WO2009031368A1 - 竪型炉及びその操業方法 - Google Patents

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WO2009031368A1
WO2009031368A1 PCT/JP2008/063077 JP2008063077W WO2009031368A1 WO 2009031368 A1 WO2009031368 A1 WO 2009031368A1 JP 2008063077 W JP2008063077 W JP 2008063077W WO 2009031368 A1 WO2009031368 A1 WO 2009031368A1
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furnace
iron
tuyere
coke
less
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PCT/JP2008/063077
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Akihiko Shinotake
Yasuhiko Omatsu
Masaaki Naito
Kazushi Akagi
Michio Nitta
Jun Tsubota
Zen-Etsu Kikuchi
Shin Murase
Hiroyuki Suzuki
Tsuyoshi Matsuda
Hans Jaan Lachner
Michel Lemperle
Original Assignee
Nippon Steel Corporation
Kuettner Gmbh & Co. Kg
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Definitions

  • the present invention relates to a vertical furnace for producing pig iron from iron waste such as pig iron scraps and iron dust produced in a scrap or iron making process, and an operating method thereof.
  • the mainstream method for producing pig iron using iron ore as the iron source is the blast furnace method.
  • the blast furnace method while iron ore charged from the top of the furnace descends in the furnace, it is generated by the reaction with coke by hot air blown from the tuyere, and the inside of the furnace moves from bottom to top.
  • the high-temperature reducing gas (CO) flowing through the iron ore in the iron ore is indirectly reduced at a rate of about 60% or more.
  • the Cubola method is known as a manufacturing method.
  • This type of vertical furnace uses an iron source with a high metallization rate that does not require reduction. Therefore, like the blast furnace method, the front of the tuyere in the furnace is used. Raceway sky After the exothermic reaction (c + 0 2 ⁇ co 2 ) of the cox (C 2 ) due to oxygen (0 2 ) in the air, the co 2 gas and cox (
  • oxygen is enriched from the tuyere under conditions of a low blowing speed that does not form a raceway in front of the tuyere in the furnace.
  • the solution loss is less likely to occur compared to the blast furnace cox.
  • Coke was used as solid fuel. Faux coke has a larger particle size, higher strength, and less ash than blast furnace coke.
  • Coke for porridge has a large particle size, so the reactivity of the solution loss reaction is low, and because of its large particle size, high strength, and low ash content, the amount of pulverization and slag generation in the furnace It is advantageous compared to blast furnace coke in that the amount is small and the air permeability in the furnace is excellent.
  • Steel dos iron contains a lot of iron oxide and has a lower metallization rate than iron scrap, so in addition to the melting function of conventional iron sources of vertical furnaces such as Cubola, Needed to reduce iron oxide contained in It has come to be.
  • Japanese National Publication No. 0 1-5 0 1 0 1 uses a blast furnace having a secondary tuyere and a melting furnace having a primary tuyere and a hearth having a larger diameter than the blast furnace.
  • a method has been proposed in which only an iron source consisting of scrap metal and self-reducing ore is introduced from the top of the blast furnace furnace onto a fuel bed made of small-diameter coke located at the joint between the blast furnace and the hearth.
  • the self-reducing ore is directly smelted with the small-diameter coke of the fuel bed in the hearth, and the heat that lowers the heat of fusion due to this endothermic reaction at the secondary tuyere of the blast furnace.
  • CQ C_ ⁇ 2 / (C_ ⁇ + C_ ⁇ 2)
  • this method has problems such as a decrease in air permeability due to direct melting and reduction of self-reducing ore in the hearth and an increase in consumption of bet coke due to carburizing of hot metal.
  • direct smelting reduction of self-reducing ore in the hearth is an endothermic reaction, this reduces the temperature of the hearth. As a result, the dredging becomes unstable, the wind is reduced, and the wind must be rested, causing drastically reduced pig iron productivity.
  • Japanese Patent Laid-Open No. 10-0 3 6 9 0 6 discloses that a dust agglomerated or self-reducing ore is formed on the cox bed filled in the lower part of the furnace from the top of the vertical furnace. From a two-stage tuyere that is loaded in the height direction of the furnace wall and charged with iron sources that need to be reduced, such as lump, iron scraps that only need to be melted, iron sources such as pig iron, and small-diameter coke Or, in an operation method in which reduction and dissolution are performed by blowing an oxygen-containing gas of 60 ° C or less, is it optimal for reduction and dissolution based on the average metallization rate of the iron source? e . An operation method has been proposed in which the (gas utilization rate) is calculated and the 7 C fl of the exhaust gas is controlled within the optimum range by adjusting the furnace height of the charge.
  • an iron source with a high metallization rate that does not require reduction is mixed with coke having a relatively large particle size and charged into the center of the furnace, and the metallization rate that requires reduction.
  • Low iron source is mixed with small-diameter coke and charged in the periphery of the furnace, and the height of the coke bed at the bottom of the furnace and / or the height of the charge in the furnace is adjusted to reduce and dissolve.
  • Japanese Laid-Open Patent Publication No. 09-2 0 3 5 8 4 also describes that a self-reducing ore, dust agglomerate, iron sources such as iron scrap, raw fuel such as small-diameter coke, etc. are installed in a vertical furnace.
  • two or more charges of raw fuel charging are defined as one cycle, and for each cycle, iron cores such as iron scraps that do not require reduction at the center of the furnace and a large diameter coke (particle size 60 mm or more), and in the periphery of the furnace, iron sources such as self-reducing ores that require reduction, dust agglomerates, etc.
  • the ratio of the area from the tip of each tuyere to the center of the furnace to the area from the wall of the furnace body to the center of the furnace (the ratio of the tuyere tip area) is 3 Cubola with tuyere provided to be in the range of 2 to 4 2%, and using this cubola, the hot metal is melted by the cubola that melts the cold iron source using coke as the main fuel The method is described.
  • the vertical furnace is operated by using a large amount of blast furnace coke having a small particle size, high ash content, and low strength as compared with the soot coke.
  • the pressure loss in the furnace becomes large, and depending on the operating conditions, the operation is performed under high furnace pressure conditions exceeding 20 O h Pa.
  • iron sources iron sources that require reduction
  • dust agglomerates and self-reducing ores agglomerates with a high carbon content
  • the present invention reduces the pressure inside the furnace when the wind is reduced or rested when operating at a high furnace pressure using a solid raw material containing a large amount of coke for blast furnace. Prevents tuyere melting troubles caused by slag rise caused by this, and compensates for reduction of heat in the furnace caused by coke solution loss reaction, enabling operation at low cost and high productivity
  • a vertical furnace and a vertical furnace operating method using the vertical furnace are provided.
  • an iron source with a high metallization ratio of 95% or more of average metallization ratio and coke for blast furnace 70 to 100 mass Is a vertical furnace in which a solid fuel blended in a layered or mixed state is blown from the tuyeres at the bottom of the furnace to melt the iron source and produce pig iron,
  • an iron source having a low metallization rate with an average metallization rate of less than 95% is used as the iron source.
  • the thermal conductivity of the refractory placed on the shaft, tuyere periphery, furnace bottom side wall, and furnace bottom floor is 2 WZm * k or less, 6 WXm 6 W / m ⁇ k or less, and 2 W / m ⁇ k or less, and the thickness of the lining refractory is 400 mm or more, 5500 mm or more, 5500 mm or more, and 2 The vertical furnace as described in (1) or (2) above, wherein the vertical furnace is 0 mm or more.
  • the iron source having a high metallization rate is composed of one or more of iron scrap, pig iron, porcelain scrap, hot pricket pig iron (MB I), and direct reduced iron (DR I).
  • the average metallization rate is 95% or more from the top of the cox bed filled in the lower part of the furnace.
  • An iron source with a high metallization rate and a solid fuel containing 70 to 100% by mass of blast furnace coke in a layered or mixed state and blown from the tuyeres at the bottom of the furnace Is a method of operating a vertical furnace to melt pig iron and produce pig iron,
  • the gas flow rate in the furnace is 1 NmZ s or more. Control the amount of blown air
  • a method of operating a vertical furnace characterized by that.
  • an iron source having a low metallization rate with an average metallization rate of less than 95% may be used as the iron source.
  • the thermal conductivity of the refractory placed on the shaft, tuyere periphery, furnace bottom side wall, and bottom of the furnace bottom is 2 W / m'k or less, 6 W / m ⁇ k or less, 6 W / m ⁇ k or less, and 2 W / m ⁇ k or less, and the thickness of the lining refractory is 400 mm or more, 5500 mm or more, 5 5
  • the iron source having a high metallization rate is composed of one or more of iron scrap, pig iron, porcelain scrap, hot briguet iron (MB I), and direct reduced iron (DRI).
  • the tuyere of the vertical furnace Ensure sufficient depth from the bottom to the bottom of the furnace, and optimize the height of the tuyere's tuyere and the heat dissipated in the furnace body from the shaft to the bottom of the bottom of the furnace. It is possible to prevent the tuyere melting damage caused by the slag rise when the furnace pressure at the time decreases, and to compensate for the reduction of heat quantity in the furnace due to the coke solution loss reaction.
  • FIG. 1 is a view showing an embodiment of a vertical furnace of the present invention. BEST MODE FOR CARRYING OUT THE INVENTION
  • Figure 1 shows one aspect of the vertical furnace.
  • the vertical furnace 1 basically has a tuyere 6 provided in the lower part of the furnace body 2, a gas suction part 4 provided in the upper part of the furnace body 2, and the gas suction part 4 penetrating into the gas furnace 1. It consists of the furnace top 3 provided.
  • the tuyere 6 is basically provided in the height direction of the furnace in two stages, the upper tuyere 6a and the lower tuyere 6b, and the upper tuyere 6a is a coke base filled in the lower part of the furnace.
  • the lower tuyere 6 b is provided at a height position in the cockbet 8.
  • the tuyere diameter is set so that the air blowing speed is slower than the blast furnace so as not to create a raceway at the tuyere.
  • the tuyere is not limited to two stages, but can be performed in one stage depending on the blowing conditions.
  • the coke is mainly burned by blowing air at room temperature or below 600 ° C from the lower tuyere 6 b. is, by blowing room temperature air from the upper tuyeres 6 a, by burning some combustion gas (C_ ⁇ 2) coke CO gas generated in Sorushi Yo Nrosu reactions, by Sol one Shiyonrosu reaction (endothermic) Compensates for a decrease in heat of fusion of the iron source
  • lower tuyere When blowing from the first tuyere, lower tuyere is installed at the same height as the lower tuyere 6 b above to promote coke combustion and increase the heat of fusion of the iron source. It is necessary to enrich oxygen in the following air at room temperature or 600 0 blown from 6 b and increase the oxygen concentration
  • the air when the air is blown from the two-stage tuyere shown in Fig. 1, the amount of heat can be compensated by the air blown from the upper tuyere 6a, so that the room temperature blown from the lower tuyere 6b or below 600 ° C It is not always necessary to enrich oxygen in the air, promote coke combustion, and increase the heat of fusion of the iron source.
  • the raw fuel 10 is cut out from each raw material hopper, weighed by a weigher, and then accommodated in a packet 7 which is a charging device. Through this bucket 7, The solid fuel and the iron source are charged in a layered or mixed state from the top 3 of the furnace 1 onto the coke bed 8 formed in the lower part of the vertical furnace 1.
  • the solid fuel and the iron source are charged in layers in the packet 7, and the bottom of the packet 7 is opened and charged in the furnace. Since solid fuel and iron source partly mix at the time of falling, the solid fuel and iron source are mainly charged in a layer of solid fuel and iron source, and part of it is mixed state of solid fuel and iron source It is inserted in.
  • the stacking height (stock level) of the raw fuel 10 is adjusted to the upper height position in the top 3 of the furnace, and the range of the height in the upper direction from the gas suction part 4 in the top 3 of the furnace 10
  • the top of the furnace (opening) is sealed (this is called the material seal).
  • the deposition height (stock level) level of the raw fuel 10 decreases as the raw fuel decreases due to the melting of the raw fuel 10.
  • a level meter (not shown) is installed inside the furnace top 3, and the stack height of the raw fuel 10 ( Stock level is measured, and the charging timing of raw fuel 10 is controlled so that the stock level is maintained at a predetermined level.
  • the iron source in raw fuel 10 charged from above the top of vertical furnace 1 is the combustion of coke (C) by oxygen in the air blown from tuyere 6 while descending the furnace.
  • Iron oxide that is dissolved by heat and partially contained in the iron source is reduced by reducing gas (CO), solid carbon (C), or carbon in hot metal ([C]).
  • Cusbed 8 descends and accumulates at the bottom of the furnace.
  • a connecting pipe 12 connected to the storage tank 1 1 provided outside the furnace is provided, and the hot metal accumulated at the bottom of the furnace is After flowing into the storage section 1 1 outside the furnace through the connecting pipe 1 2 and separated into the hot metal (slag) and the lower layer of the hot metal, the lower layer of hot metal Taken from 9.
  • the smelting reduction zone where the iron source is melted and partially reduced mainly consists of a range of about 1 to 2.5 m in the furnace height direction from the surface of the coxbed 8 ( (Corresponding to about 1 to 2.5 charges of the raw fuel contained in the packet 7).
  • a solid fuel containing 70 to 100% by mass of blast furnace coke is used as the solid fuel.
  • Blast furnace coke is cheaper than pork coke and is manufactured in an iron making process, so it can be obtained stably.
  • the blending ratio of blast furnace coke in solid fuel is set to 70 mass% or more. .
  • the blast furnace coke blended in the solid fuel in an amount of 70% by mass or more has properties such that the particle size is small, the ash content is high, and the strength is low as compared with the ordinary soot coke.
  • the particle size of ordinary clay coke has a maximum particle size of 300 mm or less, an average particle size of 80 mm or more, and an ash content of 9% or less.
  • the present invention Use a blast furnace coke with a maximum particle size of 72 mm or less, an average particle size of 60 mm or less, and an ash content of 9% by mass or more.
  • the rate of pulverization due to the destruction of coke increases due to the addition of load in the furnace when the coke is charged, the air permeability in the furnace decreases, and the pressure loss decreases. Causes to rise.
  • the particle size of the blast furnace coke used in the present invention is preferably 40 mm or more, and the ash content is preferably 14% or less.
  • the increase in furnace pressure during operation is also affected by the iron source, and when melting and reducing an iron source with a low metalization rate compared to melting only an iron source with a high metalization rate, Increased furnace pressure during operation.
  • the iron source is classified into an iron source having a high metallization rate having an average metallization rate of 95% or more and an iron source having a low metallization rate having an average metallization rate of less than 95%.
  • iron sources with a high metallization rate with an average metallization rate of 95% or more include iron scrap, pig iron, porcelain scrap, hot briquette iron (MBI), and direct reduced iron (DRI). This means an iron source that has a high conversion rate and requires only melting (reduction is not required).
  • examples of iron sources with a low average metalization rate of less than 95% include das slag agglomerates and self-reducing ores (agglomerates with a high carbon content). Low metalization rate means an iron source that needs to be reduced. In addition to the iron source having a high metallization rate, the average metallization rate is 9%.
  • the slag generated by the melting and reduction of iron oxide in the iron source having a low metallization rate is generated in the furnace. This reduces the air permeability of the furnace, so the furnace pressure tends to increase.
  • the present invention solves the problem of the tuyere erosion failure and the reduction of heat generated in the operation of a vertical furnace in which an iron source is melted, melted or reduced using a solid raw material containing a large amount of coke for blast furnace.
  • a vertical furnace in which an iron source is melted, melted or reduced using a solid raw material containing a large amount of coke for blast furnace.
  • the furnace bottom of the vertical furnace body is composed of a storage part provided outside the furnace body and a connecting pipe. Since it has a connected pipe connection structure (siphon structure), operation is possible up to the furnace pressure (gas pressure) that balances the pressure of the hot metal accumulated in the storage section.
  • a solid fuel containing 70% by mass or more of blast furnace coke having a maximum particle size of 72 mm or less, an average particle size of 60 mm or less, and an ash content of 9% by mass or more.
  • the lowest tuyere position in the furnace height direction assumes that the maximum furnace pressure during operation is 30 O h Pa, and the maximum furnace pressure condition during this operation Slag height level (top position of hot metal )
  • the position of the bottom tuyere in the furnace height direction is the distance from the tuyere bottom surface to the top of the bottom of the furnace bottom. The position was at least 0.7 times the furnace diameter.
  • the reason why the bottom tuyere position in the furnace dredging direction is defined as a relative value to the furnace diameter at the tuyere bottom surface is that the amount of slag rise when the furnace pressure drops due to the difference in the furnace diameter of the vertical furnace Because changes.
  • the tuyere height level is less than 0.7 times the furnace diameter from the bottom of the furnace, when the gas pressure in the furnace decreases, such as when the wind is reduced or not, The stored hot metal rises to near the feather level, causing the tuyere to melt.
  • the blast pressure of the melting furnace of the present invention is not less than 3 5 O h Pa in accordance with the design pressure in the furnace of 300 h Pa or less. It is preferable to equip a blower having the ability of
  • the internal volume in the furnace height range from the shaft to the bottom of the furnace bottom The heat dissipated in the furnace must be 0.15 MwZm 3 or less.
  • the heat dissipated in the furnace body per inner volume in the furnace height range from the shaft to the bottom of the furnace is 0.15 MwZm 3 or less.
  • Thermal conductivity of the lined refractory placed in each part ⁇ 1, ⁇ 2, ⁇ 3, and ⁇ 4, and the same thickness L l, L 2, L 3, and L 4, and shaft The relationship between the heat dissipated in the furnace body per volume in the furnace height range from the bottom to the bottom of the furnace is shown as follows.
  • ⁇ 1, ⁇ 2, ⁇ 3, and ⁇ 4 are the refractories of the lining refractories disposed in the vertical furnace shaft, the tuyere periphery, the furnace bottom side wall, and the furnace bottom base plate, respectively.
  • Thermal conductivity (WZm k), L l, L 2, L 3, And L4 indicate the thickness (mm) of the lined refractory placed on the vertical furnace shaft, tuyere periphery, bottom wall, and bottom wall of the vertical furnace.
  • T ik is the furnace side wall temperature of the refractory (related to the furnace conditions) (° C)
  • T. k is the furnace outer wall temperature of the refractory (related to cooling conditions) (° C)
  • S k is the surface area (m 2 ) of each part
  • V is the furnace volume (m 3 ).
  • the thermal conductivity and thickness of the lined refractory placed in each vertical part of the vertical furnace depends on the state of the raw material (solid, gas, melted) and the degree of thermal load in each part. Considering this, it is designed within the specified range of heat dissipation from the furnace body.
  • the thermal conductivity of the lining refractories placed on the shaft part, tuyere peripheral part, furnace bottom side wall part, and furnace bottom base plate is 2 WZm'k or less and 6 W / m-k or less, respectively.
  • the thickness of the lining refractory is 400 mm or more, 5500 mm or more, 5500 mm or more, respectively.
  • the thickness is preferably 200 mm or more.
  • the present invention uses the vertical furnace having the above-mentioned characteristic features of the present invention to use a large amount of inexpensive blast furnace coke as a solid raw material, and further to reduce the iron source.
  • an iron source with low required metallization rate and operating under high furnace pressure conditions it is possible to prevent tuyere melting trouble due to slag rise when the furnace pressure drops, and coke sol Reduction in the amount of heat in the furnace due to the reaction can be suppressed.
  • the operating method of the vertical furnace of the present invention preferably defines the following operating conditions for the following reasons.
  • the amount of air blown from the tuyere is controlled.
  • gas utilization rate (the top gas (C_ ⁇ 2) / (CO + C_ ⁇ 2)) is, for example, be a 2 0% or less of low-level, stable operation
  • the top gas (C_ ⁇ 2) / (CO + C_ ⁇ 2) is, for example, be a 2 0% or less of low-level, stable operation
  • the reducing gas with high CO concentration can be used effectively, and the reduction of iron oxide in the raw material proceeds stably. Therefore, it is possible to produce hot metal in which reduction and dissolution are compatible.
  • the conditions of the examples are one example of conditions used to confirm the feasibility and effects of the present invention.
  • the present invention is not limited to this one condition example.
  • the present invention can adopt various conditions as long as the object of the present invention is achieved without departing from the gist of the present invention.
  • the vertical furnace shown in Fig. 1 was charged with iron source and solid fuel (coke) under the raw fuel compounding conditions shown in Table 1, and operated for 7 days under the charging conditions shown in Table 3.
  • Gas utilization rate of furnace top exhaust gas (7) co ), furnace top exhaust gas temperature (° C), furnace pressure. (HPa), ventilation pressure (k Pa), number of wind reductions (times), rest Wind frequency (times) and production rate (TZH) were measured.
  • Table 4 shows the position (mm) of the bottom tuyere of the vertical furnace used in the present invention example and the vertical furnace used in the comparative example, the shaft part, the tuyere peripheral part, the furnace bottom side wall part, and Thermal conductivity (w / mk) and thickness (mm) of the lined refractory placed on the bottom of the furnace bottom, heat dissipation from the furnace body per unit volume in the furnace height range from the shaft to the bottom of the furnace bottom (Mw / m 3 ).
  • the average metallization rate M is
  • M (metallic iron in the iron source (M. F e) (mass%)) / (ton in the iron source Overnight iron (T. F e) (mass%))
  • Invention Examples 1 to 4 maintain a high furnace pressure because the amount of air blown from the tuyere is controlled so that the superficial gas flow rate in the furnace is 1 N m / s or more. As a result, hot metal could be produced with higher productivity.
  • Comparative Examples 1 to 5 shown in Table 4 are vertical types in which the lowermost tuyere position and the heat dissipated in the furnace body per inner volume from the shaft to the bottom of the furnace do not satisfy the conditions specified in the present invention. Since a furnace was used, increasing the blending ratio of blast furnace coke resulted in an increase in furnace pressure and a decrease in ca , and at most, only 40% of blast furnace coke could be blended. From these results, when the present invention is applied, a large amount of inexpensive blast furnace coke is used as a solid raw material, and the operation is performed at a high pressure in the furnace.
  • the present invention it is possible to reduce the manufacturing cost of pig iron when producing pig iron using raw iron waste such as scrap scrap or iron scrap generated in the scrap or iron making process as well as productivity. High operation can be performed stably. Therefore, the industrial contribution by the present invention is great.

Abstract

炉下部内に充填されたコークスベッド上に、炉頂から、平均金属化率が95%以上の金属化率が高い鉄源と、高炉用コークスを70~100質量%配合した固体燃料を、層状又は混合の状態で装入し、炉下部の羽口から送風して鉄源を溶融し、銑鉄を製造する竪型炉であって、(i)炉高方向の最下段の羽口の下面から炉底底盤上面までの距離が、羽口下面位置における炉径の0.7倍以上であり、かつ、(ii)シャフト部、羽口周辺部、炉底側壁部、及び、炉底底盤に、それぞれ配置された内張耐火物の熱伝導率及び厚みを基に計算される、上記シャフト部から炉底底盤までの炉高範囲の内容積当りの炉体放散熱が0.15Mw/m3以下であることを特徴とする竪型炉。

Description

明 細 書 竪型炉及びその操業方法 技術分野
本発明は、 スクラップ又は製鉄プロセスで発生する銑鉄屑、 製鉄 ダス トなどの鉄廃棄物を原料として銑鉄を製造するための竪型炉及 びその操業方法に関する。 背景技術
鉄鉱石を鉄源とする銑鉄の製造方法としては、 高炉法が主流であ る。 高炉法では、 炉頂から装入した鉄鉱石が炉内を降下していく間 に、 羽口から吹き込まれた熱風によってコ一クスとの反応で生成さ れ、 炉内を下から上方に向かって流れる高温還元ガス (C O ) によ つて、 鉄鉱石中の酸化鉄は、 約 6 0 %以上の比率で間接還元される このため、 高炉法では、 間接還元率を確保するために、 送風温度 を 1 0 0 0 °C以上とし、 かつ、 送風速度を高めることにより、 炉内 の羽口前にレースウェイ空間を形成し、 この領域でのガス利用率 : r? c。 (= c 〇2 / ( c〇 + c o 2 ) ) が 0 となるように還元ガス (C
〇) を生成している。
一方、 鉄鉱石に比べて金属化率の高い、 鉄屑、 铸物屑、 銑鉄等を 主体とする鉄源を、 通常の高炉に比べて内容積が小さい竪型炉で溶 解し、 銑鉄を製造する方法として、 キュボラ法などが知られている この種の竪型炉では、 還元を必要としない金属化率の高い鉄源を 使用するので、 高炉法のように、 炉内の羽口前方にレースウェイ空 間を形成すると、 送風中の酸素 (〇2 ) によるコ一クス (C ) の燃 焼反応 (c +〇2→c o 2 ) による発熱後、 c o 2ガスとコ一クス (
C ) のソル一シヨンロス反応 (C〇2 + C→ l / 2 C O ) 時の吸熱 により、 炉内熱量が低減し、 鉄源を十分に溶融することが困難とな る。
したがって、 キュボラなどの竪型炉を用いて金属化率の高い鉄源 を溶融する操業では、 炉内の羽口前方にレースウェイが形成されな い低い送風速度の条件で、 羽口から酸素富化した冷風や、 6 0 0で 以下の熱風を炉内に吹き込み、 さらに、 炉内の熱量低下を抑制する ために、 高炉用コ一クスに比べてソルーシヨンロス反応が起き難い 、 粒度の大きな铸物用コークスを固体燃料として使用していた。 铸物用コ一クスは、 高炉用コークスに比べて粒径が大きく、 強度 が高く、 灰分が少ない。 铸物用コークスは、 粒径が大きいため、 ソ ルーシヨンロス反応の反応性が低い点で、 また、 粒径が大きく、 強 度が高く、 灰分が少ないため、 炉内での粉化量及びスラグ発生量が 少なく、 炉内通気性に優れる点で、 高炉用コークスに比べて有利で ある。
しかし、 铸物用コ一クスは、 高炉用コ一クスに比べて高価である ことから、 銑鉄の製造コス トを増加させる原因となるので、 銑鉄の 製造コス ト削減のため、 高炉用コークスを多く用いる竪型炉の安定 操業が望まれている。
また、 製鉄プロセスで大量に発生する鉄分を多く含有する製鉄ダ ス トゃ銑鉄屑のリサイクル処理に、 高炉に比べて操業の自由度が大 きいキュボラなどの竪型炉の適用が期待されている。
製鉄ダス 卜は、 酸化鉄を多く含有し、 銑鉄屑に比べて金属化率が 低いため、 従来のキュボラなどの竪型炉の鉄源の溶融機能に加えて 、 金属化率が低い鉄源中に含有する酸化鉄を還元する機能が求めら れるようになってきた。
このような背景で、 近年、 キュボラなどの竪型炉の操業において 、 焼結プロセス鉄屑、 铸物屑、 銑鉄等の還元を必要としない (金属 化率の高い) 鉄源の他に、 ダス ト塊成鉱、 自己還元性鉱塊 (炭材含 有率の高い塊成鉱) などの還元が必要な鉄源を用いて、 鉄源の溶解 とともに、 一部還元の機能をもたせた竪型炉の操業方法が提案され ている。
例えば、 「Gokselら、 Transact ions of the American Foundryme n' s Society Vol 85 AFSDes Plaines. III. (1977) . p.327-332J には、 還元機能も必要とする竪型炉において、 6 0 0 °C以下の比較 的送風温度が低い熱風を炉内に吹き込み、 高炉法のように羽口先に レースウェイを形成しないで、 含炭ペレッ トを 5質量%使用して操 業を行ったことが報告されている。
また、 特表平 0 1 — 5 0 1 0 1号公報には、 2次羽口を有する 高炉と、 1次羽口を有し、 高炉より大きな直径を有する炉床からな る溶解炉を用い、 高炉と炉床の結合部に位置する小径コークスから なる燃料ベッ ト上に、 高炉炉頂部から鉄屑と自己還元性鉱からなる 鉄源のみを装入する方法、 が提案されている。
この方法によれば、 炉床部で自己還元性鉱が燃料べッ 卜の小径コ 一クスと直接溶融還元を生じ、 この吸熱反応により溶融熱量が低下 する力 、 高炉部の 2次羽口で C Oの燃焼反応により発熱量を得るこ とにより、 高い燃焼効率 7? C Q (= C〇2/ (C〇 + C〇2) ) の下で 鉄屑を溶融するための熱量が得られる。
しかし、 この方法では、 炉床部での自己還元性鉱塊の直接溶融還 元による通気性低下や、 溶銑への浸炭によるべッ トコ一クスの消費 量増加などが問題となる。 また、 炉床部での自己還元性鉱塊の直接 溶融還元は吸熱反応であるため、 これにより、 炉床部の温度が低下 すると、 出銑が不安定となり、 減風、 さらには、 休風せざるを得な い事態となり、 銑鉄の生産性が大きく低下する原因となる。
また、 特開平 1 0— 0 3 6 9 0 6号公報には、 炉下部内に充填さ れたコ一クスベッ ド上に、 竪型炉の炉頂部からダス ト塊成鉱、 自己 還元性鉱塊などの還元が必要な鉄源と、 溶解だけでよい鉄屑、 銑鉄 などの鉄源、 及び、 小径コークスを装入し、 炉壁の高さ方向に設け た 2段の羽口から、 常温又は 6 0 0 °C以下の酸素含有ガスを送風し て、 還元と溶解を行う操業方法において、 鉄源の平均金属化率に基 づいて、 還元と溶解に最適な? e。 (ガス利用率) を求め、 排ガスの 7 C flを、 装入物の炉内高さを調節して、 最適範囲に制御する操業方 法が提案されている。
また、 上記操業方法において、 炉頂部から、 還元が必要でない金 属化率の高い鉄源を比較的粒径の大きなコークスと混合して炉中心 部に装入し、 還元が必要な金属化率が低い鉄源を小径コークスと混 合して炉周辺部に装入し、 炉下部のコークスベッ ドの高さ、 及び/ 又は、 装入物の炉内高さを調節することにより、 還元と溶解に最適 な 77 c fl (ガス利用率) の範囲に、 排ガスの 7? C Qを制御する操業方法 が提案されている。
また、 特開平 0 9— 2 0 3 5 8 4号公にも、 自己還元性鉱塊、 ダ ス ト塊成鉱、 鉄屑等の鉄源、 小径コークス等の原燃料を竪型炉に装 入する際に、 原燃料装入の 2チャージ以上を 1サイクルとし、 各サ ィクル毎に、 炉中心部には還元を必要としない鉄屑等の鉄源等と大 径コ一クス (粒径が 6 0 mm以上) を混合して装入し、 炉周辺部に は還元を必要とする自己還元性鉱塊、 ダス ト塊成鉱等の鉄源等と小 径コ一クス (粒径が 6 0 mm以下) を混合して装入し、 かつ、 炉中 心部の鉄源 コークスの重量比が炉周辺部に比べて大きくなるよう にする方法が提案されている。 これら特開平 1 0 — 0 3 6 9 0 6号公報及ぴ特開平 0 9 — 2 0 3 5 8 4号公報の方法によれば、 鉄屑などの金属化率の高い鉄源及び 大径の铸物用コークスの混合物と、 自己還元性塊性鉱などの還元が 必要な金属化率の低い鉄源及び小径の高炉用コークスの混合物とを 、 それぞれ、 炉半径方向に区分して装入するので、 高炉用コークス のソル一シヨンロス反応 (吸熱反応) による鉄源の溶融熱量低下を 抑制することができる。
しかし、 上記操業方法においては、 炉半径方向に区分して、 それ ぞれ適した粒径のコ一クスと混合して装入するための特殊な装入装 置が必要となり、 また、 装入時の制御要因が多く、 生産性が低下す る原因となるため、 高生産を指向する操業には向かないという欠点 がある。
また、 炉中心部の通気性を向上するために炉中心部に大径の踌物 用コークスを装入する必要があるため、 安価な粒径の高炉用コーク スの使用量を増加するのには限界がある。
特開 2 0 0 7 — 0 0 2 3 0 5号公報には、 炉体内壁面から炉中心 までの面積に対する、 各羽口先端から炉中心までの面積の比 (羽口 先端面積比) が 3 2〜 4 2 %の範囲内となるように羽口を設けたキ ュボラ、 及び、 このキュボラを用い、 コークスを主燃料として冷鉄 源を溶解して溶銑を溶製するキュボラによる溶銑の溶製方法が記載 されている。
このキュボラによれば、 コークスの燃焼により発生した高温 C O 2ガスと炉壁の接触が少なくなり、 側壁からの抜熱量が減少して、 炉内熱効率が向上するので、 使用コークスの 3 0〜 4 0 %を、 铸物 用コ一クスから高炉用コークスに置換できるが、 4 0 %を超える高 炉用コ一クスの置換は、 コークスのソル一シヨ ンガス反応による吸 熱量を増加させ、 その結果、 炉下部の温度が低下し、 安定して溶銑 を製造することが困難となる。 発明の開示
本発明者らの検討によれば、 铸物用コークスに比べて小粒径で、 灰分が高く、 低強度の高炉用コ一クスを固体原料として多量に使用 して竪型炉の操業を行う場合は、 炉内の圧力損失が大きくなり、 操 業条件によっては、 2 0 O h P aを超える高い炉内圧力条件での操業 となる。
また、 鉄源として、 ダスト塊成鉱、 自己還元性鉱塊 (炭材含有率 の高い塊成鉱) などの金属化率が低い鉄源 (還元が必要な鉄源) を 多く用いる場合には、 酸化鉄の還元により生成するスラグによって 炉内の通気が低下 (圧力損失が上昇) し、 炉内圧力が増加する傾向 になる。
スクラップ、 銑鉄屑、 製鉄ダス トなどの鉄廃棄物の溶融、 還元に 使用されるキュボラなどの竪型炉は、 通常、 操業時の炉内圧を 5 0 〜 1 0 O h P a程度を想定して設計されている。 本発明者らの検討に よれば、 このような従来の竪型炉を用いて、 上記のような高い炉内 圧力条件で操業を行う場合には、 以下の問題が生じることが確認さ れた。
つまり、 2 O O li P a程度を超える高い炉内圧力で竪型炉の操業を 行う場合には、 減風 (羽口からの送風量の減少) 時、 又は、 休風 ( 羽口からの送風を休止する) 時に、 炉内圧力が急激に低下するので 、 溶銑滓、 特に、 比重の軽いスラグ (溶銑上層) が急激に上昇し、 羽口の溶損トラブルを招くおそれがある。
キュボラなどの竪型炉は、 高炉に比べて操業の自由度が大きい反 面、 操業時に炉況変動により減風したり、 出鉄滓トラプルや設備卜 ラブルにより休風する頻度が、 高炉に比べて多く、 溶銑滓レベルの 上昇及び溶損トラブルは、 銑鉄の生産性を大きく低下させる原因と なるので、 避けなけれぱならない。
また、 本発明者らの検討によれば、 粒径が小さい高炉用コークス を多量に使用すると、 上述したソルーシヨ ンロス反応 (C (コーク ス) + C〇2 (コークスの燃焼ガス) → 2 C O— Q (吸熱) ) の進 行が助長され、 従来の竪型炉を用いて操業する場合には、 炉内の熱 量が低減し、 鉄源の溶融が不十分となるとともに、 炉内温度低下に よる出銑滓の不安定化などの生産性低下及び溶銑品質低下の原因と なることが判明した。
本発明は、 上記従来技術の現状に鑑みて、 高炉用コークスを多量 に配合した固体原料を用いて、 高い炉内圧力で操業する際に、 減風 時又は休風時の炉内圧力低下に起因して生じるスラグ上昇による羽 口溶損トラブルを防止し、 かつ、 コークスのソルーシヨンロス反応 に起因する炉内熱量低減を補償することで、 低コス トでかつ高生産 性での操業を可能とする竪型炉及びこれを用いた竪型炉の操業方法 を提供する。
本発明は、 上記課題を解決するものであって、 その要旨は、 以下 のとおりである。
( 1 ) 炉下部内に充填されたコークスベッ ド上に、 炉頂から、 平 均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源と、 高炉用コークス を 7 0〜 1 0 0質量%配合した固体燃料を、 層状又は混合の状態で 装入し、 炉下部の羽口から送風して鉄源を溶融し、 銑鉄を製造する 竪型炉であって、
( i ) 炉高方向の最下段の羽口の下面から炉底底盤上面までの距 離が、 羽口の下面位置における炉径の 0 . 7倍以上であり、 かつ、
( i i ) シャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び、 炉底底盤に 、 それぞれ配置された内張耐火物の熱伝導率及び厚みを基に計算さ れる、 上記シャフ ト部から炉底底盤までの炉高範囲における内容積 当りの炉体放散熱が、 0. 1 5MwZm3以下である
ことを特徴とする竪型炉。
( 2 ) 前記平均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源に加 えて、 平均金属化率が 9 5未満%の金属化率が低い鉄源を鉄源とし て用いることを特徴とする上記 ( 1 ) に記載の竪型炉。
( 3 ) 前記シャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び、 炉底底 盤に配置された内張耐火物の熱伝導率が、 それぞれ、 2WZm * k 以下、 6 WXm · k以下、 6 W/m · k以下、 及び、 2 W/m · k 以下であり、 該内張耐火物の厚みが、 それぞれ、 40 0 mm以上、 5 5 0mm以上、 5 5 0mm以上、 及び、 2 0 0mm以上であるこ とを特徴とする上記 ( 1 ) 又は (2) に記載の竪型炉。
(4) · 前記高炉用コークスは、 最大粒径 7 2mm以下、 灰分が 9 質量%以上であることを特徴とする上記 ( 1 ) 〜 (3 ) の何れかに 記載の竪型炉。
( 5 ) 前記金属化率が高い鉄源は、 鉄屑、 銑鉄、 铸物屑、 ホッ ト プリケッ 卜鉄 (MB I ) 、 及び、 直接還元鉄 (DR I ) の 1種又は 2種以上からなり、 前記金属化率が低い鉄源は、 ダス ト塊成鉱又は 自己還元性鉱塊からなることを特徴とする上記 ( 1 ) 〜 (4) の何 れかに記載の竪型炉。
( 6 ) 上記 ( 1 ) 〜 ( 5) の何れかに記載の竪型炉を用い、 炉下 部内に充填されたコ一クスベッ ド上に、 炉頂から、 平均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源と、 高炉用コ一クスを 7 0〜 1 0 0質量%配合した固体燃料を層状又は混合の状態で装入し、 炉下部 の羽口から送風して鉄源を溶融し、 銑鉄を製造する竪型炉の操業方 法であって、
炉内空塔ガス流速が 1 NmZ s以上となるように、 前記羽口から 吹き込む送風量を制御する
ことを特徴とする竪型炉の操業方法。
( 7 ) 前記平均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源に加 えて、 平均金属化率が 9 5未満%の金属化率が低い鉄源を鉄源とし て用いることを特徴とする上記 ( 6 ) に記載の竪型炉の操業方法。
( 8 ) 前記シャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び、 炉底底 盤に配置された内張耐火物の熱伝導率が、 それぞれ、 2W/m ' k 以下、 6 W/m · k以下、 6 W/m · k以下、 及び、 2 W/m · k 以下であり、 該内張耐火物の厚みが、 それぞれ、 4 0 0 mm以上、 5 5 0 mm以上、 5 5 0 mm以上、 及び、 2 0 0 mm以上であるこ とを特徴とする上記 ( 6 ) 又は ( 7 ) に記載の竪型炉の操業方法。
( 9 ) 前記高炉用コークスは、 最大粒径 7 2 mm以下、 灰分が 9 質量%以上であることを特徴とする上記 ( 6 ) 〜 ( 8 ) の何れかに 記載の竪型炉の操業方法。
( 1 0 ) 前記金属化率が高い鉄源は、 鉄屑、 銑鉄、 錡物屑、 ホッ トブリゲッ ト鉄 (MB I ) 、 及び、 直接還元鉄 (D R I ) の 1種又 は 2種以上からなり、 前記金属化率が低い鉄源は、 ダス ト塊成鉱又 は自己還元性鉱塊からなることを特徴とする上記 ( 6 ) 〜 ( 9 ) の 何れかに記載の竪型炉の操業方法。
本発明によれば、 キュボラなどの竪型炉を用いて、 固体原料とし て安価な高炉用コ一クスを多量に使用し、 高い炉内圧力条件で操業 する際に、 竪型炉の羽口から炉底までの深さを十分に確保すること 、 及び、 竪型炉の羽口の高さ及びシャフ ト部から炉底底盤までの炉 体放散熱の最適化により、 減風時又は休風時の炉圧力が低下した場 合のスラグ上昇による羽口溶損トラブルを防止することができ、 か つ、 コークスのソルーシヨ ンロス反応に起因する炉内熱量低減を補 償することができる。 図面の簡単な説明
図 1は、 本発明の竪型炉の一態様を示す図である。 発明を実施するための最良の形態
本発明について、 本発明の実施形態を図面に基づいて説明する。 図 1 に、 竪型炉の一態様を示す。
竪型炉 1は、 基本的に、 炉本体 2の下部に設けられた羽口 6 と、 炉本体 2の上部に設けられたガス吸引部 4、 及び、 このガス吸引部 4内に貫通して設けられた炉頂部 3 とで構成されている。
羽口 6は、 基本的には、 炉の高さ方向に、 上段羽口 6 a及び下段 羽口 6 bの 2段設けられ、 上段羽口 6 aは、 炉下部に充填されたコ ークスべッ ト 8表面の直上の高さ位置に設けられ、 下段羽口 6 bは 、 コ一クスべッ ト 8内の高さ位置に設けられる。
羽口径は、 羽口先でレースウェイを作らないように、 高炉に比べ て送風速度が遅くなるように設定される。 なお、 本発明は、 羽口は 2段に限られるものではなく、 送風条件により 1段で行うことも可 能である。
上段羽口 6 a及び下段羽口 6 bの 2段の羽口から送風する場合は 、 下段羽口 6 bから、 室温又は 6 0 0 °C以下の空気を吹き込むこと で、 主として、 コークスを燃焼させ、 上段羽口 6 aから室温の空気 を吹き込むことで、 一部燃焼ガス (C〇2 ) とコークスのソルーシ ヨ ンロス反応で生成した C Oガスを燃焼させ、 ソル一シヨンロス反 応 (吸熱) による鉄源の溶融熱量の低下を補償する。
なお、 1段の羽口から送風する場合は、 羽口を上記下段羽口 6 b と同じ高さ位置に設け、 コークスの燃焼を促進し、 鉄源の溶融熱量 を高めるために、 下段羽口 6 bから吹き込まれる室温又は 6 0 0で 以下の空気中に酸素を富化し、 酸素濃度を高めることが必要となる 一方、 図 1 に示す 2段の羽口から送風する場合は、 上段羽口 6 a からの送風により、 熱量を補償できるため、 下段羽口 6 bから吹き 込む室温又は 6 0 0 °C以下の空気中に酸素を富化し、 コークスの燃 焼を促進し、 鉄源の溶融熱量を高めることは、 必ずしも必要としな い。
原燃料 1 0は、 それぞれの原料ホッパーから切り出され、 それぞ れ、 秤量器で秤量された後、 装入装置であるパケッ ト 7内に収容さ れ、 このバケツ ト 7 を介して、 竪型炉 1の炉頂部 3から、 竪型炉 1 の下部に形成されたコークスベッ ト 8上に、 固体燃料と鉄源が層状 又は混合の状態となるように装入される。
なお、 固体燃料と鉄源を層状に装入するためには、 固体燃料と鉄 源をパケッ ト 7内に層状に装入し、 パケッ ト 7底部を開放して炉内 に装入するが、 落下時に、 固体燃料と鉄源の一部が混合するので、 固体燃料と鉄源は、 主として、 固体燃料と鉄源の層状で装入され、 その一部が固体燃料と鉄源の混合の状態で装入される。
原燃料 1 0の堆積高さ (ス トックレベル) は、 炉頂部 3内の上部 の高さ位置に調整され、 炉頂部 3内のガス吸引部 4から上方の高さ 方向範囲を原燃料 1 0を充填した状態とすることで、 炉頂最上部 ( 開口部) を封止 (これを、 マテリアルシールという) している。 なお、 当然のことながら、 操業中、 原燃料 1 0の溶融による原燃 料の降下に伴い、 原燃料 1 0の堆積高さ (ス トックレベル) レベル は低下する。 このため、 炉頂部 3 を封止しながら安定した原燃料の 溶融を行うために、 炉頂部 3の内側にレベル計 (図示なし) などを 取り付け、 これにより、 原燃料 1 0の堆積高さ (ス トックレベル) を計測し、 ス トックレベルを所定レベルに維持するように、 原燃料 1 0の装入タイミングを制御する。 竪型炉 1の炉頂部の上方から装入された原燃料 1 0中の鉄源は、 炉内を降下する間に、 羽口 6から吹き込まれた空気中の酸素による コークス (C ) の燃焼熱により溶解されるとともに、 鉄源中に一部 含有される酸化鉄は、 還元ガス (C O ) 、 固体炭素 (C ) 、 又は、 溶銑中炭素 ( [ C ] ) で還元され、 さらに、 コ一クスベッ ド 8 を降 下して、 炉底部に溜まる。
炉底部の炉底底盤上面の高さレベルには、 炉外に設けられた貯銑 滓部 1 1 と連通する連結管 1 2が備えられ、 炉内の炉底部に溜まつ た溶銑滓は、 連結管 1 2を通って炉外の貯銑滓部 1 1 に流れ、 溶銑 滓の上層部の溶滓 (スラグ) と下層部の溶銑に分離された後、 下層 部の溶銑は、 出銑口 9から取り出される。
なお、 鉄源の溶解及び一部還元が行われる溶融還元領域は、 主と して、 コ一クスベッ ド 8の表面から、 上方に、 約 1 〜 2 . 5 m程度 の炉高さ方向範囲 (パケッ ト 7内に収容された原燃料の約 1 〜 2 . 5チャージに相当する) に形成される。
本発明において、 固体燃料として、 高炉用コークスを 7 0〜 1 0 0質量%配合した固体燃料を用いる。 高炉用コ一クスは、 铸物用コ ークスに比べて安価であり、 製鉄プロセスで製造されるため、 安定 して入手可能である。 銑鉄コス トを大幅に低下するためには、 高炉 用コークスを 7 0質量%以上配合した固体燃料を用いる必要がある ので、 固体燃料中の高炉用コークスの配合割合を 7 0質量%以上と した。
一方、 本発明において、 固体燃料中に 7 0質量%以上配合する高 炉用コークスは、 通常の踌物用コークスに比べて、 粒度が小さく、 灰分が多く、 強度が低い性状を有する。
通常の铸物用コ一クスの粒度は、 最大粒径 3 0 0 m m以下、 平均 粒径 8 0 m m以上、 灰分が 9 %以下である。 これに対して、 本発明 では、 最大粒径 7 2 m m以下、 平均粒径 6 0 m m以下、 灰分が 9質 量%以上の高炉用コ一クスを使用する。
一般にコ一クスの粒度が小さくなるほど、 炉内の圧力損失が高ま り、 コ一クス中の灰分量が多くなるほど、 スラグ発生量が多くなる ので、 通気性の悪化により、 炉内の圧力損失が高まる。 また、 コ一 クス強度が低くなると、 コークス装入時ゃ炉内での荷重付加により 、 コ一クスの破壊により粉化する割合が増加し、 炉内の通気性が低 下し、 圧力損失が上昇する原因となる。 本発明において使用する高 炉コークスの粒径は、 4 0 m m以上が好ましく、 灰分は、 1 4 %以 下が好ましい。
本発明者らの検討によれば、 上記の性状を有する高炉用コ一クス を 7 0質量%以上配合した固体燃料を用いて、 鉄源を溶融又は溶融 、 還元する場合には、 炉内の圧力損失が大きくなり、 操業時の炉内 圧力が 2 0 O h P aを超えることを確認した。
また、 操業時の炉内圧力の上昇は、 鉄源によっても影響し、 金属 化率が高い鉄源のみを溶融する場合に比べ、 金属化率が低い鉄源を 溶融、 還元する場合には、 操業時の炉内圧力が高くなる。
本発明では、 鉄源は、 平均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高 い鉄源と、 平均金属化率が 9 5 %未満の金属化率が低い鉄源に区分 される。
平均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源は、 例えば、 鉄 屑、 銑鉄、 铸物屑、 ホッ トブリゲッ ト鉄 (M B I ) 、 直接還元鉄 ( D R I ) などが挙げられ、 金属化率の高く、 溶解のみが必要な (還 元を必要としない) 鉄源を意味する。 また、 平均金属化率が 9 5 % 未満の金属化率が低い鉄源は、 例えば、 ダス 卜塊成鉱、 自己還元性 鉱塊 (炭材含有率の高い塊成鉱) などが挙げられ、 金属化率の低く 、 還元が必要な鉄源を意味する。 平均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源のみを用いて鉄 源を溶融する場合に比べて、 この金属化率が高い鉄源に加えて、 平 均金属化率が 9 5 %未満の金属化率が低い鉄源を用いて鉄源を溶融 、 還元する場合には、 上記金属化率が低い鉄源中の酸化鉄の溶融、 還元により生成されるスラグが、 炉内の通気性を低下させるため、 炉内圧力が上昇しやすくなる。
スクラップ、 銑鉄屑、 製鉄ダス トなどの鉄廃棄物の溶融、 還元に 使用されるキュボラなどの竪型炉は、 通常、 操業時の炉内圧を 5 0 〜 1 0 O h P a程度を想定して設計されている。 本発明者らの検討に よれば、 このような従来の竪型炉を用いて、 上記のような高い炉内 圧力条件で操業を行う場合には、 以下の問題が生じることが確認さ れた。
つまり、 2 0 O h P a程度を超える高い炉内圧力で竪型炉の操業を 行う場合には、 減風 (羽口からの送風量の減少) 時、 又は、 休風 ( 羽口からの送風を休止する) 時に、 炉内圧力が急激に低下するため 、 溶銑滓、 特に比重の軽いスラグ (溶銑上部) が急激に上昇し、 羽 口の溶損トラブルを招くおそれがある。
キュボラなどの竪型炉は、 高炉に比べて操業の自由度が大きい反 面、 操業時に炉況変動により減風したり、 出鉄滓トラブルや設備卜 ラブルにより休風する頻度が高炉に比べて多いため、 溶銑滓レベル の上昇及び溶損トラブルは、 銑鉄の生産性を大きく低下させる原因 となるので、 避けなければならない。
また、 本発明者らの検討によれば、 粒径が小さい高炉用コ一クス を多量に使用すると、 上述したソルーシヨンロス反応 (C (コ一ク ス) + C〇2 (コークスの燃焼ガス) → 2 C〇— Q (吸熱) ) の進 行が助長され、 従来の竪型炉を用いて操業する場合には、 炉内の熱 量が低減し、 鉄源の溶融が不十分となるとともに、 炉内温度の低下 による出銑滓の不安定化などの、 生産性の低下及び溶銑品質の低下 の原因となることが判明した。
本発明は、 このような高炉用コークスを多量に配合した固体原料 を用いて鉄源を溶融又は溶融、 還元する竪型炉の操業において生じ る上記羽口溶損卜ラブルと熱量低減の問題を解決するために、 以下 に詳述するように、 竪型炉において、 ( i ) 炉高方向の最下段の羽 口の位置、 及び、 (i i ) シャフ ト部から炉底底盤までの炉高範囲の 内張耐火物の熱伝導率及び厚み、 及び、 炉内温度条件及び炉体冷却 条件で決まる炉体放散熱、 を最適化したことを特徴とする。
以下に、 本発明の竪型炉における、 炉高方向の最下段の羽口の位 置、 及び、 シャフ ト部から炉底底盤までの炉髙範囲の内張耐火物の 熱伝導率及び厚みで決まる炉体放散熱の限定理由について説明する
(最下段の羽口位置 : 炉底底盤上面から炉径の 0 . 7倍以上) 上述したように竪型炉本体の炉底部は、 炉本体外側に設けられた 貯銑部と、 連結管で連通した管路連通構造 (サイホン構造) となつ ているので、 貯銑部に溜まった溶銑滓の圧力とがバランスする炉内 圧 (ガス圧) までは、 操業が可能となる。
本発明者らの検討によれば、 最大粒径 7 2 m m以下、 平均粒径 6 0 m m以下、 灰分が 9質量%以上の性状を有する高炉用コークスを 7 0質量%以上配合した固体燃料を用いて鉄源を溶融又は溶融、 還 元する場合には、 炉内の圧力損失が大きくなり、 操業時の最大の炉 内圧力が 2 5 0 h P aまでは、 安定操業が可能となることを確認して いる。
本発明の竪型炉において、 炉高方向の最下段の羽口位置は、 操業 時の最大の炉内圧力が 3 0 O h P aとなることを前提とし、 この操業 時の最大炉圧力条件におけるスラグ高さレベル (溶銑滓最上部位置 ) から、 減風 (羽口からの送風量の減少) 時、 又は、 休風 (羽口か らの送風を休止する) 時の炉内圧力の低下'条件下における、 スラグ 高さレベルの上昇量を考慮し、 スラグ上昇時における羽口溶損を防 止するため、 炉高方向における最下段の羽口の位置を、 羽口下面か ら炉底底盤上面までの距離が、 羽口下面位置における炉径の 0 . 7 倍以上となる位置とした。
なお、 炉髙方向の最下段の羽口位置を、 羽口下面位置における炉 径との相対値で規定した理由は、 竪型炉の炉径の違いによって、 炉 内圧力低下時のスラグ上昇量が変化するからである。
羽口の高さレベルが、 炉底から炉径の 0 . 7倍未満と短い距離に ある場合には、 減風、 休風時などの炉内ガス圧の低下の際に、 炉下 部に貯留している溶銑滓が羽ロレベル近傍まで上昇して、 羽口が溶 損する危険が生じる。
また、 本発明では、 操業時の最大炉内圧力を 3 0 0 h P aであるこ とを前提とするが、 瞬間的には 3 0 O h P aを超える圧力になる場合 があり、 限界圧付近での送風付近での送風量変動を防止するとの理 由から、 3 0 0 h P a以下の炉内設計圧力に合わせて、 本発明の溶解 炉には送風圧力 3 5 O h P a以上の能力を持つ送風機を装備するのが 好ましい。
(単位内容積あたりの炉体放散熱 : 0 . 1 5 M W / m 3以下) 本発明者らの検討によれば、 従来の竪型炉では、 最大粒径 7 2 m m以下、 平均粒径 6 0 m m以下の高炉用コークスを 7 0質量%以上 配合した固体燃料を用いて鉄源を溶融又は溶融、 還元する場合には 、 粒度の粗い铸物用コ一クスに比べてコークス ( C ) のソルーショ ンロス反応 (C (コ一クス) + C〇2 (コークスの燃焼ガス) → 2 C O - Q (吸熱) ) の進行が助長され、 炉内の熱量が低減し、 鉄源 の溶融が不十分となるとともに、 炉内温度の低下による出銑の不安 定化などの、 生産性の低下及び溶銑品質の低下を招く ことが確認さ れている。
本発明では、 最大粒径 7 2 mm以下、 平均粒径 6 0 mm以下の高 炉用コ一クスを 7 0質量%以上配合した固体燃料を使用することに よる炉内の熱量低下の条件下において、 鉄源を溶解するための炉内 の熱量を十分に確保し、 かつ、 安定操業のための炉内温度を確保す るため、 シャフ ト部から炉底底盤までの炉高範囲における内容積当 りの炉体放散熱を 0. 1 5 MwZm3以下とする必要がある。
具体的には、 シャフ ト部から炉底底盤までの炉高範囲における内 容積当りの炉体放散熱が 0. 1 5 MwZm3以下となるように、 竪 型炉のシャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び、 炉底底盤にそ れぞれ配置された内張耐火物の熱伝導率及び厚みを設計する。
なお、 本発明では、 例えば、 下記 ( 1 ) 式により、 これらの各部 位に配置される内張耐火物の熱伝導率及び厚みを基に計算されるシ ャフ ト部から炉底底盤までの炉高範囲における内容積当りの炉体放 散熱が 0. 1 5 Mw/m3以下となるように設計するが、 それぞれ の内張耐火物の熱伝導率及び厚みは、 適宜調整されるべきものであ る。
各部位に配置される内張耐火物の熱伝導率 λ 1 、 λ 2、 λ 3、 及 び、 λ 4、 及び、 同厚み L l 、 L 2、 L 3、 及び、 L 4と、 シャフ 卜部から炉底底盤までの炉高範囲における内容積当りの炉体放散熱 の関係は、 以下のように示される。
Ql o s s/V = 1 0 0 0 X∑k= 1 -, A k (Ti k - To k) /Lk - S k/ V · · · ( 1 )
なお、 上記 λ 1 、 λ 2、 λ 3 及び、 λ 4は、 竪型炉のシャフ ト 部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び、 炉底底盤にそれぞれ配置され た内張耐火物の熱伝導率 (WZm k ) を示し、 L l 、 L 2、 L 3、 及び L 4は、 竪型炉のシャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び 、 炉底底盤に、 それぞれ配置された内張耐火物の厚み (mm) を示 す。
Ti kは耐火物の炉内側壁温度 (炉内条件に関係) (°C) 、 T。kは 耐火物の炉外側壁温度 (冷却条件に関係) (°C) 、 Skは各部位の 表面積 (m2) 、 Vは炉内容積 (m3) を示す。
より具体的には、 竪型炉の高さ方向各部位に配置される内張耐火 物の熱伝導率及び厚みは、 各部位の原料の状態 (固体、 ガス、 溶融 ) や熱負荷の程度を考慮し、 上記炉体放散熱の規定範囲内で設計さ れる。 前記シャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び、 炉底底盤 に配置された内張耐火物の熱伝導率は、 それぞれ、 2 WZm ' k以 下、 6 W / m - k以下、 6 W/m - k以下、 及び、 2 W/m · k以 下であり、 該内張耐火物の厚みは、 それぞれ、 4 0 0 mm以上、 5 5 0 mm以上、 5 5 0 mm以上、 2 0 0 mm以上であることが好ま しい。
以上が本発明の竪型炉の特徴とする技術的要件及びその限定理由 である。
本発明は、 上記の本発明の特徴とする竪型炉の構成により、 この 竪型炉を用いて、 固体原料として安価な高炉用コークスを多量に使 用し、 さらには、 鉄源として還元が必要な金属化率の低い鉄源を使 用し、 高い炉内圧力条件で操業する際に、 炉内圧力低下時のスラグ 上昇による羽口溶損トラブルを防止でき、 かつ、 コークスのソル一 シヨンロス反応に起因する炉内熱量低減を抑制することができる。 また、 本発明の竪型炉の操業方法は、 本発明の竪型炉を用いるこ とに加え、 以下の理由から、 以下の操業条件を規定することが好ま しい。
(竪型炉の操業時の炉内空塔ガス流速 : I NmZ s以上) 竪型炉の操業時の炉内空塔ガス速度が I N m / s未満に低下する と、 炉内通過時間の増加によりソリューションロス反応がより進行 し、 ガス利用率 77 e Dが低下する。 それとともに、 送風量減少により 出銑速度 (生産速度) が低下し、 溶銑 1 t 当りの熱損失が増加して 溶銑温度が低下し、 不安定操業となり易い。
铸物用コ一クスより粒径が小さい高炉用コ一クスを多量に使用し た場合でも、 羽口からの送風量を増大し、 炉内空塔ガス速度を 1 N m / s 以上に維持することにより、 コークスの高温燃焼領域 (C + 〇2— C〇2 : 発熱反応) を炉上部に拡大するとともに、 ゾリュ一シ ヨンロス反応域 (C + C〇2→ 2 C〇 : 吸熱反応) を縮小すること ができる。 その結果、 鉄源を炉上部で効率的に溶融し、 出銑速度 ( 生産速度) を向上することが可能となる。
なお、 炉内空塔ガス流速を 1 N m Z s 以上に調整するには、 羽口 から吹き込む送風量を制御する。
本発明炉を用いることにより、 ガス利用率 (炉頂ガスの ( C〇2 ) / ( C O + C〇 2 ) ) が、 例えば、 2 0 %以下の低レベルで あっても、 安定して操業が可能となるから、 鉄屑、 型銑等の溶解の みが必要で還元を必要としない原料に加えて、 ダス 卜塊成鉱、 自己 還元性鉱塊、 金属化率の低い還元鉄等の還元が必要な原料のうち少 なく とも 1種類を鉄源として操業する場合でも、 C O濃度が高い還 元性ガスを有効に利用することができて、 原料中の酸化鉄の還元を 安定に進行させ、 還元と溶解を両立して溶銑を製造することが可能 となる。 実施例
次に、 本発明の実施例について説明するが、 実施例の条件は、 本 発明の実施可能性及び効果を確認するために採用した一条件例であ り、 本発明は、 この一条件例に限定されるものではない。 本発明は 、 本発明の要旨を逸脱せず、 本発明の目的を達成する限りにおいて 、 種々の条件を採用し得るものである。
(実施例)
発明例として、 図 1に示す竪型炉に、 表 1に示す原燃料の配合条 件で鉄源と固体燃料 (コークス) を装入し、 表 3に示す装入条件で 7 日間の操業を継続した場合における炉頂排ガスのガス利用率 ( 7] c o) 、 炉頂排ガスの温度 (°C) 、 炉内圧力 .(hPa) 、 送風圧力 (k Pa) 、 減風回数 (回) 、 休風回数 (回) 、 及び生産率 (TZH) を測定した。
また、 比較例として、 従来の竪型炉を用いて、 表 2に示す原燃料 の配合条件で鉄源と固体燃料 (コークス) を装入し、 表 4に示す装 入条件で 7 日間の操業を継続した場合における炉頂排ガスのガス利 用率 ( 77 e fl) 、 炉頂排ガスの温度 (°C) 、 炉内圧力 (hPa) 、 送風 圧力 (kPa) 、 減風回数 (回) 、 休風回数 (回) 、 及び、 生産率 ( T/H) を、 発明例と同様に測定した。
表 4に、 本発明例で使用した竪型炉と比較例で使用した竪型炉の 最下段の羽口の位置 (mm) 、 シャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁 部、 及び、 炉底底盤にそれぞれ配置された内張耐火物の熱伝導率 ( w/m k ) 及び厚み (mm) 、 シャフ ト部から炉底底盤までの炉高 範囲の内容積当りの炉体放散熱 (Mw/m3) を示す。
なお、 炉頂排ガスのガス利用率 7? eQ (TOP) は、
?7 co (TOP) = (排ガス中の C 02含有量 (vol%) / (排ガス中 の C O含有量 (vol%) +排ガス中の C 02含有量 (vol%) ) ) で定義される。
また、 平均金属化率 Mは、
M= (鉄源中の金属鉄 (M. F e ) (質量%) ) / (鉄源中のト 一夕ル鉄 (T . F e ) (質量%) )
で定義される。
表 3 に示すように、 最下段の羽口位置及びシャフ ト部から炉底底 盤までの内容積当りの炉体放散熱が、 本発明で規定する条件を満足 する竪型炉を用いた、 発明例 1 〜 5では、 高炉用コ一クスを 7 0〜 1 0 0質量%配合した固体燃料を用いて鉄源を溶融する際に、 減風 時及び休風時の炉内圧力の低下があつた場合でも、 羽口溶損などの トラブルを防止し、 炉頂排ガスのガス利用率を高く維持して、 効率 的な鉄源の溶融、 還元を行うことができた。
特に、 発明例の中でも、 発明例 1 〜 4は、 炉内空塔ガス流速が 1 N m / s以上となるように、 羽口から吹き込む送風量を制御したた め、 炉内圧力を高く維持し、 より高い生産性で溶銑を製造すること ができた。
一方、 表 4に示す比較例 1〜 5は、 最下段の羽口位置及びシャフ ト部から炉底底盤までの内容積当りの炉体放散熱が、 本発明で規定 する条件を満足しない竪型炉を用いたので、 高炉用コ一クスの配合 比率を増加すると、 炉内圧力の上昇及び c aの低下を招き、 最大で も、 高炉用コークスを 4 0 %程度しか配合することができなかった これらの結果から、 本発明を適用することにより、 固体原料とし て安価な高炉用コークスを多量に使用し、 高い炉内圧力条件で操業 する際、 竪型炉における羽口の高さ及びシャフ ト部から炉底底盤ま での炉体放散熱を最適化することにより、 減風時又は休風時、 炉圧 力が低下した場合におけるスラグ上昇による羽口溶損トラブルを防 止することができ、 かつ、 コークスのソルーシヨンロス反応に起因 する炉内熱量の低減を抑制し、 高生産性でかつ安定して銑鉄の製造 を行う ことができることが解る。 表 1 (発明例)
Figure imgf000024_0001
は平均金属化率、 Cは炭素含有量を示す。
表 2 (比較例)
Figure imgf000025_0001
※!^は平均金属化率、 Cは炭素含有量を示す。
表 3 (発明例)
Figure imgf000026_0001
表 4 (比較例)
Figure imgf000027_0001
表 5
Figure imgf000028_0001
※: を示す
産業上の利用可能性
前述したように、 本発明によれば、 キュボラなどの竪型炉を用い て、 固体原料として安価な高炉用コークスを多量に使用し、 高い炉 内圧力条件で操業する際に、 竪型炉の羽口から炉底までの深さを十 分に確保すること、 及び、 竪型炉の羽口の高さ及びシャフ ト部から 炉底底盤までの炉体放散熱の最適化により、 減風時又は休風時の炉 圧力が低下した場合のスラグ上昇による羽口溶損トラブルを防止す ることができ、 かつ、 コークスのソルーシヨ ンロス反応に起因する 炉内熱量低減を補償することができる。
したがって、 本発明の適用により、 スクラップ又は製鉄プロセス で発生する銑鉄屑、 製鉄ダストなどの鉄廃棄物を原料として銑鉄を 製造する際に、 銑鉄の製造コス トを低減することができるとともに 、 生産性の高い操業を安定して行うことができる。 よって、 本発明 による産業上への貢献は多大なものである。

Claims

請 求 の 範 囲
1. 炉下部内に充填されたコ一クスベッ ド上に、 炉頂から、 平均 金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源と、 高炉用コ一クスを 7 0〜 1 0 0質量%配合した固体燃料を、 層状又は混合の状態で装 入し、 炉下部の羽口から送風して鉄源を溶融し、 銑鉄を製造する竪 型炉であって、
( i ) 炉高方向の最下段の羽口の下面から炉底底盤上面までの距 離が、 羽口の下面位置における炉径の 0. 7倍以上であり、 かつ、
(ii) シャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び、 炉底底盤に 、 それぞれ配置された内張耐火物の熱伝導率及び厚みを基に計算さ れる、 上記シャフ ト部から炉底底盤までの炉髙範囲における内容積 当りの炉体放散熱が、 0. 1 5 MwZm3以下である
ことを特徴とする竪型炉。
2. 前記平均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源に加え て、 平均金属化率が 9 5未満%の金属化率が低い鉄源を鉄源として 用いることを特徴とする請求の範囲 1に記載の竪型炉。
3. 前記シャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び、 炉底底盤 に配置された内張耐火物の熱伝導率が、 それぞれ、 2WZm ' k以 下、 6 W/m · k以下、 6W/m ' k以下、 及び、 2 W/m · k以 下であり、 該内張耐火物の厚みが、 それぞれ、 40 0 mm以上、 5 5 0mm以上、 5 5 0 mm以上、 及び、 2 0 0 mm以上であること を特徴とする請求の範囲 1又は 2に記載の竪型炉。
4. 前記高炉用コークスは、 最大粒径 7 2mm以下、 灰分が 9質 量%以上であることを特徴とする請求の範囲 1〜 3の何れかに記載 の竪型炉。
5. 前記金属化率が高い鉄源は、 鉄屑、 銑鉄、 铸物屑、 ホッ トプ リゲッ ト鉄 (MB I ) 、 及び、 直接還元鉄 (D R I ) の 1種又は 2 種以上からなり、 前記金属化率が低い鉄源は、 ダス ト塊成鉱又は自 己還元性鉱塊からなることを特徴とする請求の範囲 1〜 4の何れか に記載の竪型炉。
6. 請求の範囲 1〜 5の何れかに記載の竪型炉を用い、 炉下部内 に充填されたコークスベッ ド上に、 炉頂から、 平均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源と、 高炉用コークスを 7 0〜 1 0 0質 量%配合した固体燃料を、 層状又は混合の状態で装入し、 炉下部の 羽口から送風して鉄源を溶融し、 銑鉄を製造する竪型炉の操業方法 であって、
炉内空塔ガス流速が 1 N m / s以上となるように、 上記羽口から 吹き込む送風量を制御する
ことを特徴とする竪型炉の操業方法。
7. 前記平均金属化率が 9 5 %以上の金属化率が高い鉄源に加え て、 平均金属化率が 9 5未満%の金属化率が低い鉄源を鉄源として 用いることを特徴とする請求の範囲 6 に記載の竪型炉の操業方法。
8. 前記シャフ ト部、 羽口周辺部、 炉底側壁部、 及び、 炉底底盤 に配置された内張耐火物の熱伝導率が、 それぞれ、 2 W_ m * k以 下、 6 W/m · k以下、 6 W/m · k以下、 及び、 2 W/m · k以 下であり、 該内張耐火物の厚みが、 それぞれ、 4 0 0 mm以上、 5 5 0 mm以上、 5 5 0 mm以上、 及び、 2 0 0 mm以上であること を特徴とする請求の範囲 6又は 7 に記載の竪型炉の操業方法。
9. 前記高炉用コ一クスは、 最大粒径 7 2 mm以下、 灰分が 9質 量%以上であることを特徴とする請求の範囲 6〜 8の何れかに記載 の竪型炉の操業方法。
1 0. 前記金属化率が高い鉄源は、 鉄屑、 銑鉄、 铸物屑、 ホッ ト ブリゲッ ト鉄 (MB I ) 、 及び、 直接還元鉄 (D R I ) の 1種又は 2種以上からなり、 前記金属化率が低い鉄源は、 ダス 卜塊成鉱又は 自己還元性鉱塊からなることを特徴とする請求の範囲 6〜 9の何れ かに記載の竪型炉の操業方法。
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Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2010242201A (ja) * 2009-04-09 2010-10-28 Nippon Steel Corp 竪型溶解炉の操業方法
JP2012207290A (ja) * 2011-03-30 2012-10-25 Nippon Steel Corp 竪型溶解炉の操業方法

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5747775B2 (ja) * 2011-10-11 2015-07-15 新日鐵住金株式会社 竪型溶融炉
WO2014190391A1 (en) * 2013-08-19 2014-12-04 Gomez Rodolfo Antonio M A process for producing and reducing an iron oxide briquette
JP6036744B2 (ja) * 2014-04-16 2016-11-30 Jfeスチール株式会社 竪型炉の羽口部構造及び竪型炉並びに乾留生成物の製造方法
CN111638316B (zh) * 2020-05-29 2022-09-16 鞍钢股份有限公司 一种模拟高炉高温段焦炭反应装置及方法

Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS56156709A (en) * 1980-05-07 1981-12-03 Mitsubishi Heavy Ind Ltd Operating method of cupola
JPH01501401A (ja) 1986-10-13 1989-05-18 セテプラ ― テクノメタル ― エンゲンハリア ソシエダ アノニマ 自溶性又は非自溶性で、自己還元性の鉱塊又は鉱石から鉄又は非鉄金属を製造する装置
JPH07278635A (ja) * 1994-04-07 1995-10-24 Nippon Steel Corp 移動層型スクラップ溶融炉及び溶銑製造方法
JPH07332860A (ja) * 1994-06-10 1995-12-22 Taiyo Chuki Co Ltd 竪型迅速溶解炉
JPH09203584A (ja) 1996-01-26 1997-08-05 Nippon Steel Corp 竪型炉へのダスト塊成鉱、自己還元性鉱塊、鉄屑、固体燃料等の原燃料装入方法
JPH09263811A (ja) * 1996-03-27 1997-10-07 Sumitomo Metal Ind Ltd 錫めっき鋼板スクラップの溶解方法
JPH1036906A (ja) 1996-04-17 1998-02-10 Nippon Steel Corp 竪型炉の操業方法
JPH1171607A (ja) * 1997-08-28 1999-03-16 Nkk Corp シャフト炉の操業方法
JP2002357309A (ja) * 2001-05-31 2002-12-13 Nkk Corp 廃棄物溶融炉及びその操業方法
JP2007002305A (ja) 2005-06-24 2007-01-11 Nippon Chutetsukan Kk キュポラによる溶銑の溶製方法

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1126076A (en) * 1966-04-01 1968-09-05 Morganite Crucible Ltd Blast furnaces provided with refractory linings
FR2379784A1 (fr) * 1977-02-08 1978-09-01 Savoie Electrodes Refract Nouveau garnissage refractaire pour fours
DE2843678C2 (de) * 1978-10-06 1980-07-31 Werner Hennes Kg, 4044 Kaarst Heizöl- oder gasbeheizter Schachtofen zum Erschmelzen und Überhitzen von Metall, speziell von Gußeisen (und Kupfer)
US4362293A (en) * 1979-08-23 1982-12-07 Cherny Anatoly A Cupola
US4530101A (en) * 1983-04-15 1985-07-16 Westinghouse Electric Corp. Electric arc fired cupola for remelting of metal chips
US4913734A (en) * 1987-02-16 1990-04-03 Moskovsky Institut Stali I Splavov Method for preparing ferrocarbon intermediate product for use in steel manufacture and furnace for realization thereof
AU734033B2 (en) * 1995-10-19 2001-05-31 Steel Technology Corporation Refractory lining system for high wear area of high temperature reaction vessel

Patent Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS56156709A (en) * 1980-05-07 1981-12-03 Mitsubishi Heavy Ind Ltd Operating method of cupola
JPH01501401A (ja) 1986-10-13 1989-05-18 セテプラ ― テクノメタル ― エンゲンハリア ソシエダ アノニマ 自溶性又は非自溶性で、自己還元性の鉱塊又は鉱石から鉄又は非鉄金属を製造する装置
JPH07278635A (ja) * 1994-04-07 1995-10-24 Nippon Steel Corp 移動層型スクラップ溶融炉及び溶銑製造方法
JPH07332860A (ja) * 1994-06-10 1995-12-22 Taiyo Chuki Co Ltd 竪型迅速溶解炉
JPH09203584A (ja) 1996-01-26 1997-08-05 Nippon Steel Corp 竪型炉へのダスト塊成鉱、自己還元性鉱塊、鉄屑、固体燃料等の原燃料装入方法
JPH09263811A (ja) * 1996-03-27 1997-10-07 Sumitomo Metal Ind Ltd 錫めっき鋼板スクラップの溶解方法
JPH1036906A (ja) 1996-04-17 1998-02-10 Nippon Steel Corp 竪型炉の操業方法
JPH1171607A (ja) * 1997-08-28 1999-03-16 Nkk Corp シャフト炉の操業方法
JP2002357309A (ja) * 2001-05-31 2002-12-13 Nkk Corp 廃棄物溶融炉及びその操業方法
JP2007002305A (ja) 2005-06-24 2007-01-11 Nippon Chutetsukan Kk キュポラによる溶銑の溶製方法

Non-Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
GOKSEL ET AL., TRANSACTIONS OF THE AMERICAN FOUNDRYMEN'S SOCIETY, vol. 85, 1977, pages 327 - 332
See also references of EP2202324A4 *
YASUO KAMEI ET AL.: "Bifuntan taryo fukikomi o heiyo shita kosanso nodo kuki fuki tategataro ni yoru scrap yokai", JOURNAL OF THE IRON&STEEL INSTITUTE OF JAPAN, vol. 79, no. 2, 1 February 1993 (1993-02-01), pages 139 - 146 *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2010242201A (ja) * 2009-04-09 2010-10-28 Nippon Steel Corp 竪型溶解炉の操業方法
JP2012207290A (ja) * 2011-03-30 2012-10-25 Nippon Steel Corp 竪型溶解炉の操業方法

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