke in the cupola, a raceway is formed in front of the tuyere, that is,
That is, the coke does not turn around to form a combustion space having a central space. The present inventors have reported equation (7) as an equation for estimating the raceway depth D R formed in the front of the tuyere of the blast furnace (Japanese Patent Publication No. 1-353623).

【0007】 DR =5Dt ・ut ・[(Pb +1)/{ρC ・dp ・ (Tb +273)}]1/2 ……(7) ここで、DR :レースウェイ深度(m)、Dt :羽口径
(m)、ut :羽口風速(m/s)、Pb :送風圧力
(kgf/cm2 ;ゲージ)、ρC :装入コークスの見
掛け密度(kg/Nm3 )、dp :装入コークスの平均
粒子径(m)、Tb:送風温度(℃)である。
D R = 5D t · u t · [(P b +1) / {ρ C · d p · (T b +273)}] 1/2 (7) Where, D R : Raceway depth (m), D t: blade diameter (m), u t: tuyere wind (m / s), P b : blast pressure (kgf / cm 2; gage), [rho C: charging coke apparent density (kg / Nm 3 ), d p : average particle diameter (m) of charging coke, T b : blast temperature (° C.).

【0008】(7)式で算定される一般的な高炉のレー
スウェイ深度DR は、0.8m<DR <1.5mなの
で、dp =0.06mとおいても(DR /dp )>13
となり、コークスが自由に旋回できるレースウェイ空間
が形成される。しかし、従来のキュポラでは、(7)式
によれば、DR <0.3mと推定され、しかも、通常、
p >0.10mなので(DR /dp )<3となり、コ
ークスが自由に旋回できるレースウェイ空間は形成され
ないと推定される。実際に、キュポラでレースウェイが
形成されたとの報告も見当たらない。
Since the raceway depth D R of a general blast furnace calculated by the equation (7) is 0.8 m <D R <1.5 m, even if d p = 0.06 m, (D R / d p )> 13
This creates a raceway space where the coke can freely turn. However, in the conventional cupola, according to the equation (7), it is estimated that D R <0.3 m, and usually,
Since d p > 0.10 m, (D R / d p ) <3, it is estimated that the raceway space where the coke can freely turn is not formed. In fact, there is no report that the raceway was formed in Cupola.

【0009】第4の特徴と問題点は、キュポラでもコー
クス比の低減と溶銑への浸炭を促進する目的で、無煙炭
や粉コークスなどの補助燃料吹込みが試みられている
が、補助燃料の吹込み量は少なく、高々15kg/t程
度に止まっていることである(石野亨:「キュポラ」、
(1985)、P.138、(新日本鋳鍛造協会))。
このように、従来型のキュポラにおいて補助燃料の吹込
み量が少ない原因は、前述のように、レースウェイが形
成されないため十分な燃焼空間がないこと、および、
(5)式の反応が主体的に行われるため羽口前の発熱量
が少なく、理論燃焼温度が低いことにあると推定され
る。
The fourth feature and problem is that even in cupolas, injection of auxiliary fuel such as anthracite or coke dust has been attempted for the purpose of reducing the coke ratio and promoting carburization of hot metal. The amount of inclusion is small, and it is about 15 kg / t at most (Toru Ishino: “Cupola”,
(1985), P. 138, (New Japan Cast & Forging Association).
As described above, the reason why the injection amount of the auxiliary fuel is small in the conventional cupola is that there is no sufficient combustion space because the raceway is not formed, and
It is presumed that the amount of heat generated before the tuyere is small and the theoretical combustion temperature is low because the reaction of equation (5) is mainly performed.

【0010】亀井らは、前記のキュポラの第2の特徴と
問題点の項で述べた、大塊の鋳物用コークスの代わりに
高炉用コークスを使用し、むしろ、炉頂ガスのカロリー
増加を狙って、コークス中のCの全量を(5)式の反応
で消費させ、これによるコークス比の増加を、酸素同時
吹込みの微粉炭バーナーを用いた微粉炭の大量吹込み
(PCR/VOx=0.8kg/Nm3 ;ただし、PC
R:微粉炭比(kg/t)、VOx:羽口からの酸素吹込
み量(Nm3 /t))により軽減し、さらに微粉炭の大
量吹込みに伴う理論燃焼温度の低下を大量の酸素富化
(酸素富化率>40%)により補償して、理論燃焼温度
を2000℃〜3000℃に維持する方法を提案してい
る(亀井康夫ら:「鉄と鋼」、79(1993)、N
o.2、P.139)。しかし、亀井らの方法では、微
粉炭を大量に吹込んでも(PCR≧115kg/t)、
コークス比は125kg/t必要と報告されており、従
来型のキュポラよりむしろ燃料比は増加している。さら
に、亀井らの方法における前記のPCR/VOx=0.8
kg/Nm3 の条件は、後述(8)式により、空気比μ
に換算すると0.76であり、高酸素富化の条件であっ
ても、大量の未燃焼微粉炭、いわゆる未燃チャーが発生
していたことが推定される。
Kamei et al. Used the blast furnace coke instead of the large lump foundry coke described in the above-mentioned second feature and problem of cupola, and rather aimed at increasing the calorie of the furnace top gas. Then, the total amount of C in the coke is consumed in the reaction of the formula (5), and the increase in the coke ratio due to this is increased by a large amount of pulverized coal (PCR / V Ox = 0.8 kg / Nm 3 ; however, PC
R: pulverized coal ratio (kg / t), V Ox : amount of oxygen blown from tuyere (Nm 3 / t)) to further reduce the decrease in theoretical combustion temperature due to large amount of pulverized coal blow We have proposed a method of maintaining the theoretical combustion temperature at 2000 ° C to 3000 ° C by compensating by oxygen enrichment (oxygen enrichment rate> 40%) (Yasuo Kamei et al., "Iron and Steel", 79 (1993)). , N
o. 2, P.I. 139). However, in the method of Kamei et al., Even if a large amount of pulverized coal is blown (PCR ≧ 115 kg / t),
A coke ratio of 125 kg / t is reportedly required, increasing the fuel ratio rather than the conventional cupola. Furthermore, the PCR / V Ox = 0.8 in the method of Kamei et al.
The condition of kg / Nm 3 is as follows:
Is 0.76, and it is estimated that a large amount of unburned pulverized coal, so-called unburned char, was generated even under the condition of high oxygen enrichment.

【0011】伊東らは、微粉炭をキュポラへ直接吹込む
方法ではなく、図3に示すように、予燃焼炉へ吹込ん
で、低空気比(0.5)の条件で酸素、空気、および水
蒸気により微粉炭をガス化し、60%〜70%の(CO
とH2 )を含有する予燃焼還元ガスをスクラップ溶融炉
に吹込み完全燃焼する方法を提案している(特開平1−
195225号公報)。しかし、伊東らの方法では、予
燃焼炉を設置することによる炉体損失熱の増加の問題に
加えて、低空気比(0.5)条件でのガス化に伴う大量
の未燃チャーの発生の問題および未燃チャーの発生を抑
制するために大量の酸素富化が必要と予想される問題が
生じる。伊東らも予燃焼炉において10数パーセントの
未燃チャーが発生したと報告している。
Ito et al., Instead of directly blowing pulverized coal into a cupola, blow it into a pre-combustion furnace as shown in FIG. 3 and oxygen, air, and steam under a low air ratio (0.5) condition. The pulverized coal is gasified by 60% to 70% (CO
And it proposes a method of blowing seen complete combustion of pre-combustion reducing gas scrap melting furnace containing H 2) (JP 1-
195225). However, in the method of Ito et al., In addition to the problem of increasing the heat loss of the furnace body by installing the pre-combustion furnace, a large amount of unburned char is generated due to gasification under low air ratio (0.5) conditions. And the problem that a large amount of oxygen enrichment is required to suppress the generation of unburned char. Ito et al. Also reported that 10% or more of unburned char was generated in the pre-combustion furnace.

【0012】本発明者らは、実際の高炉の羽口部および
レースウェイ部を1/2の縮尺で模擬した燃焼炉を用い
て微粉炭の燃焼実験を行い、レースウェイ深度が0.5
m以下、理論燃焼温度が2000℃以下の条件で、粒子
径が0.1mm以下の微粉炭を羽口内に吹込む場合に、
レースウェイ内で微粉炭を全量燃焼できる空気比μの下
限値は0.1(理論値は0.84)であることを明らか
にしている(田村健二ら:「鉄と鋼」、77(199
1)、No.6、P.775)。したがって、キュポラ
においても、羽口から吹込まれる微粉炭を完全に燃焼
し、未燃チャーの発生を防止するためには、空気比は
1.0以上に設定し、さらに、燃焼空間としてのレース
ウェイを形成することが必要と判断される。ここで、空
気比μは(8)式で表される。
The inventors of the present invention conducted a combustion experiment of pulverized coal using a combustion furnace simulating the tuyere portion and raceway portion of an actual blast furnace at a scale of 1/2, and the raceway depth was 0.5.
When blowing pulverized coal with a particle size of 0.1 mm or less into the tuyere under conditions of m or less and theoretical combustion temperature of 2000 ° C. or less,
It has been clarified that the lower limit of the air ratio μ that can burn all pulverized coal in the raceway is 0.1 (theoretical value is 0.84) (Kenji Tamura et al .: "Iron and Steel", 77 (199).
1), No. 6, P. 775). Therefore, even in the cupola, in order to completely burn the pulverized coal blown from the tuyere and prevent the generation of unburned char, the air ratio is set to 1.0 or more, and the race as a combustion space is also set. It is judged necessary to form a way. Here, the air ratio μ is expressed by equation (8).

【0013】 μ={1+(0.224/32)・(O)PC・(PCR/VOx)}/[0.2 24(PCR/VOx)・{(C)PC/12+(H)PC/4}+0.01(NGR /VOx)・G] ……(8) ただし、 G=2(CH4NG+3.5(C26NG+5(C38NG +6.5(C410NG+0.5(CO)NG+0.5(H2NG……(9) ここで、PCR:微粉固体燃料比もしくは液体燃料比
(kg/t)、VOx:羽口からの酸素吹込み量(Nm3
/t)、NGR:ガス燃料比(Nm3 /t)、
(O)PC、(C)PC、(H)PC:微粉固体燃料もしくは
液体燃料中の酸素、炭素、水素の質量百分率(%)、
(CijNG:ガス燃料中のガス成分Cij の体積
百分率(%)。
Μ = {1+ (0.224 / 32) · (O) PC · (PCR / V Ox )} / [0.2 24 (PCR / V Ox ) · {(C) PC / 12 + (H) PC /4}+0.01(NGR / V Ox) · G ] ...... (8) However, G = 2 (CH 4) NG +3.5 (C 2 H 6) NG +5 (C 3 H 8) NG +6 .5 (C 4 H 10 ) NG +0.5 (CO) NG +0.5 (H 2 ) NG (9) where PCR: fine powder solid fuel ratio or liquid fuel ratio (kg / t), V Ox : Amount of oxygen blown from tuyere (Nm 3
/ T), NGR: gas fuel ratio (Nm 3 / t),
(O) PC , (C) PC , (H) PC : Mass percentage (%) of oxygen, carbon, and hydrogen in fine powder solid fuel or liquid fuel,
(C i H j ) NG : Volume percentage (%) of the gas component C i H j in the gas fuel.

【0014】[0014]

【発明が解決しようとする課題】本発明が解決しようと
する第1の課題は、コークスベッドの形成をできる限り
少なくして、(3)式の反応によりコークスおよび/も
しくは補助燃料中のCを完全燃焼させ、該燃焼ガスを原
料とする(4)式の反応を抑制し、コークス比を低減す
ることである。本発明が解決しようとする第2の課題
は、低酸素富化率の条件のもとで、コークス比をさらに
低減することである。本発明が解決しようとする第3の
課題は、高価で低反応性の大塊の鋳物用のコークスの代
わりに、安価で細粒の高炉用コークスを使用することで
ある。
The first problem to be solved by the present invention is to reduce the formation of coke beds as much as possible and to remove C in the coke and / or auxiliary fuel by the reaction of the formula (3). Complete combustion is performed to suppress the reaction of the equation (4) using the combustion gas as a raw material and reduce the coke ratio. A second problem to be solved by the present invention is to further reduce the coke ratio under the condition of low oxygen enrichment rate. A third problem to be solved by the present invention is to use an inexpensive and fine-grained blast furnace coke in place of the expensive and low-reactivity large-scale foundry coke.

【0015】[0015]

【課題を解決するための手段】本発明は、かかる課題を
解決するため、スクラップを炉の中心部と中間部に装入
し、細粒コークスを炉壁周辺部に装入し、燃料としてコ
ークスのみを使用し、もしくは、補助燃料として微粉固
体燃料、ガス燃料、液体燃料の1種以上を羽口内に直接
吹込む、移動層型スクラップ溶融炉の操業方法におい
て、(1)式を満足するように、羽口数Nt 、羽口径D
t 、装入コークスの平均粒子径dp および送風量、送風
湿度、酸素富化率、装入コークスの見掛け密度、送風温
度、送風圧力で定まる操業変数Eの内の1個以上の因子
を調整することを特徴とする移動層型スクラップ溶融炉
の操業方法である。 Nt ・Dt ・dp 1/2 ≦E ……(1) ただし E=(Vb /772)・{804/(804−Mb )+XO2/(79− XO2 )}・[(Tb +273)/{ρC ・(Pb +1)}]1/2 ……(2) ここで、Nt :羽口数(−)、Dt :羽口径(m)、d
p :装入コークスの平均粒子径(m)、Vb :送風量
(Nm3 (dry)/min)、Mb :送風湿度(g/
Nm3 (wet))、XO2:酸素富化率(%)、ρC
装入コークスの見掛け密度(kg/Nm3 )、Tb :送
風温度(℃)、Pb :送風圧力(kgf/cm2 ;ゲー
ジ)また、ここにおいて、微粉固体燃料吹込み位置より
上流側に補助燃料としてガス燃料、液体燃料の1種以上
を吹込むことを特徴とする。
In order to solve such a problem, the present invention is to charge scrap into the center and middle of the furnace and charge fine grain coke into the peripheral area of the furnace wall to obtain coke as fuel. In order to satisfy the formula (1) in the operating method of the moving-bed-type scrap melting furnace, only one is used, or one or more of fine powder solid fuel, gas fuel and liquid fuel is directly blown into the tuyere as an auxiliary fuel. , The number of tuyere N t , and the tuyere diameter D
t , mean particle size d p of charged coke and air flow rate, air humidity, oxygen enrichment rate, apparent density of charged coke, air temperature, adjusted one or more factors among operation variables E determined by air pressure. This is a method for operating a moving bed type scrap melting furnace. N t · D t · d p 1/2 ≦ E ...... (1) provided that E = (V b / 772) · {804 / (804-M b) + X O2 / (79- X O2)} · [( T b +273) / {ρ C · (P b +1)}] 1/2 (2) where N t : number of tuyere (−), D t : tuyere diameter (m), d
p: average particle diameter of the charging coke (m), V b: blast volume (Nm 3 (dry) / min ), M b: blowing Humidity (g /
Nm 3 (wet)), X O2 : oxygen enrichment rate (%), ρ C :
Apparent density of charging coke (kg / Nm 3 ), T b : blast temperature (° C.), P b : blast pressure (kgf / cm 2 ; gauge) Further, here, upstream of the fine powder solid fuel injection position. One or more types of gas fuel and liquid fuel are injected as auxiliary fuel.

【0016】[0016]

【発明の作用】以下、本発明を詳細に説明する。図1
は、実験に用いた本発明の方法による移動層型スクラッ
プ溶融炉の概略図の一例である。ここで、1は溶融炉の
炉体であり、耐火物2で内張されている。炉の概略緒元
は、炉口径1.2m、炉床径1.32m、羽口から装入
線までの有効高さ3.5m、羽口から炉底までの炉床高
さ1.0m、シャフト角89°である。3はペル式装入
装置、4はムーバブルアーマーであり、該ムーバブルア
ーマーの内振り操作によりスクラップ13を炉の中心部
から中間部に装入して堆積させ、外振り操作によりコー
クス14を炉壁近傍に装入して堆積させる。6aは送風
用の一次羽口であり羽口径は0.05m、7はブローパ
イプ、8は環状管、9は送風管、10は微粉炭吹込み用
バーナーでありブローパイプ7を貫通して挿入し、バー
ナー先端は一次羽口6aの内部に設置されている。11
はガス燃料吹込み用バーナーであり前記の微粉炭吹込み
用バーナー10の上流側に設置されている。12は出銑
口、15はレースウェイ、16はコークスベッドであ
る。いうまでもなく、実験開始初期には炉体の昇温を兼
ねて、炉の下部にはコークスを全面的に装入してコーク
スベッドを形成させ、ほぼ定常状態になった後、コーク
スベッドの上端面を羽口水準面まで降下させる。
The present invention will be described in detail below. Figure 1
FIG. 1 is an example of a schematic view of a moving bed type scrap melting furnace according to the method of the present invention used in an experiment. Here, 1 is a furnace body of a melting furnace, which is lined with a refractory 2. The outline specifications of the furnace are as follows: furnace diameter 1.2 m, hearth diameter 1.32 m, effective height from tuyere to charging line 3.5 m, hearth height from tuyere to furnace bottom 1.0 m, The shaft angle is 89 °. 3 is a pel type charging device, 4 is a movable armor, and scrap 13 is charged from the center part of the furnace to the middle part by the swinging operation of the moveable armor, and the coke 14 is blown by the swinging operation. Charge and deposit in the vicinity. 6a is a primary tuyere for blowing air and has a tuyere diameter of 0.05 m, 7 is a blow pipe, 8 is an annular pipe, 9 is a blowing pipe, and 10 is a burner for blowing pulverized coal, which is inserted through the blow pipe 7. However, the tip of the burner is installed inside the primary tuyere 6a. 11
Is a burner for blowing gas fuel, and is installed upstream of the burner 10 for blowing pulverized coal. 12 is a taphole, 15 is a raceway, and 16 is a coke bed. Needless to say, at the beginning of the experiment, the coke bed was formed by fully charging coke into the lower part of the furnace to increase the temperature of the furnace body. Lower the top surface to the tuyere level surface.

【0017】本発明の方法では、炉壁周辺部に高炉用の
細粒コークスを装入することにより、羽口前面における
装入物の荷重が大幅に低減することと、細粒であること
の相乗作用により前記(7)式の原理に基づいて後述の
ように深度が0.3m以上のレースウェイ15を形成す
ることができ、該レースウェイを燃焼空間として利用す
ることにより、コークスおよび微粉炭を前記(3)式の
反応により完全燃焼することができる。そして、レース
ウェイ15で発生して炉内を上昇するCO2 を含む燃焼
ガスの主流は、細粒のため通気抵抗の大きい炉壁周辺部
のコークス層14を避け、粗粒のため通気抵抗の小さい
スクラップ層13を上昇するので、(4)式の反応によ
りCOに変換されることも少ない。また、レースウェイ
15へのコークスの供給は羽口先端直上部から行われる
ので、単に燃焼空間として必要な大きなレースウェイを
形成するだけでなく、安定なレースウェイを形成するた
めにも、細粒コークスを炉壁周辺部に装入することが必
要であり、本発明の重要な構成要件となっている。
In the method of the present invention, by loading the fine grain coke for the blast furnace in the peripheral portion of the furnace wall, the load of the charge on the front surface of the tuyere can be greatly reduced and the fine grain coke can be used. By a synergistic action, a raceway 15 having a depth of 0.3 m or more can be formed based on the principle of the above formula (7) as described later, and by utilizing the raceway as a combustion space, coke and pulverized coal can be obtained. Can be completely combusted by the reaction of the above formula (3). The main flow of the combustion gas containing CO 2 generated in the raceway 15 and rising in the furnace avoids the coke layer 14 around the furnace wall where the ventilation resistance is large due to the fine particles, and the ventilation resistance due to the coarse particles is generated. Since the small scrap layer 13 rises, it is rarely converted to CO by the reaction of the equation (4). Further, since the supply of coke to the raceway 15 is performed from just above the tip of the tuyere, not only is a large raceway required as a combustion space formed, but also a fine grain is formed in order to form a stable raceway. It is necessary to charge the coke around the furnace wall, which is an important constituent feature of the present invention.

【0018】さらに、細粒コークスを炉壁周辺部に装入
することにより、炭素および炭化硅素系レンガで構成さ
れている炉床部の側壁レンガの損傷防止に役立ってい
る。なぜならば、レースウェイ近傍で集中的に生成する
炭素不飽和の溶銑が炉床部側壁に沿って滴下して炉床部
に貯溜する際に、炉床側壁レンガ中の炭素が溶銑中に溶
出するため側壁レンガが損傷されやすいからである。し
かし、本発明の方法によれば、レースウェイへ降下して
未燃焼のまま炉床部へ降下したコークス、および、隣り
合うレースウェイの中間部に降下したコークスが浸炭材
として作用するため、側壁レンガの損傷防止に役立つか
らである。そして、このようにして炉床部に降下したコ
ークスが、コークスベッドを構成するための補給コーク
スとして利用されることはいうまでもない。
Further, by charging the fine grain coke to the peripheral portion of the furnace wall, it is useful for preventing damage to the side wall bricks of the furnace floor composed of carbon and silicon carbide bricks. This is because when carbon-unsaturated hot metal generated intensively near the raceway drips along the side wall of the hearth and stores it in the hearth, carbon in the bricks on the side wall of the hearth elutes into the hot metal. Therefore, the side wall bricks are easily damaged. However, according to the method of the present invention, since the coke that descends to the raceway and descends to the hearth while remaining unburned, and the coke that descends to the middle of the adjacent raceways act as a carburizing material, the sidewall This is because it helps prevent brick damage. Needless to say, the coke dropped to the hearth in this manner is used as supplementary coke for forming a coke bed.

【0019】ここで、中心部とは炉の半径の1/3以内
の領域と定義し、炉壁周辺部とは後述(11)式で算定
されるコークス層14の炉壁からの水平距離RC 以内の
領域と定義し、中間部とは中心部と炉壁周辺部に挟まれ
た領域と定義する。また、細粒コークスとは、平均粒子
径が0.060m以下のコークスと定義する。
Here, the central portion is defined as an area within 1/3 of the radius of the furnace, and the peripheral portion of the furnace wall is the horizontal distance R from the furnace wall of the coke layer 14 calculated by the equation (11) described later. It is defined as a region within C , and the middle part is defined as a region sandwiched between the central part and the peripheral part of the furnace wall. In addition, fine coke is defined as coke having an average particle diameter of 0.060 m or less.

【0020】つぎに、炉壁周辺部に装入するコークス層
14の水平距離RC (m)と炉口半径RT (m)および
コークス比CR (kg/t)の関係を説明する。炉内に
装入されるスクラップ層13の半径は(RT −RC
(m)となるので、スクラップ層13とコークス層14
の断面積の比をB(−)とおくと(10)式が成り立
ち、整理すると(11)式が得られる。
Next, the relationship between the horizontal distance R C (m) of the coke layer 14 charged in the peripheral portion of the furnace wall, the furnace opening radius R T (m) and the coke ratio C R (kg / t) will be described. The radius of the scrap layer 13 charged into the furnace is ( RT- RC )
(M), the scrap layer 13 and the coke layer 14
When the ratio of the cross-sectional areas of B is set to B (-), the equation (10) is established, and when rearranged, the equation (11) is obtained.

【0021】 B=π(RT −RC2 /π{RT 2 −(RT −RC2 }……(10) RC /RT =1−{B/(B+1)}1/2 ……(11) ここで、スクラップ比をSR (kg/t)、スクラップ
とコークスのかさ密度をそれぞれρS 、ρK (kg/m
3 )とおき、装入毎のスクラップとコークスの層高が等
しいと仮定すると、スクラップとコークスの体積比は前
記の断面積比Bに等しくなるので(12)式が成り立
つ。 B=(SR /ρS )/(CR /ρK ) ……(12) (11)式と(12)式を用いて、SR =1000kg
/t、ρS =3000kg/m3 、ρK =500kg/
3 とおいたときの、RC (m)とRT (m)およびC
R の関係を計算した結果を表1に示す。
B = π (R T −R C ) 2 / π {R T 2 − (R T −R C ) 2 } ... (10) R C / R T = 1− {B / (B + 1)} 1/2 (11) where the scrap ratio is S R (kg / t) and the bulk densities of scrap and coke are ρ S and ρ K (kg / m), respectively.
3) Distant, assuming equal bed height of scrap and coke SoIrigoto, the volume ratio of the scrap and coke becomes equal to the cross-sectional area ratio B is (12) holds. B = (S R / ρ S ) / (C R / ρ K ) ... (12) Using the equations (11) and (12), S R = 1000 kg
/ T, ρ S = 3000 kg / m 3 , ρ K = 500 kg /
R C (m) and R T (m) and C when m 3
Table 1 shows the result of calculating the relationship of R.

【0022】[0022]

【表1】 [Table 1]

【0023】表1より明らかなように、コークス比CR
の低下および炉口半径RT の減少に伴い炉壁周辺部のコ
ークス層の水平距離RC が減少するので、スクラップ溶
融炉の炉口半径RT およびコークス比CR の条件に応じ
て、(11)式と(12)式に基づいてコークス層の水
平距離RC を算定し、該算定結果を目安にして、炉壁周
辺部に細粒コークスを装入することが肝要である。ここ
で、RC ≧0.3mの場合には、該RC をレースウェイ
深度DR の目標値とすることが望ましい。一方、RC
0.3mの場合には、コークスがレースウェイに流入す
る位置は羽口先端直上なので、羽口先端と炉壁間の距
離、すなわち、羽口先端の炉内突出長さを上記のコーク
ス層の水平距離RC 以下に設定することが重要である。
ところが、分割送風によりシャフト下部に二次羽口6b
を設置する場合には、前記の炉床部の羽口の場合とは逆
に、二次羽口の先端と炉壁間の距離をコークス層の水平
距離RC 以上に設定して、二次羽口6bから送風する空
気あるいは酸素ガスが炉壁近傍の細粒コークスと反応し
ないようにすることが肝要である。
As is clear from Table 1, the coke ratio C R
Since the horizontal distance R C of the reduction and furnace opening radius R T decreases with furnace wall periphery coke layer of the decreases, depending on the conditions of the furnace opening radius R T and coke ratio C R of scrap melting furnace, ( It is important to calculate the horizontal distance R C of the coke layer based on the equations (11) and (12), and use the calculation result as a guide to load the fine grain coke into the peripheral portion of the furnace wall. Here, when R C ≧ 0.3 m, it is desirable to set the R C as the target value of the raceway depth D R. On the other hand, R C <
In the case of 0.3 m, the position where the coke flows into the raceway is directly above the tuyere tip, so the distance between the tuyere tip and the furnace wall, that is, the in-furnace protrusion length of the tuyere tip, is determined by the coke layer above. It is important to set the horizontal distance R C or less.
However, the secondary tuyere 6b is located at the bottom of the shaft due to the split air flow
In the case of installing the above, contrary to the case of the tuyere of the hearth, the distance between the tip of the secondary tuyere and the furnace wall is set to the horizontal distance R C or more of the coke layer, and the secondary It is important that the air or oxygen gas blown from the tuyere 6b does not react with the fine coke near the furnace wall.

【0024】つぎに、レースウェイ深度DR が0.3m
以上となるように、羽口数Nt 、羽口径Dt 、装入コー
クスの平均粒子径dp および送風条件で定まる操業条件
の調整方法を説明する。ここで、レースウェイ深度DR
の下限値を0.3mと設定した根拠は、装入コークスと
して平均粒子径dp が0.060mの高炉用コークスを
使用する条件と、レースウェイ内でコークスが架橋現象
を起こさないで移動できる条件(DR /dp ≧5)から
算出したものであり、さらに、本発明者らが行った低レ
ースウェイ深度(≦0.5m)における空気比≧1.0
以上の微粉炭の大量燃焼実験結果を参考にしたことはい
うまでもない。なお、レースウェイ深度DR の上限値は
後述の表3および表4の試算結果から、約0.54mと
推定される。
Next, the raceway depth D R is 0.3 m
As described above, the method of adjusting the operating conditions determined by the tuyere number N t , the tuyere diameter D t , the average particle diameter d p of the charging coke, and the blowing condition will be described. Here, Raceway depth D R
The lower limit of 0.3 m is set to 0.3 m because the blast furnace coke having an average particle diameter d p of 0.060 m is used as the charging coke and the coke can move within the raceway without causing a crosslinking phenomenon. It is calculated from the condition (D R / d p ≧ 5), and further, the air ratio ≧ 1.0 at the low raceway depth (≦ 0.5 m) performed by the present inventors.
It goes without saying that the above results of the large-scale combustion experiment of pulverized coal were referred to. The upper limit value of the raceway depth D R is estimated to be about 0.54 m from the trial calculation results of Tables 3 and 4 described later.

【0025】さて、送風湿度をMb (g/Nm3 (we
t))、送風量をVb (Nm3 (dry)/min)、
送風湿度に相当する水蒸気の吹込み量をVH2O (Nm3
/min)とおくと(13)式が成立し、VH2O につい
て整理すると(14)式が得られる。 VH2O =(22.4/18000)・Mb ・(Vb +VH2O )……(13) VH2O =Mb ・Vb /(804−Mb ) ……(14)
Now, the blast humidity is changed to M b (g / Nm 3 (we
t)), and the air flow rate is V b (Nm 3 (dry) / min),
The amount of steam injected corresponding to the blast humidity is V H2O (Nm 3
/ Min), the equation (13) is established, and by rearranging V H2O , the equation (14) is obtained. V H2O = (22.4 / 18000) · M b · (V b + V H2O ) …… (13) V H2O = M b · V b / (804−M b ) …… (14)

【0026】また、酸素富化率をXO2(%)、酸素富化
量をVO2(Nm3 (dry)/min)とおくと、VO2
は(15)式で表される。 VO2=XO2・Vb /(79−XO2) ……(15) さらに、羽口風速をut (m/s)とおくと、ut
(16)式で表される。 ut =(Vb +VO2+VH2O )・(Tb +273)/ {(60×273/4)・π・Nt ・Dt 2 ・(Pb +1)}……(16) ただし、Tb :送風温度(℃)、Pb :送風圧力(kg
f/cm2 ;ゲージ)、π=円周率(−)、Nt :羽口
数(−)、Dt :羽口径(m)である。
When the oxygen enrichment ratio is X O2 (%) and the oxygen enrichment amount is V O2 (Nm 3 (dry) / min), V O2
Is expressed by equation (15). V O2 = X O2 · V b / (79-X O2) ...... (15) Further, when placing the tuyere wind speed u t (m / s), u t is expressed by equation (16). u t = (V b + V O2 + V H2O) · (T b +273) / {(60 × 273/4) · π · N t · D t 2 · (P b +1)} ...... (16) However, T b : blast temperature (° C), P b : blast pressure (kg
f / cm 2 ; gauge), π = circular ratio (−), N t : number of tuyere (−), D t : tuyere diameter (m).

【0027】したがって、(14)式と(15)式を
(16)式へ代入し整理すると(17)式が得られる。 ut =C/(Nt ・Dt 2 ) ……(17) ただし、C=(Vb /12865)・(Tb +273)・ {804/(804−Mb )+XO2/(79−XO2)}/(Pb +1) ……(18)
Therefore, by substituting equations (14) and (15) into equation (16) and rearranging, equation (17) is obtained. u t = C / (N t · D t 2) ...... (17) However, C = (V b / 12865 ) · (T b +273) · {804 / (804-M b) + X O2 / (79- X O2 )} / (P b +1) ...... (18)

【0028】(17)式より(19)式が得られる。 Dt ・ut =C/(Nt ・Dt ) ……(19) 一方、レースウェイ深度DR の推定式(7)式を変形す
ると(20)式が得られる。 Dt ・ut =D・DR ・dp 1/2 ……(20) ただし、D=0.2{ρC ・(Tb +273)/(Pb +1)}1/2 ……(21) ここで、dp :装入コークスの平均粒子径(m)、ρ
C :装入コークスの見掛け密度(kg/Nm3 )であ
る。したがって、(19)式と(20)式を等置して整
理すると(22)式が得られる。 DR =(C/D)/(Nt ・Dt ・dp 1/2 ) ……(22)
From equation (17), equation (19) is obtained. D t · u t = C / (N t · D t ) (19) On the other hand, if the formula (7) for estimating the raceway depth D R is modified, formula (20) is obtained. D t · u t = D · D R · d p 1/2 (20) However, D = 0.2 {ρ C · (T b +273) / (P b +1)} 1/2 …… ( 21) where d p : average particle size (m) of charged coke, ρ
C : Apparent density of charged coke (kg / Nm 3 ). Therefore, equation (22) is obtained by arranging equations (19) and (20) equally. D R = (C / D) / (N t · D t · d p 1/2 ) ... (22)

【0029】(22)式において、DR ≧0.3とお
き、(18)式と(21)式を(22)式に代入して整
理すると(1)式および(2)式が得られる。 Nt ・Dt ・dp 1/2 ≦E ……(1) ただし E=(Vb /772)・{804/(804−Mb )+XO2/ (79−XO2 )}・[(Tb +273)/{ρC ・(Pb +1)}]1/2 ……(2) ちなみに、C/D=0.3Eの関係が成立するので、
(22)式は(23)式で表される。 DR =0.3E/(Nt ・Dt ・dp 1/2 ) ……(23)
In equation (22), setting D R ≧ 0.3 and substituting equations (18) and (21) into equation (22) and rearranging yields equations (1) and (2). . N t · D t · d p 1/2 ≦ E ...... (1) provided that E = (V b / 772) · {804 / (804-M b) + X O2 / (79-X O2)} · [( T b +273) / {ρ C · (P b +1)}] 1/2 (2) By the way, since the relationship of C / D = 0.3E holds,
Expression (22) is expressed by Expression (23). D R = 0.3E / (N t · D t · d p 1/2 ) ... (23)

【0030】以下、具体的事例に基づいて、DR ≧0.
3mとするための羽口数Nt 、羽口径Dt 、装入コーク
スの平均粒子径dp 、および、送風条件で定まる操業変
数Eの調整方法を説明する。ここで、出銑能力41t/
hの移動層型スクラップ溶融炉の操業条件として、送風
量Vb =350(Nm3 (dry)/min)、送風湿
度Mb =20(g/Nm3 (wet))、酸素富化率X
O2=6(%)、送風温度Tb =25(℃)、装入コーク
スの見掛け密度ρC =1000(kg/Nm3 )、送風
圧力Pb =0.2(kgf/cm2 ;ゲージ)を想定
し、羽口数Nt および装入コークスの平均粒子径dp
変化させたときに、レースウェイ深度DR を0.3m以
上にするための羽口径Dt の上限値を(1)式に基づい
て算定した結果を表2に示す。羽口径Dt の上限値は、
羽口数Nt と装入コークスの平均粒子径dp に応じて調
整すればよく、従来型のキュポラにおける、羽口径Dt
≦0.200mを基準にとると、例えば、dp =0.0
45mの場合には、(Nt =6個、Dt ≦0.197
m)もしくは(Nt =7個、Dt ≦0.169m)の組
合わせが望ましいことがわかる。そこで、dp =0.0
45m、Nt =6個、Dt ≦0.197mの条件で、D
t を0.110mから0.190mまで変化させた場合
の、レースウェイ深度DR (m)および羽口風速ut
(m/s)を、それぞれ、(23)式、(17)式に基
づいて算定した結果を表3に示す。
Below, D R ≧ 0.
A method of adjusting the number of tuyeres N t , the tuyere diameter D t , the average particle diameter d p of the charging coke, and the operation variable E determined by the blowing condition will be described. Here, the tapping ability 41t /
As operating conditions of the moving bed type scrap melting furnace of h, air flow rate V b = 350 (Nm 3 (dry) / min), air flow humidity M b = 20 (g / Nm 3 (wet)), oxygen enrichment rate X
O2 = 6 (%), blast temperature T b = 25 (℃), charging coke apparent density ρ C = 1000 (kg / Nm 3), blowing pressure P b = 0.2 (kgf / cm 2; gage) Assuming that the number of tuyere N t and the average particle diameter d p of the charging coke are changed, the upper limit of the tuyere diameter D t for setting the raceway depth D R to 0.3 m or more is (1). Table 2 shows the results calculated based on the formula. The upper limit of the tuyere diameter D t is
It may be adjusted according to the number of tuyere N t and the average particle diameter d p of the charging coke, and the tuyere diameter D t in the conventional cupola
Taking ≦ 0.200 m as a reference, for example, d p = 0.0
In the case of 45 m, (N t = 6, D t ≦ 0.197
m) or (N t = 7, D t ≦ 0.169 m) is desirable. Therefore, d p = 0.0
45 m, N t = 6, D t ≦ 0.197 m
Raceway depth D R (m) and tuyere wind speed u t when t is changed from 0.110 m to 0.190 m
Table 3 shows the results of calculating (m / s) based on the equations (23) and (17), respectively.

【0031】[0031]

【表2】 [Table 2]

【0032】[0032]

【表3】 [Table 3]

【0033】[0033]

【表4】 [Table 4]

【0034】羽口径Dt を減少することによりレースウ
ェイ深度DR を増加することができる。レースウェイ深
度の増加は燃焼空間の拡大を意味するので微粉炭の多量
吹込みのためには望ましい方向であるが、表3に示すよ
うに、羽口径Dt の減少とともに羽口風速ut が増大
し、送風圧力が増大することが推定されるので、ut
従来型のキュポラのut の上限値である約100m/s
以下になるように羽口径Dt を決定することが望まし
い。したがって、表3のケースでは、Dt の下限値は
0.110m、レースウェイ深度DR の上限値は0.5
4mと推定される。ちなみに、(17)式と(2)式を
比較すると明らかなように、羽口風速ut と操業変数E
の変化の方向は同じであり、主として、送風量Vb によ
って羽口風速ut もしくは操業変数Eを調整する。
The raceway depth D R can be increased by decreasing the tuyere diameter D t . Since increasing the raceway depth means expanding the combustion space, it is a desirable direction for injecting a large amount of pulverized coal, but as shown in Table 3, the tuyere wind speed u t decreases as the tuyere diameter D t decreases. increases, since the blowing pressure is estimated to increase, u t is about 100 m / s is the upper limit of a conventional cupola of u t
It is desirable to determine the tuyere diameter D t so that Therefore, in the case of Table 3, the lower limit of D t is 0.110 m and the upper limit of the raceway depth D R is 0.5.
It is estimated to be 4 m. By the way, as is clear from comparing equations (17) and (2), the tuyere wind speed u t and the operating variable E
The direction of the change is the same, and the tuyere wind speed u t or the operation variable E is mainly adjusted by the air flow rate V b .

【0035】つぎに、Nt =6個、Dt =0.170
m、ut =43.2m/sの条件で、dp を実操業で想
定される0.020mから0.060mまで変化させた
場合のレースウェイ深度DR (m)を、(23)式に基
づいて算定した結果を表4に示す。装入コークス平均粒
子径dp を0.020mまで減少することによりレース
ウェイ深度DR を0.52mまで増加することができ
る。ここで、装入コークス平均粒子径dp の減少はコー
クス層の通気抵抗を増加させるので、炉壁周辺部のコー
クス層内を上昇するガス量を減少させ、逆に、スクラッ
プ層内を上昇するガス量を増加させるので、スクラップ
の予熱効果を高めるとともに、炉壁周辺部のガス流減少
による炉体損失熱の減少効果も期待できるので望ましい
方向であり、従来型キュポラの常識とは逆に、本発明の
方法によるスクラップ溶融炉では細粒コークスの方が有
利に作用することは明らかである。
Next, N t = 6 and D t = 0.170
Under the condition of m, u t = 43.2 m / s, the raceway depth D R (m) when d p is changed from 0.020 m assumed in actual operation to 0.060 m is given by the formula (23). Table 4 shows the results calculated based on the above. The raceway depth D R can be increased to 0.52 m by reducing the charging coke average particle diameter d p to 0.020 m. Here, since the reduction of the average particle diameter d p of the charged coke increases the ventilation resistance of the coke layer, the amount of gas rising in the coke layer around the furnace wall is decreased, and conversely, it rises in the scrap layer. Since the amount of gas is increased, the preheating effect of scrap is enhanced, and the effect of reducing the heat loss of the furnace body due to the decrease in the gas flow around the furnace wall can also be expected, which is a desirable direction, contrary to the common sense of the conventional cupola, It is clear that fine grain coke works better in the scrap melting furnace according to the method of the present invention.

【0036】以上、移動層型スクラップ溶融炉における
レースウェイの形成方法について説明してきたが、つぎ
に、微粉炭吹込みを主体とした補助燃料の吹込み方法に
ついて簡単に説明する。図4は、羽口内に補助燃料を吹
込む本発明の方法の例を示したものであり、微粉固体燃
料のみを吹込む場合は、高炉法で本発明者らが提案した
方法(特公平4−2642号公報)と同じでよい。すな
わち、ブローパイプ7を貫通して、微粉固体燃料吹込み
バーナー10の先端を羽口内6aに挿入する。微粉固体
燃料のみを吹込む場合の微粉固体燃料吹込みバーナー1
0の先端位置は、ブローパイプ7内あるいは羽口の前面
に形成されるレースウェイ15内に設置してもよいが、
上端側のブローパイプ7内に挿入した場合には、羽口と
ブローパイプの境界付近あるいはブローパイプの内壁面
への微粉固体燃料の付着の問題が発生し、一方、レース
ウェイ15内に挿入した場合にはバーナーの耐熱性が問
題になるので、羽口内6aに挿入する方法が最適であ
る。
The method for forming the raceway in the moving bed type scrap melting furnace has been described above. Next, the method for injecting the auxiliary fuel mainly for injecting the pulverized coal will be briefly described. FIG. 4 shows an example of the method of the present invention in which the auxiliary fuel is blown into the tuyere. When only the fine solid fuel is blown, the method proposed by the present inventors by the blast furnace method (Japanese Patent Publication No. No. 2642). That is, the tip of the fine powder solid fuel injection burner 10 is inserted into the tuyere 6a through the blow pipe 7. Fine powder solid fuel injection burner 1 when only fine powder solid fuel is injected
The tip position of 0 may be installed in the blow pipe 7 or in the raceway 15 formed on the front surface of the tuyere,
When it is inserted into the blow pipe 7 on the upper end side, there arises a problem that the fine solid fuel is attached near the boundary between the tuyere and the blow pipe or to the inner wall surface of the blow pipe, while it is inserted into the raceway 15. In this case, the heat resistance of the burner becomes a problem, so the method of inserting the burner into the tuyere 6a is optimal.

【0037】微粉固体燃料の燃焼性をさらに向上するた
めには、従来型のキュポラで採用されている熱風送風を
行ってもよいが、常温送風で、数パーセント程度の低酸
素富化率の送風条件下において、ガス燃料もしくは液体
燃料を微粉固体燃料の吹込み位置より上流側に吹込むこ
とにより、微粉固体燃料の吹込み位置の送風温度を60
0℃以上に予熱する方法が簡便でありかつ実用的であ
る。なぜならば、本発明の方法では、後述の実施例で示
すように、炉頂ガスのCO燃焼率ηCOが大きいため炉頂
ガスの発熱量が低くなり高温の熱風送風が行えない可能
性が大きいからである。ガス燃料もしくは液体燃料の吹
込み方法は、図4(a)に示したように、微粉固体燃焼
の吹込み方法と同様に、ガス燃料もしくは液体燃料の直
管の吹込みバーナーをブローパイプ7を貫通して挿入す
るか、あるいは、図4(b)に示したように、曲管の吹
込みバーナーを羽口内を貫通して挿入する方法でよい。
In order to further improve the combustibility of the pulverized solid fuel, hot air blowing, which is used in the conventional cupola, may be used, but it is normal temperature blowing and has a low oxygen enrichment rate of about several percent. Under the conditions, by blowing the gas fuel or the liquid fuel upstream from the blowing position of the fine solid fuel, the blowing temperature at the blowing position of the fine solid fuel is 60
The method of preheating to 0 ° C. or higher is simple and practical. This is because, in the method of the present invention, as shown in Examples described later, since the CO combustion rate η CO of the furnace top gas is large, the calorific value of the furnace top gas is low, and there is a high possibility that hot air blowing cannot be performed. Because. As shown in FIG. 4 (a), the method of blowing the gas fuel or the liquid fuel is the same as the method of blowing the fine powder solid combustion. It may be inserted through or inserted into the tuyere, as shown in FIG. 4 (b).

【0038】ここで、微粉固体燃料の吹込み位置の送風
温度を600℃以上と設定した根拠は、微粉固体燃料と
して微粉炭を想定し、微粉炭の揮発分の燃焼を促進する
ことを想定した場合、微粉炭の温度を微粉炭の揮発成分
である石炭ガスあるいはタールの発火点である600℃
以上に予熱しておく必要があるからである。なお、ここ
で図4(a)の場合のガス燃料もしくは液体燃料の吹込
み位置は、該燃料の燃焼性が高く、吹込み量が少なく、
しかも燃焼温度が約600℃と低いことを勘案すると、
羽口内でも、あるいは、ブローパイプ内でもどちらでも
よい。また、微粉固体燃料の吹込み位置の送風温度が6
00℃以上であるかどうかの判断は、微粉固体燃料吹込
みバーナー先端部に熱電対温度計を設置して直接測定す
るか、あるいは、ガス燃料もしくは液体燃料の吹込み量
と送風量の物質収支と熱収支に基づいて理論燃焼温度を
推定する方法で行えばよく、微粉固体燃料の吹込み位置
の送風温度が600℃未満の場合には、該温度が600
℃以上になるようにガス燃料もしくは液体燃料の吹込み
量を調整(増加)する。
Here, the reason for setting the blast temperature at the blowing position of the pulverized solid fuel to be 600 ° C. or higher is based on the assumption that pulverized coal is used as the pulverized solid fuel and the combustion of volatile matter of the pulverized coal is promoted. In this case, the temperature of pulverized coal is 600 ° C which is the ignition point of coal gas or tar which is a volatile component of pulverized coal.
This is because it is necessary to preheat above. Here, at the injection position of the gas fuel or the liquid fuel in the case of FIG. 4A, the combustibility of the fuel is high and the injection amount is small,
Moreover, considering that the combustion temperature is as low as about 600 ° C,
Either in the tuyere or in the blow pipe. Also, the blast temperature at the blowing position of the fine solid fuel is 6
Whether or not the temperature is 00 ° C or higher is determined directly by installing a thermocouple thermometer at the tip of a fine powder solid fuel injection burner, or by measuring the mass balance of gas fuel or liquid fuel injection and blast. And the theoretical combustion temperature may be estimated based on the heat balance. If the blast temperature at the blowing position of the pulverized solid fuel is less than 600 ° C, the temperature will be 600 ° C.
Adjust (increase) the injection amount of gas fuel or liquid fuel so that the temperature becomes ℃ or higher.

【0039】つぎに、補助燃料の吹込み量については、
空気比≧1.0の条件で吹込む方法が、前述のようにレ
ースウェイ内で微粉炭を完全燃焼することが可能であり
望ましい方法である。しかし、空気比が1.0未満の条
件で補助燃料を大量に吹込む場合でも、未燃チャーはか
なり発生すると予想されるが、未燃焼チャーの大半は炉
頂より排出されるので通気性悪化の問題は生じないと推
定される。むしろ、一部の未燃チャーは溶銑中への浸炭
材として利用されて、コークス比を低減できる可能性も
あるので、燃焼性の面からだけの判断で空気比の下限値
を1.0と限定して補助燃料の吹込み量を調整すること
は必ずしも必要ない。
Next, regarding the injection amount of the auxiliary fuel,
The method of blowing under the condition of air ratio ≧ 1.0 is a desirable method because it is possible to completely burn the pulverized coal in the raceway as described above. However, even if a large amount of auxiliary fuel is blown under the condition that the air ratio is less than 1.0, unburned char is expected to be generated considerably, but most of the unburned char is discharged from the top of the furnace, so the air permeability deteriorates. It is presumed that the problem will not occur. Rather, some unburned char may be used as a carburizing material in the hot metal to reduce the coke ratio. Therefore, the lower limit of the air ratio is set to 1.0 based only on the flammability. It is not always necessary to limit the injection amount of the auxiliary fuel.

【0040】[0040]

【実施例】以下、本発明の方法による実施例を説明す
る。実験には図1に示した移動層型スクラップ溶融炉
(羽口数6個)を用いた。使用した原燃料の粒子径と化
学成分は以下の通りである。鉄原料として使用したスク
ラップは最大寸法が0.100mの加工鋼屑(C:0.
5%、Si:0.2%、Fe:98.0%)コークスは
平均粒子径dp が0.013mの細粒コークス(C:8
8.0%、H:0.2%、灰分:11.0%)、補助燃
料として使用した微粉固体燃料は粒子径が0.074m
m以下80%の微粉炭(C:75.0%、H:5.0
%、灰分:11.0%)、天然ガスは(CH4 :88.
0%、C26 :6.0%、C38 :4.0%、C4
10:2.0%)であった。主要な実験条件と実験操業
指標を表5に示す。
EXAMPLES Examples according to the method of the present invention will be described below. For the experiment, the moving bed type scrap melting furnace (with 6 tuyeres) shown in FIG. 1 was used. The particle size and chemical composition of the raw fuel used are as follows. The scrap used as the iron raw material is processed steel scrap with a maximum dimension of 0.100 m (C: 0.
5%, Si: 0.2%, Fe: 98.0%) Coke is a fine coke (C: 8) having an average particle diameter d p of 0.013 m.
8.0%, H: 0.2%, ash content: 11.0%), and the fine powder solid fuel used as an auxiliary fuel has a particle size of 0.074 m.
80% pulverized coal with m or less (C: 75.0%, H: 5.0
%, Ash content: 11.0%), natural gas (CH 4: 88.
0%, C 2 H 6: 6.0%, C 3 H 8: 4.0%, C 4
H 10: it was 2.0%). Table 5 shows the main experimental conditions and experimental operation indexes.

【0041】[0041]

【表5】 [Table 5]

【0042】ここで、実施例1はコークスのみ使用の
例、実施例2は補助燃料として微粉炭を多量吹込み(1
04kg/t;空気比1.0)した例、実施例3は補助
燃料として微粉炭と天然ガスを複合吹込み(微粉炭77
kg/t、天然ガス15Nm3/t;空気比1.0)し
た例である。いずれの実験においても、スクラップ比は
954kg/t、型銑比は0、すなわち、全量鋼屑使
用、送風温度は常温(25℃)、送風湿度は大気湿度
(20g/Nm3 )で行った。実施例1のコークスのみ
使用の実験は、送風量Vb 51.9Nm3 /min(送
風量原単位679Nm3 /t)、酸素富化率XO22.0
%の送風条件のもとで行い、出銑量4.58t/h、コ
ークス比129kg/t、炉頂ガスのCO燃焼率η
CO{ηCO=CO2 /(CO2 +CO)×100で定義}
60%の好成績が得られた。従来型キュポラの操業で
は、前述のように、鋼材配合率40〜60%の条件での
コークス比が140〜160kg/tであるのに対し
て、実施例1の場合には、鋼材配合率100%の条件で
も130kg/t以下のコークス比が達成された。ちな
みに、表5に示すように、実施例1の場合の羽口風速u
t は73.3m/s、レースウェイ深度DR は0.31
6m(>0.3m)、理論燃焼温度は2610℃、溶銑
温度は1530℃であった。
Here, Example 1 is an example in which only coke is used, and Example 2 is a case where a large amount of pulverized coal is injected as an auxiliary fuel (1
04 kg / t; air ratio 1.0), Example 3 is a composite fuel of pulverized coal and natural gas as auxiliary fuel (pulverized coal 77
This is an example in which kg / t, natural gas 15 Nm 3 / t; In all the experiments, the scrap ratio was 954 kg / t, the die / pig ratio was 0, that is, the entire amount of steel scrap was used, the blast temperature was room temperature (25 ° C.), and the blast humidity was atmospheric humidity (20 g / Nm 3 ). In the experiment using only the coke of Example 1, the air flow rate V b was 51.9 Nm 3 / min (air flow rate basic unit 679 Nm 3 / t), and the oxygen enrichment rate X O2 2.0.
%, The amount of tapping was 4.58 t / h, the coke ratio was 129 kg / t, and the CO burning rate of the furnace top gas was η.
COCO = CO 2 / (CO 2 + CO) × 100}
A good result of 60% was obtained. In the operation of the conventional cupola, as described above, the coke ratio is 140 to 160 kg / t under the condition of the steel material mixture ratio of 40 to 60%, whereas in the case of Example 1, the steel material mixture ratio is 100. Even under the condition of%, a coke ratio of 130 kg / t or less was achieved. Incidentally, as shown in Table 5, the tuyere wind speed u in the case of Example 1
t is 73.3 m / s, raceway depth D R is 0.31
6 m (> 0.3 m), the theoretical combustion temperature was 2610 ° C, and the hot metal temperature was 1530 ° C.

【0043】実施例2の補助燃料として微粉炭を多量
(104kg/t)吹込んだ実験は、送風量Vb 49.
8Nm3 /min(送風量原単位598Nm3 /t)、
酸素富化率XO24.0%の送風条件のもとで行い、出銑
量5.00t/h、コークス比33kg/t、炉頂ガス
のCO燃焼率ηCO75%の好成績が得られ、とくにコー
クス比は、実施例1に示したコークスのみ使用の実験に
比べて大幅に減少し、溶銑(C:3.7%)の浸炭量に
相当する低コークス比が得られた。また、実施例2の場
合の羽口風速ut は72.1m/s、レースウェイ深度
R は0.311m(>0.3m)、理論燃焼温度は2
527℃、溶銑温度は1510℃であった。このよう
に、微粉炭多量吹込みにより理論燃焼温度はやや低下し
たが、低酸素富化率XO2(4.0%)の条件でも250
0℃以上の高温が得られた。
In the experiment in which a large amount of pulverized coal (104 kg / t) was injected as the auxiliary fuel of Example 2, the air flow rate V b 49.
8 Nm 3 / min (air flow rate basic unit 598 Nm 3 / t),
Oxygen enrichment ratio X O2 was carried out under 4.0% blowing conditions, and good results were obtained with a tapping rate of 5.00 t / h, a coke ratio of 33 kg / t, and a CO burning rate η CO of 75% of the furnace top gas. In particular, the coke ratio was significantly reduced as compared with the experiment using only the coke shown in Example 1, and a low coke ratio corresponding to the amount of carburized hot metal (C: 3.7%) was obtained. Further, in the case of the second embodiment, the tuyere wind velocity u t is 72.1 m / s, the raceway depth D R is 0.311 m (> 0.3 m), and the theoretical combustion temperature is 2.
The temperature was 527 ° C and the hot metal temperature was 1510 ° C. As described above, the theoretical combustion temperature was slightly lowered by the large amount of pulverized coal injection, but the theoretical combustion temperature was 250 even under the condition of the low oxygen enrichment ratio X O2 (4.0%).
A high temperature of 0 ° C. or higher was obtained.

【0044】実施例3の補助燃料として微粉炭と天然ガ
スを複合吹込みした実験は、送風量Vb 47.8Nm3
/min(送風量原単位579Nm3 /t)、酸素富化
率XO25.0%の送風条件、および、天然ガスを15N
3 /t吹込むことにより送風温度を735℃(>60
0℃)に予熱した羽口内に、微粉炭を77kg/t吹込
む方法で行った。その結果、出銑量4.95t/h、コ
ークス比35kg/t、炉頂ガスのCO燃焼率ηCO90
%の好成績が得られ、とくに、高ηCOによる高熱効率が
達成された。また、実施例3の場合の羽口風速ut は7
0.2m/s、レースウェイ深度DR は、0.302m
(>0.3m)、理論燃焼温度は2621℃、溶銑温度
は1520℃であった。
In the experiment in which pulverized coal and natural gas were injected as the auxiliary fuel of Example 3, the blast rate V b was 47.8 Nm 3
/ Min (air flow rate basic unit 579 Nm 3 / t), oxygen enrichment rate X O2 5.0% air flow conditions, and natural gas 15 N
The blowing temperature is 735 ° C (> 60 by blowing m 3 / t).
It was carried out by blowing 77 kg / t of pulverized coal into the tuyere preheated to 0 ° C. As a result, the amount of tapped iron was 4.95 t / h, the coke ratio was 35 kg / t, and the CO burning rate η CO 90 of the furnace top gas
%, A high thermal efficiency was achieved due to high η CO . Further, the tuyere wind velocity u t in the case of the third embodiment is 7
0.2m / s, raceway depth D R is 0.302m
(> 0.3 m), the theoretical combustion temperature was 2621 ° C, and the hot metal temperature was 1520 ° C.

【0045】[0045]

【発明の効果】本発明は以上の通り、鋳物用コークスに
比べて安価な高炉用コークス、しかも細粒コークスを使
用してコークス比を低減できる画期的なスクラップの溶
融処理方法であり、さらに、羽口前にレースウェイを形
成することにより、数パーセント以下の低酸素富化率の
条件で、コークスよりさらに安価な微粉炭を大量に燃焼
してコークス比を大幅に低減できる方法を提供するもの
であり、発明の効果はきわめて大である。
Industrial Applicability As described above, the present invention is an epoch-making method for melting and treating scrap, which is less expensive than coke for casting and can be reduced in coke ratio by using fine coke. By forming a raceway in front of the tuyere, it is possible to greatly reduce the coke ratio by burning a large amount of pulverized coal, which is cheaper than coke, under conditions of low oxygen enrichment ratio of several percent or less. However, the effect of the invention is extremely large.

【図面の簡単な説明】[Brief description of drawings]

【図1】本発明を実施するための移動層型スクラップ溶
融炉の実験装置の概略図
FIG. 1 is a schematic view of a moving-bed-type scrap melting furnace experimental apparatus for carrying out the present invention.

【図2】従来型キュポラの概略図FIG. 2 is a schematic diagram of a conventional cupola.

【図3】微粉炭の予燃焼炉を備えた従来型スクラップ溶
融炉の概略図
FIG. 3 is a schematic view of a conventional scrap melting furnace equipped with a pulverized coal pre-combustion furnace.

【図4】本発明の方法による補助燃料吹込み方法の概略
FIG. 4 is a schematic view of an auxiliary fuel injection method according to the method of the present invention.

【符号の説明】[Explanation of symbols]

1 スクラップ溶融炉の炉体 2 耐火物 3 ベル式装入装置 4 ムーバブルアーマー 5 ガス上昇管 6 羽口(a:一次、b:二次) 7 ブローパイプ 8 環状管 9 送風管 10 微粉炭吹込みバーナー 11 ガス燃料吹込みバーナー 12 出銑口 13 スクラップ(層) 14 コークス(層) 15 レースウェイ 16 コークスベッド 17 予燃焼炉 1 Scrap melting furnace body 2 Refractory 3 Bell-type charging device 4 Movable armor 5 Gas rising pipe 6 Tuyere (a: primary, b: secondary) 7 Blow pipe 8 Annular pipe 9 Blast pipe 10 Pulverized coal injection Burner 11 Gas-fuel injection burner 12 Tap hole 13 Scrap (layer) 14 Coke (layer) 15 Raceway 16 Coke bed 17 Pre-combustion furnace

─────────────────────────────────────────────────────
─────────────────────────────────────────────────── ───

【手続補正書】[Procedure amendment]

【提出日】平成5年11月17日[Submission date] November 17, 1993

【手続補正1】[Procedure Amendment 1]

【補正対象書類名】明細書[Document name to be amended] Statement

【補正対象項目名】0012[Correction target item name] 0012

【補正方法】変更[Correction method] Change

【補正内容】[Correction content]

【0012】本発明者らは、実際の高炉の羽口部および
レースウェイ部を1/2の縮尺で模擬した燃焼炉を用い
て微粉炭の燃焼実験を行い、レースウェイ深度が0.5
m以下、理論燃焼温度が2000℃以下の条件で、粒子
径が0.1mm以下の微粉炭を羽口内に吹込む場合に、
レースウェイ内で微粉炭を全量燃焼できる空気比μの下
限値は1.0(理論値は0.84)であることを明らか
にしている(田村健二ら:「鉄と鋼」、77(199
1)、No.6、P.775)。したがって、キュポラ
においても、羽口から吹込まれる微粉炭を完全に燃焼
し、未燃チャーの発生を防止するためには、空気比は
1.0以上に設定し、さらに、燃焼空間としてのレース
ウェイを形成することが必要と判断される。ここで、空
気比μは(8)式で表される。
The inventors of the present invention conducted a combustion experiment of pulverized coal using a combustion furnace simulating the tuyere portion and raceway portion of an actual blast furnace at a scale of 1/2, and the raceway depth was 0.5.
When blowing pulverized coal with a particle size of 0.1 mm or less into the tuyere under conditions of m or less and theoretical combustion temperature of 2000 ° C. or less,
It has been clarified that the lower limit of the air ratio μ that can burn the entire amount of pulverized coal in the raceway is 1.0 (theoretical value is 0.84) (Kenji Tamura et al .: "Iron and Steel", 77 (199).
1), No. 6, P. 775). Therefore, even in the cupola, in order to completely burn the pulverized coal blown from the tuyere and prevent the generation of unburned char, the air ratio is set to 1.0 or more, and the race as a combustion space is also set. It is judged necessary to form a way. Here, the air ratio μ is expressed by equation (8).

【手続補正2】[Procedure Amendment 2]

【補正対象書類名】明細書[Document name to be amended] Statement

【補正対象項目名】0016[Correction target item name] 0016

【補正方法】変更[Correction method] Change

【補正内容】[Correction content]

【0016】[0016]

【発明の作用】以下、本発明を詳細に説明する。図1
は、実験に用いた本発明の方法による移動層型スクラッ
プ溶融炉の概略図の一例である。ここで、1は溶融炉の
炉体であり、耐火物2で内張されている。炉の概略緒元
は、炉口径1.2m、炉床径1.32m、羽口から装入
線までの有効高さ3.5m、羽口から炉底までの炉床高
さ1.0m、シャフト角89°である。3はル式装入
装置、4はムーバブルアーマーであり、該ムーバブルア
ーマーの内振り操作によりスクラップ13を炉の中心部
から中間部に装入して堆積させ、外振り操作によりコー
クス14を炉壁近傍に装入して堆積させる。6aは送風
用の一次羽口であり羽口径は0.05m、7はブローパ
イプ、8は環状管、9は送風管、10は微粉炭吹込み用
バーナーでありブローパイプ7を貫通して挿入し、バー
ナー先端は一次羽口6aの内部に設置されている。11
はガス燃料吹込み用バーナーであり前記の微粉炭吹込み
用バーナー10の上流側に設置されている。12は出銑
口、15はレースウェイ、16はコークスベッドであ
る。いうまでもなく、実験開始初期には炉体の昇温を兼
ねて、炉の下部にはコークスを全面的に装入してコーク
スベッドを形成させ、ほぼ定常状態になった後、コーク
スベッドの上端面を羽口水準面まで降下させる。
The present invention will be described in detail below. Figure 1
FIG. 1 is an example of a schematic view of a moving bed type scrap melting furnace according to the method of the present invention used in an experiment. Here, 1 is a furnace body of a melting furnace, which is lined with a refractory 2. The outline specifications of the furnace are as follows: furnace diameter 1.2 m, hearth diameter 1.32 m, effective height from tuyere to charging line 3.5 m, hearth height from tuyere to furnace bottom 1.0 m, The shaft angle is 89 °. 3 bell-type charging device, 4 is a removable armor, deposited was charged to the intermediate portion of the scrap 13 by the inner swing operation of the removable armor from the center of the furnace, furnace coke 14 by the outer swing operation Charge near the wall and deposit. 6a is a primary tuyere for blowing air and has a tuyere diameter of 0.05 m, 7 is a blow pipe, 8 is an annular pipe, 9 is a blowing pipe, and 10 is a burner for blowing pulverized coal, which is inserted through the blow pipe 7. However, the tip of the burner is installed inside the primary tuyere 6a. 11
Is a burner for blowing gas fuel, and is installed upstream of the burner 10 for blowing pulverized coal. 12 is a taphole, 15 is a raceway, and 16 is a coke bed. Needless to say, at the beginning of the experiment, the coke bed was formed by fully charging coke into the lower part of the furnace to increase the temperature of the furnace body. Lower the top surface to the tuyere level surface.

【手続補正3】[Procedure 3]

【補正対象書類名】明細書[Document name to be amended] Statement

【補正対象項目名】0036[Correction target item name] 0036

【補正方法】変更[Correction method] Change

【補正内容】[Correction content]

【0036】以上、移動層型スクラップ溶融炉における
レースウェイの形成方法について説明してきたが、つぎ
に、微粉炭吹込みを主体とした補助燃料の吹込み方法に
ついて簡単に説明する。図4は、羽口内に補助燃料を吹
込む本発明の方法の例を示したものであり、微粉固体燃
料のみを吹込む場合は、高炉法で本発明者らが提案した
方法(特公平4−2642号公報)と同じでよい。すな
わち、ブローパイプ7を貫通して、微粉固体燃料吹込み
バーナー10の先端を羽口内6aに挿入する。微粉固体
燃料のみを吹込む場合の微粉固体燃料吹込みバーナー1
0の先端位置は、ブローパイプ7内あるいは羽口の前面
に形成されるレースウェイ15内に設置してもよいが、
側のブローパイプ7内に挿入した場合には、羽口と
ブローパイプの境界付近あるいはブローパイプの内壁面
への微粉固体燃料の付着の問題が発生し、一方、レース
ウェイ15内に挿入した場合にはバーナーの耐熱性が問
題になるので、羽口内6aに挿入する方法が最適であ
る。
The method for forming the raceway in the moving bed type scrap melting furnace has been described above. Next, the method for injecting the auxiliary fuel mainly for injecting the pulverized coal will be briefly described. FIG. 4 shows an example of the method of the present invention in which the auxiliary fuel is blown into the tuyere. When only the fine solid fuel is blown, the method proposed by the present inventors by the blast furnace method (Japanese Patent Publication No. No. 2642). That is, the tip of the fine powder solid fuel injection burner 10 is inserted into the tuyere 6a through the blow pipe 7. Fine powder solid fuel injection burner 1 when only fine powder solid fuel is injected
The tip position of 0 may be installed in the blow pipe 7 or in the raceway 15 formed on the front surface of the tuyere,
When inserted into the upper stream side of the blowpipe 7, the problem of adhesion of finely divided solid fuel to the tuyere and the inner wall surface of the boundary around or blow pipe blowpipe occurs while inserted into the raceway 15 In that case, the heat resistance of the burner becomes a problem, so the method of inserting the burner into the tuyere 6a is optimal.

【手続補正4】[Procedure amendment 4]

【補正対象書類名】図面[Document name to be corrected] Drawing

【補正対象項目名】図1[Name of item to be corrected] Figure 1

【補正方法】変更[Correction method] Change

【補正内容】[Correction content]

【図1】 [Figure 1]

Claims (2)

【特許請求の範囲】[Claims] 【請求項1】 スクラップを炉の中心部と中間部に装入
し、細粒コークスを炉壁周辺部に装入し、燃料としてコ
ークスのみを使用し、もしくは、補助燃料として微粉固
体燃料、ガス燃料、液体燃料の1種以上を羽口内に直接
吹き込む移動層型スクラップ溶融炉の操業方法におい
て、(1)式を満足するように、羽口数Nt 、羽口径D
t 、装入コークスの平均粒子径dp および送風量、送風
湿度、酸素富化率、装入コークスの見掛け密度、送風温
度、送風圧力で定まる操業変数Eの内の1個以上の因子
を調整することを特徴とする移動層型スクラップ溶融炉
の操業方法。 Nt ・Dt ・dp 1/2 ≦E ……(1) ただし E=(Vb /772)・{804/(804−Mb )+XO2/(79− XO2 )}・[(Tb +273)/{ρC ・(Pb +1)}]1/2 ……(2) ここで、Nt :羽口数(−)、Dt :羽口径(m)、d
p :装入コークスの平均粒子径(m)、Vb :送風量
(Nm3 (dry)/min)、Mb :送風湿度(g/
Nm3 (wet))、XO2:酸素富化率(%)、ρC
装入コークスの見掛け密度(kg/Nm3 )、Tb :送
風温度(℃)、Pb :送風圧力(kgf/cm2 ;ゲー
ジ)
1. Scrap is charged into the central part and intermediate part of the furnace, fine coke is charged into the peripheral part of the furnace wall, and only coke is used as fuel, or fine solid fuel and gas are used as auxiliary fuel. In the operating method of the moving bed type scrap melting furnace in which at least one of fuel and liquid fuel is directly blown into the tuyere, the number of tuyere N t and the tuyere diameter D are set so as to satisfy the equation (1).
t , mean particle size d p of charged coke and air flow rate, air humidity, oxygen enrichment rate, apparent density of charged coke, air temperature, adjusted one or more factors among operation variables E determined by air pressure. A method for operating a moving bed type scrap melting furnace, which is characterized by: N t · D t · d p 1/2 ≦ E ...... (1) provided that E = (V b / 772) · {804 / (804-M b) + X O2 / (79- X O2)} · [( T b +273) / {ρ C · (P b +1)}] 1/2 (2) where N t : number of tuyere (−), D t : tuyere diameter (m), d
p: average particle diameter of the charging coke (m), V b: blast volume (Nm 3 (dry) / min ), M b: blowing Humidity (g /
Nm 3 (wet)), X O2 : oxygen enrichment rate (%), ρ C :
Charging coke apparent density (kg / Nm 3), T b: blast temperature (℃), P b: blast pressure (kgf / cm 2; gage)
【請求項2】 微粉固体燃料吹込み位置より上流側に補
助燃料としてガス燃料、液体燃料の1種以上を吹込むこ
とを特徴とする請求項1記載の移動層型スクラップ溶融
炉の操業方法。
2. The operating method for a moving bed type scrap melting furnace according to claim 1, wherein at least one of gas fuel and liquid fuel is blown as an auxiliary fuel upstream of the fine powder solid fuel blowing position.
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* Cited by examiner, † Cited by third party
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US6053962A (en) * 1995-10-02 2000-04-25 Nkk Corporation Scrap melting process
TWI580790B (en) * 2013-04-26 2017-05-01 China Steel Corp Blast furnace blast system
JP2018095933A (en) * 2016-12-15 2018-06-21 Jfeスチール株式会社 Blast furnace

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6053962A (en) * 1995-10-02 2000-04-25 Nkk Corporation Scrap melting process
TWI580790B (en) * 2013-04-26 2017-05-01 China Steel Corp Blast furnace blast system
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