WO2010041770A1 - 含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法 - Google Patents

含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2010041770A1
WO2010041770A1 PCT/JP2009/067948 JP2009067948W WO2010041770A1 WO 2010041770 A1 WO2010041770 A1 WO 2010041770A1 JP 2009067948 W JP2009067948 W JP 2009067948W WO 2010041770 A1 WO2010041770 A1 WO 2010041770A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
carbon
pellets
fired
fired pellets
blast furnace
Prior art date
Application number
PCT/JP2009/067948
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
樋口謙一
篠原貴司
野田武志
Original Assignee
新日本製鐵株式会社
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Family has litigation
First worldwide family litigation filed litigation Critical https://patents.darts-ip.com/?family=42100712&utm_source=google_patent&utm_medium=platform_link&utm_campaign=public_patent_search&patent=WO2010041770(A1) "Global patent litigation dataset” by Darts-ip is licensed under a Creative Commons Attribution 4.0 International License.
Application filed by 新日本製鐵株式会社 filed Critical 新日本製鐵株式会社
Priority to BRPI0920547-0A priority Critical patent/BRPI0920547B1/pt
Priority to KR1020117008074A priority patent/KR101211302B1/ko
Priority to UAA201105488A priority patent/UA97916C2/ru
Priority to JP2010508646A priority patent/JP4603628B2/ja
Priority to CN2009801398032A priority patent/CN102177256B/zh
Priority to EP09819299.0A priority patent/EP2336371B8/en
Publication of WO2010041770A1 publication Critical patent/WO2010041770A1/ja

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/008Composition or distribution of the charge
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00Making pig-iron in the blast furnace
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0066Preliminary conditioning of the solid carbonaceous reductant
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/001Injecting additional fuel or reducing agents
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/007Conditions of the cokes or characterised by the cokes used
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/24Binding; Briquetting ; Granulating
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/24Binding; Briquetting ; Granulating
    • C22B1/2406Binding; Briquetting ; Granulating pelletizing
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/24Binding; Briquetting ; Granulating
    • C22B1/242Binding; Briquetting ; Granulating with binders
    • C22B1/243Binding; Briquetting ; Granulating with binders inorganic
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/24Binding; Briquetting ; Granulating
    • C22B1/242Binding; Briquetting ; Granulating with binders
    • C22B1/244Binding; Briquetting ; Granulating with binders organic
    • C22B1/245Binding; Briquetting ; Granulating with binders organic with carbonaceous material for the production of coked agglomerates

Definitions

  • the present invention produces carbon-containing non-fired pellets with enhanced self-reducing properties by carbon contained, and selectively introduces low-reactivity sites in the furnace by charging the blast furnace together with other main raw materials from the top of the furnace.
  • the present invention relates to a method of operating a blast furnace that reduces the ratio of reducing material in the blast furnace.
  • sintered ore, fired pellets, and lump ore are used as iron-containing raw materials.
  • the use ratio of sintered ore is the highest, and the ratio is 70-90%.
  • fired pellets are also used in an amount of 5 to 20%.
  • These iron-containing raw materials are segregated by the difference in particle size, apparent specific gravity, and shape when they are cut out from the ore tank and charged into the furnace from the top of the blast furnace. These iron-containing charges are sequentially charged from the top of the furnace so as to be layered with the lump coke in the blast furnace.
  • small or medium-sized small coke is mixed with the iron-containing raw material for the purpose of promoting the reduction of the iron-containing raw material in the furnace and reducing the air flow resistance in the high-temperature fused state.
  • the slowest reduction rate is the reduction stage from wustite (FeO) to iron (Fe), and this reaction takes place in a temperature range of 800 ° C. or higher in the blast furnace shaft portion. Occur. This reaction is greatly influenced by the gas composition, and the rate is limited by the magnitude of the coke gasification reaction (solution loss reaction) occurring at a temperature around 1000 ° C.
  • the carbon-containing non-fired pellets in which the fine carbon raw material and iron oxide are close to each other not only have excellent reducibility of the carbon-containing pellets themselves, but also contain a certain amount or more of the carbon content, so its high coke reaction It is known that the reducibility of the iron-containing material is greatly improved depending on the properties.
  • the iron-containing raw material for blast furnaces is made of powdered iron ore with an average particle size of about 2 to 3 mm as the main iron-containing raw material, and it is mixed with auxiliary materials such as limestone and silica, carbonaceous materials such as powdered coke and anthracite, Further, the mainstream is sintered ore obtained by adding moisture and mixing and granulating into pseudo particles, and then heating and sintering using the carbonaceous material in the raw material as a heat source in a sintering machine.
  • auxiliary materials such as limestone and silica
  • carbonaceous materials such as powdered coke and anthracite
  • the pseudo-particles of the sintering raw material in this method are mainly composed of coarse particles having a particle size of about 1 mm or more as a core, and a granulated product in which fine particles having a particle size of less than about 0.5 to 1 mm adhere to the periphery.
  • these pseudo particles are heated and dried, and then sintered. Cold strength that does not collapse before it is done is required.
  • granulation is often performed together with mixing of the sintering raw material using a drum mixer.
  • iron-containing dust collected by a dust collector, etc. which is a large amount of sintered dust, blast furnace dust, etc. generated in the iron making process
  • fine dust such as sludge and scale powder (these are generally called iron making dust)
  • pellets Fine powder materials such as feed (raw materials for pellets) are also used as iron-containing materials.
  • fine powder raw materials fine powder particles having a particle size of 0.25 mm or less occupy 80% or more of the total, so when these are used as a sintering raw material, the permeability of the raw material packed layer is deteriorated due to the fine powder particles, production Problems such as deterioration of the property are likely to occur.
  • the fine powdery raw material is granulated into raw pellets, and then the strength of the granulated product is increased by curing (hydration reaction or carbonation treatment of quick lime etc.), and then the blast furnace is left as it is without sintering.
  • Non-fired pellets used as iron raw materials have also been known for a long time.
  • As a method for producing non-fired pellets when granulating iron pellets generated in steelworks such as blast furnace secondary ash, converter dust, sintered dust, and slurry into raw pellets, the dust particle size distribution is within an appropriate range. After adjusting, add 5-15% moisture such as quick lime, cement, etc., granulate with a disk pelletizer, etc.
  • Patent Document 1 a method for producing cold bond pellets that are cured by promoting hydration reaction and carbonation reaction.
  • a method for producing non-fired pellets having a high carbon content using the non-fired pellet process has been proposed for the purpose of reducing the reducing material ratio in blast furnace operation (for example, Patent Documents 2 to 4). 5).
  • the binder is selected, mixed, molded and cured so that it contains 80 to 120% of the theoretical carbon content and the crushing strength at room temperature is 7850 kN / m 2 (80 kg / cm 2 ) or more.
  • the iron oxide in the non-fired pellets undergoes a reduction reaction due to the carbon contained therein, resulting in an increase in the reduction rate, thus reducing the reducing material ratio during blast furnace operation.
  • the effect can be expected.
  • the C content embedded in the non-fired pellets is 120% or less (the total amount of theoretical carbon necessary for reducing the oxide ore into metallic iron (hereinafter sometimes referred to as C equivalent)) (total amount).
  • the carbon content (TC) is limited to about 15% by mass or less), and if the C content is further increased, the cold crushing strength and hot strength of the non-fired pellets are impaired. there were.
  • a cement-based binder such as early-strength Portland cement is used.
  • Increasing the temperature not only lowers the rate of temperature rise at the shaft in the blast furnace due to the dehydration reaction of cement, which is an endothermic reaction, but also generates a reduced stagnation zone (low temperature heat preservation zone) at low temperatures, The problem is that the reduced ore in the blast furnace of the sintered ore to be charged is promoted.
  • non-fired pellet made of carbon material and iron ore, and has a reducibility that defines the relationship between the maximum fluidity during softening and melting of the carbon material and the ratio of iron oxide particles of 10 ⁇ m or less in the iron ore.
  • Carbonaceous material-incorporated non-fired pellets having excellent strength after reduction have been proposed (see, for example, Patent Document 3). According to this method, using the fact that the carbonaceous material in the carbonized material-incorporated non-fired pellets is softened and melted and solidified in a temperature range of 260 to 550 ° C., the molten carbonaceous material enters the voids between the iron oxide particles and solidifies.
  • the strength after reduction is also improved. be able to.
  • this is a preferable method from the viewpoint of reducing the reducing material ratio during blast furnace operation on the premise of energy saving and resource saving.
  • powdered ore and caking coal (carbon material) having a volatile content of 16% or more and a Gieseller fluidity of 20 DDPM or more were mixed and hot-formed in a temperature range of 260 to 550 ° C. with a molding pressure of 20 to 150 MPa.
  • an agglomerated product for reduced iron having an apparent density of 2.3 g / cm 3 or more characterized by performing a degassing treatment for 5 minutes or more in a molding temperature range (for example, Patent Document 4, reference).
  • hot molding is performed in a temperature range of 260 to 550 ° C.
  • the density of the agglomerate is higher than that of, explosions (bursting) due to CO and CO 2 gas generated by the gasification of the carbonaceous material in the agglomerate and the reduction reaction of iron oxide are likely to occur.
  • carbon material with a particle size of 3 to 25 mm is used as the core, and the outer peripheral layer containing the core is a mixture of iron material and carbon material with a particle size of 1 mm or less, and the volume fraction of the carbon material as the core is the whole pellet.
  • 0.2-30 vol% of the carbon material content in the outer peripheral layer is 5-25 wt%, and the total carbon content of the entire pellet is as high as 25-35 mass%.
  • a fired pellet has been proposed (see, for example, Patent Document 5).
  • the conventional carbon-containing non-fired pellets have a carbon content of 15% by mass (1.2 by carbon equivalent) in order to maintain a cold crushing strength of 50 kg / cm 2 or more required as a blast furnace raw material.
  • the direct reduction of iron oxide in the carbon-containing non-fired pellets can be sufficiently promoted, it can be used for major blast furnaces such as sintered ores other than the carbon-containing non-fired pellets. The reduction of the iron-containing raw material could not be promoted sufficiently.
  • calcined pellets are metal shells (reduced iron on the surface of sintered compacted iron that is reduced by a strong topochemical reaction in which reduction proceeds from the pellet surface by reducing gas during the reduction process. Layer), it becomes difficult to reduce in a high temperature range of 1000 ° C. or higher compared to sintered ore, and a large amount of melt is discharged at the start of fusion. Furthermore, its shape (sphere) is more likely to segregate when charged into the furnace than sinter or iron ore, especially when a large amount is segregated in the periphery where the reduction load is high.
  • the thickness of the blast furnace fusion zone composed of sintered ore and fired pellets will increase, the air permeability in the furnace will deteriorate, and dripping of unreduced fusion will also occur, so the reducing material ratio will increase.
  • the sinter is mainly used, which is in the range of 70 to 90%, and the calcined pellet content is about 5 to 20%.
  • iron ore has been reduced in quality due to depletion of the ore deposits, and iron ore has been pulverized due to the beneficiation treatment, resulting from a decrease in air permeability when producing sintered ore using fine iron ore.
  • Product yield and productivity decline are problems.
  • the reduction stagnation zone (low temperature thermal preservation zone) of the blast furnace was generated, and the reduction pulverization of the sintered ore in the blast furnace iron-containing raw material layer in the blast furnace was promoted. Further, the effect of promoting reduction of the fired pellets by the carbon-containing unfired pellets is low, and the use amount of the contained unfired pellets is more than necessary, which may lead to the above-described reduction pulverization in the blast furnace of the sintered ore. (For example, see Patent Document 7).
  • the present inventors measured the high-temperature behavior of sintered ore, calcined pellets, lump ore constituting the iron-containing raw material for blast furnaces, and further changed the high-temperature behavior when a predetermined amount of carbon-containing unfired pellets were blended with these.
  • the effect of improving the high temperature reducibility is particularly large. I found out.
  • the present invention has been made to solve the above problems based on this finding, and the gist of the present invention is as follows.
  • the present invention in a blast furnace operation using an iron-containing raw material containing a large amount of calcined pellets, a significant reduction in the reducing material ratio can be obtained with a smaller amount of carbon-containing non-fired pellets used than before. Therefore, by applying the present invention, it is possible to efficiently produce calcined pellets using low-quality but poor quality iron ore as a raw material, and the ratio of reducing materials during blast furnace operation when using the calcined pellets (coke ratio) As a result, energy can be saved and CO 2 can be reduced along with effective use of resources.
  • FIG. 1 is a diagram schematically showing a load softening test apparatus for measuring the reducing properties of various blast furnace charges.
  • FIG. 2 is a diagram showing a change in the reduction rate of 1200 ° C. by uniform mixing of sintered ore and fired pellets with carbon-containing non-fired pellets.
  • FIG. 3 is a diagram showing C / O consumption for calculating the required amount of adjacent carbon-containing non-fired pellets during the reduction process of the fired pellets.
  • FIG. 4 is a diagram showing the relationship between the carbon-containing non-fired pellet use basic unit R, the carbon content C of the carbon-containing non-fired pellet, and the fired pellet use basic unit P.
  • FIG. 1 is a diagram schematically showing a load softening test apparatus for measuring the reducing properties of various blast furnace charges.
  • FIG. 2 is a diagram showing a change in the reduction rate of 1200 ° C. by uniform mixing of sintered ore and fired pellets with carbon-containing non-fired pellets.
  • FIG. 3
  • FIG. 5 is a diagram showing the relationship between the C content of the carbon-containing non-fired pellets and the strength after reaction.
  • FIG. 1 is a cross-sectional view of a load softening test apparatus.
  • the lower electric furnace 6 and the upper electric furnace 5 are joined by a flange and have an integral structure.
  • the lower electric furnace 6 is installed for preheating the reducing gas, and the upper electric furnace 5 is used for heating the sample 3.
  • Sample 3 such as iron ore is placed in a reaction tube after being charged into a crucible.
  • Sample 3 is charged in a crucible sandwiched between upper and lower coke layers.
  • a reducing gas that has been adjusted to a predetermined composition and flow rate in advance is introduced into the reaction tube from the reducing gas inlet 7, preheated in the lower electric furnace 6, and then introduced into the sample 3 in the crucible.
  • the gas after the reaction is discharged from the reaction gas outlet 2, a part of the exhaust gas is collected, and its components are analyzed with a gas analyzer.
  • the reduction rate is calculated from the analysis value of the exhaust gas.
  • the thermocouple 4 measures the temperature immediately above the sample 3 and measures the gas pressure at the reducing gas inlet 7 and the reaction gas outlet 2.
  • the ventilation resistance of the sample 3 is measured from this pressure difference.
  • FIG. 2 shows the measurement results. Sintered ore used in an actual furnace and calcined pellets were sized to an average particle size of 10 to 15 mm, and each was uniformly mixed with carbon-containing unfired pellets as samples.
  • the carbon-containing non-fired pellets were prepared by blending a predetermined amount of iron-containing dust, carbon-containing dust, and early-strength Portland cement, granulating with a pan pelletizer, and then curing for two weeks.
  • the components of the carbon-containing non-fired pellet are carbon 25%, T.I. Fe 45%, carbon equivalent is 2.0.
  • the ultimate reduction rate at 1200 ° C. of the sintered ore and the fired pellets was improved by blending the carbon-containing non-fired pellets. When both are compared, first, the reduction rate is lower in the fired pellets. This is due to the following reason.
  • the present inventors diligently studied the mixing ratio of the carbon-containing non-fired pellets to the fired pellets for reducing the fuel consumption rate during blast furnace operation.
  • the carbon equivalent (mol) derived from the adjacent carbon-containing non-fired pellets necessary for the reduction of the fired pellets was calculated.
  • the reduction steps of the calcined pellets charged into the blast furnace as part of the iron-containing raw material layer and the carbon-containing non-fired pellets are roughly divided into the following three stages ((1) to (3)).
  • the consumption C / O at is calculated.
  • O is the total amount (mol) of oxygen to be reduced in the calcined pellets and the carbon-containing unfired pellets
  • C is the amount of C (mol) derived from the carbon-containing unfired pellets
  • C / O is reduced. This represents the amount of carbon derived from carbon-containing non-fired pellets necessary for the reduction of the amount of oxygen derived from the fired pellets.
  • Reduction rate of fired pellets 30-50% (indirect reduction region)
  • the fired pellet is reduced by a reducing gas derived from the carbon-containing non-fired pellet.
  • the basic unit of use of the carbon-containing non-fired pellets for reducing the fired pellets and the carbon-containing non-fired pellets R (kg / tp) )
  • C Carbon content (%) in carbon-containing non-fired pellets
  • O Reducing oxygen content in carbon-containing non-fired pellets
  • R (kg / tp) 12 ⁇ 100 / C ⁇ (0.1 ⁇ 28.1 / 100/16 ⁇ P + 0.6 ⁇ O / 100 / 16 ⁇ R) (kg / tp) (4) Holds.
  • the main components of the carbon-containing non-fired pellets are carbon C and iron oxide Fe 2 O 3 , and the total amount of iron-containing dust, ash derived from carbon-containing dust, gangue components derived from cement, and water of crystallization by cement hydration reaction is 20 in total. Contains about 30%.
  • the component of a carbon-containing non-baked pellet is represented by [C / O] (molar ratio).
  • the C content C of the carbon-containing non-fired pellets is preferably 15 to 30%.
  • the carbon-containing non-fired pellet use basic unit R (kg / tp) for reducing the reducing material ratio
  • R (kg / tp)
  • the mixing ratio of the carbon-containing non-fired pellets and the fired pellets is as follows: the carbon-containing non-fired pellet use basic unit R (kg / tp), Ratio of basic unit used: P (kg / tp): Adjust so that R (kg / tp) / ⁇ P (kg / tp) satisfies the above formula (9). Next, the present inventors diligently studied the range of the basic unit P of use of the fired pellets.
  • the basic unit P of the calcined pellets is less than 150 kg / tp, the main components of the blast furnace charge are sintered ore and lump ore, and their reaction characteristics affect the blast furnace operation results. Even if the reducibility of the fired pellets is improved by the carbon-containing non-fired pellets charged in close proximity, the contribution to the overall operation becomes relatively small. Moreover, when the use basic unit P of a baked pellet exceeds 650 kg / tp, the segregation degree of the baked pellet at the time of charging will become large, and even a carbon-containing non-baked pellet cannot cover an adverse effect.
  • the use basic unit P (kg / tp) of the fired pellets is set to 150 to 650 kg / tp. This corresponds to a calcined pellet ratio: 10 to 40%, and the range of the basic unit R of use of the carbon-containing non-fired pellets corresponds to 14 to 202 kg / tp.
  • the reducing material ratio was suppressed to 485 (kg / tp) or less.
  • the basic unit P of the calcined pellets exceeds 650 kg / tp, it was difficult to operate at a reduced material ratio of 485 (kg / tp) or less even when using the carbon-containing non-calcined pellets.
  • the particle size of the carbon-containing non-fired pellets to be used is not particularly limited in the present invention, but uniform mixing with the fired pellets is suppressed, and a decrease in air permeability due to crushing of the carbon-containing non-fired pellets is suppressed. Therefore, the average particle size is desirably 20 mm or less.
  • the method of charging the carbon-containing non-fired pellets into the blast furnace is to charge the iron-containing raw material and coke alternately in layers from the top of the blast furnace in advance.
  • the same effect can be obtained by cutting the fired pellet tank and the carbon-containing non-fired pellet tank close to each other.
  • the shape and manufacturing method of the carbon-containing unfired pellets of the present invention are not particularly limited. In general, a raw pellet granulation method using a pan pelletizer is used, but the same effect can be obtained by using briquette molding which allows more compacting.
  • the conditions of a raw material are not specifically limited for the carbon-containing unbaked pellet of this invention.
  • iron-containing dust or coke-containing dust is mainly used, but even if iron ore or scales are blended, if the component range is within the range of the present invention, almost the same effect can be obtained. it can.
  • Example 1 Two types of carbon-containing unfired pellets, P1 and P2, were produced using iron-containing dust, carbon-containing dust, and early-strength Portland cement as raw materials.
  • P1 has a C content of 23%, C / O of 2.0, and a gangue component amount of 25%.
  • P2 has a C content of 28%, a C / O of 2.8, and a gangue component content of 25%.
  • These carbon-containing non-fired pellets were charged and used from the top of the furnace together with the fired pellets in a blast furnace having an effective volume of 5500 m 3 .
  • the quality of the sintered ore was almost constant, and the operation was performed so that the yield ratio was 2.1 to 2.2 (t / d / m 3 ).
  • Table 1 shows a list of the carbon-containing unfired pellets, the use conditions of the fired pellets, and the blast furnace operation evaluation results.
  • the reducing material ratio is 485 (kg / tp) or less in Comparative Example 1 in which the amount of carbon-containing non-fired pellets used is small relative to the amount of fired pellets used.
  • Comparative Example 2 the amount of carbon-containing non-fired pellets used was too much with respect to the amount of fired pellets used, and the reducing material ratio increased, and operation with a reducing material ratio of 485 (kg / tp) or less was could not.
  • the carbon-containing non-fired pellet P2 was used, the examination was performed under the condition where the amount of the fired pellet used was large.
  • Comparative Example 3 the amount of carbon-containing non-fired pellets used is 45 (kg / tp), which is the same as that of Invention Example 1, but is insufficient for the amount of fired pellets. The ratio could not be reduced. On the contrary, in Comparative Example 4, the ratio of the reducing material remained high because there were too many carbon-containing non-fired pellets.
  • the present invention in a blast furnace operation using an iron-containing raw material containing a large amount of calcined pellets, a significant reduction in the ratio of reducing material can be achieved with a smaller amount of carbon-containing non-fired pellets used than before. Obtainable. Therefore, by applying the present invention, it is possible to efficiently produce calcined pellets using low-quality but poor quality iron ore as a raw material, and the ratio of reducing materials during blast furnace operation when using the calcined pellets (coke ratio) As a result, energy can be saved and CO 2 can be reduced along with effective use of resources. Therefore, the present invention has a great industrial and social contribution.

Abstract

 本発明は、鉄含有原料として焼成ペレットを多量に使用する高炉操業において、含炭非焼成ペレットを焼成ペレットに混合して還元性の劣る焼成ペレットに近接させて装入することで、炉内の融着帯近傍での還元遅延部位をなくし、薄い融着帯構造とすることで、高炉操業時の燃料原単位の低減効果が大幅に発揮される高炉操業方法であって、高炉の炉頂から鉄含有原料とコークスを交互に層状に装入する高炉操業方法において、(i)予め含炭非焼成ペレットと焼成ペレットを混合し、該含炭非焼成ペレットと前記焼成ペレットの混合物を、前記鉄含有原料層の一部と代替するように装入し、かつ、(ii)前記含炭非焼成ペレットの使用原単位R(kg/tp)と焼成ペレットの使用原単位P(kg/tp)の比R(kg/tp)/P(kg/tp)が0.09~0.31となるように前記含炭非焼成ペレットと前記焼成ペレットの混合割合を調整する。

Description

含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法
 本発明は、含有カーボンによる自己還元性を高めた含炭非焼成ペレットを製造し、高炉に他の主原料とともに炉頂から装入することにより、炉内の低反応性部位を選択的に改善し、高炉の還元材比を低減させる高炉の操業方法に関する。
 一般的な高炉操業においては、鉄含有原料として、焼結鉱、焼成ペレット、塊鉱石が使用されている。国内では焼結鉱使用比率が最も高く、その割合は70~90%である。一方、焼成ペレットも5~20%使用されている。これらの鉄含有原料は、鉱石槽から切り出され、高炉の炉頂点から炉内に装入される段階で、粒度や、見掛け比重、形状の違いから偏析作用を受ける。
 これらの含鉄装入物は、高炉内で塊コークスと層状になるように、順々に、炉頂部から装入される。また、この際、炉内での鉄含有原料の還元を促進し、かつ、高温融着状態での通気抵抗を低減する目的で、小粒又は中粒の小塊コークスを鉄含有原料と混合することも一般的に行われている。
 鉄含有原料の高炉内の還元過程において、還元速度が最も遅いのは、ウスタイト(FeO)から鉄(Fe)への還元段階であり、この反応は、高炉シャフト部の800℃以上の温度領域で起こる。この反応は、ガス組成の影響が大きく、1000℃付近の温度で起こるコークスのガス化反応(ソルーションロス反応)の大小によって、速度が律速されている。
 微粒のカーボン原料と酸化鉄が近接している含炭非焼成ペレットは、その含炭ペレット自身の還元性に優れるばかりでなく、カーボン含有量を、ある一定量以上含有するので、その高いコークス反応性によって、含鉄含有原料の還元性が飛躍的に向上することが知られている。
 高炉用鉄含有原料は、約2~3mmの平均粒度の粉状鉄鉱石を主要な鉄含有原料とし、これに、石灰石、珪石などの副原料、粉コークス、無煙炭などの炭材を配合し、さらに、水分を添加して混合、造粒して擬似粒子とし、その後、焼結機で原料中の炭材を熱源として、加熱、焼結して得られる焼結鉱が主流を占めている。
 この方法における焼結原料の擬似粒子は、主として、粒径が約1mm以上の粗粒子を核として、この周囲に、粒径が約0.5~1mm未満の微粉粒子が付着した造粒物となる。この擬似粒子は、焼結機内の焼結原料充填層の通気性を維持し、焼結反応を良好に進行させるために、焼結原料の装入時や、さらに、加熱・乾燥され、焼結されるまでの間に崩壊しないだけの冷間強度が要求される。
 通常、焼結原料を擬似粒子に造粒するためには、ドラムミキサーを用いて、焼結原料の混合とともに、造粒を行うことが多い。
 一方、製鉄プロセスにおいて多量に発生する焼結ダスト、高炉ダストなどを集塵機などで回収した含鉄ダスト、さらに、スラッジ、スケール粉等の微粉のダスト(これらは、一般に、製鉄ダストと称する)や、ペレットフィード(ペレット用原料)などの微粉状原料も、鉄含有原料として用いられる。
 しかし、これらの微粉原料は、粒径0.25mm以下の微粉粒子が全体の80%以上を占めるため、これらを焼結原料として用いる場合には、微粉粒子による原料充填層の通気性悪化、生産性低下などの問題が生じ易い。
 このような微粉状原料を、主要な鉄含有原料として焼結する場合には、予め、混合機を用いて鉄含有原料と副原料に水分を添加し混合した後、さらに、ドラムミキサーに比べて造粒強度が高いディスクペレタイザーなどの造粒機を用いて、粒径0.25mm以下の微粉粒子を主体する球状の生ペレットを製造し、その後、燃焼ガスなどを熱源とする外部加熱型焼結機を用いて焼結を行い、焼成ペレットを製造する。
 一方、微粉状原料は、造粒して生ペレットにした後、養生(生石灰などの水和反応や炭酸塩化処理)により造粒物の強度を高めた後、焼結せずに、そのまま、高炉用鉄原料として使用する非焼成ペレットも古くから知られている。
 非焼成ペレットの製造方法としては、高炉2次灰、転炉ダスト、焼結ダスト、スラリーなどの製鉄所で発生する製鉄ダストを生ペレットに造粒する際に、ダストの粒度分布を適正範囲に調整し、生石灰、セメントなどの結合材(バインダー)と5~15%の水分を添加し、ディスクペレタイザー等により造粒し生ペレットを製造した後、ヤード堆積等により数日間養生(CaO系バインダーの水和反応、炭酸塩化反応の促進)して硬化させるコールドボンドペレットの製造方法が知られている(例えば、特許文献1、参照)。
 また、近年、高炉操業における還元材比の低減を目的とし、上記非焼成ペレットプロセスを利用して、炭素含有量の高い非焼成ペレットを製造する方法も提案されている(例えば、特許文献2~5、参照)。
 例えば、含酸化鉄原料とカーボン系炭材を配合しバインダーを加えて混錬、成型、養生してなるカーボン内装非焼成ペレットにおいて、鉄鉱石類の酸化鉄を還元し金属鉄とするために必要な理論炭素量の80~120%のカーボンを含有し、かつ、常温での圧潰強度7850kN/m(80kg/cm)以上となるようにバインダーを選択して混合、成型、養生してなることを特徴とする高炉用のカーボン内装非焼成ペレット及びその製造方法が提案されている(例えば、特許文献2、参照)。
 この方法によれば、一般に還元ガスの温度とガス組成(ηCO=CO/(CO+CO))との関係から、酸化鉄の還元反応の進行が制約される高炉シャフト部の熱保存帯と還元反応平衡帯においても、900~1100℃の温度領域で、非焼成ペレット中の酸化鉄は、内装するカーボンにより還元反応を起こす結果、還元率が向上するため、高炉操業時の還元材比の低減効果が期待できる。
 しかしながら、これらの方法では、非焼成ペレットに内装するC含有量は、酸化鉱を還元し金属鉄とするために必要な理論炭素量(以下、C当量ということがある)で120%以下(全カーボン含有量(T.C)は、約15質量%以下に相当する)に制限され、これ以上C含有量を増加すると、非焼成ペレットの冷間圧潰強度および熱間強度が損なわれるという問題があった。
 さらに、これらの方法では、炭材を内装した非焼成ペレットの冷間圧潰強度を維持するために、生石灰に代えて、早強ポルトランドセメントなどのセメント系のバインダーを使用するため、バインダーの添加量を増加させると吸熱反応であるセメントの脱水反応により高炉内のシャフト部での昇温速度が低下するだけでなく、低温での還元停滞域(低温熱保存帯)を発生させ、高炉用鉄原料として装入する焼結鉱の高炉内の還元粉化を助長させてしまう点が問題であった。
 また、炭材と鉄鉱石からなる炭材内装非焼成ペレットであって、炭材の軟化溶融時の最高流動度と鉄鉱石の10μm以下の酸化鉄粒子の割合との関係を規定した、還元性と還元後の強度に優れた炭材内装非焼成ペレットが提案されている(例えば、特許文献3、参照)。
 この方法によれば、炭材内装非焼成ペレット中の炭材が260~550℃の温度域で軟化溶融、固化することを利用し、酸化鉄粒子間の空隙に溶融した炭材を侵入、固化させ、炭材と酸化鉄の接触面積を大きくし、熱伝導性を改善して還元効率を高めるとともに、酸化鉄粒子同士の結合を強めることにより、還元後の強度(熱間強度)も向上させることができる。
 しかし、この方法により、炭材内装非焼成ペレットの被還元性と還元後の強度(熱間強度)を向上させるためには、最高流動度の高い石炭類を炭材として利用しなければならないため、省エネルギー、省資源を前提とした高炉操業時の還元材比の低減という目的の点から好ましい方法とは言い難い。
 また、粉鉱石と、揮発分が16%以上、ギーセラー流動度が20DDPM以上の粘結炭(炭材)を混合し、260~550℃の温度域で、成形圧20~150MPaで熱間成形した後、成形温度範囲で5分間以上の脱ガス処理を行うことを特徴とする、見掛け密度が2.3g/cm以上の還元鉄用塊成化物も提案されている(例えば、特許文献4、参照)。
 この方法によれば、炭材が軟化溶融、固化する260~550℃の温度域で熱間成形して、酸化鉄粒子どうしを炭材で強固に連結し、見掛け密度が2.3g/cm以上の塊成化物とした後、脱ガス処理により炭材からの揮発分を抜くことにより、塊成化物の強度を高め、還元中の塊成化物の膨れによる割れを防止するものである。
 しかし、この方法は、熱間ブリケット成型や、脱ガス処理を必要とするため、製造時のエネルギー消費が高く、製造コストが高くなる点で経済的に不利な方法であり、また、造粒法に比べて塊成物の密度が高くなるため、塊成物中の炭材のガス化や酸化鉄の還元反応で発生するCO、COガスによる爆裂(バーステイング)が発生し易い。
 また、粒径が3~25mmの炭材を核とし、核を内包する外周層を粒径が1mm以下の鉄原料と炭材との混合物とし、核としての炭材の体積分率がペレット全体の0.2~30vol%で、外周層中の炭材の含有率が5~25wt%であり、ペレット全体の全カーボン含有量が25~35質量%と高い、2重構造の炭材内装非焼成ペレットが提案されている(例えば、特許文献5、参照)。
 この技術によれば、外周層中に含有する粒径が1mm以下の炭材により酸化鉄を還元し、外周層が融液化した場合に、核としての炭材を浸炭源として機能させることにより、高炉内での被還元性を改善する他、浸炭作用による溶銑の滴下挙動を改善し、高炉操業時の燃料比低減と融着帯部の通気抵抗を低減することができる。
 しかし、この粒径および炭材と酸化物の組成が異なる2重構造からなり、全カーボン含有量が25質量%以上と高いペレットは、冷間の磨耗強度が低くなるという問題がある。また、このような特殊な2重構造を有するペレットを製造するためには、製造工程が複雑となり、強度維持のために多量のバインダーが必要となるなど、製造時の生産性やコストの点から不利な方法であった。
 以上のように、従来の含炭非焼成ペレットは、高炉用原料として要求される冷間圧潰強度50kg/cm以上を維持するために、炭素含有量を15質量%(炭素当量で1.2に相当)に制限せざるを得なかったため、上記含炭非焼成ペレット中の酸化鉄の直接還元は十分に促進できても、上記含炭非焼成ペレット以外の焼結鉱などの主要な高炉用鉄含有原料の還元を十分に促進することはできなかった。
 また、従来法によりポルトランドセメントなどの水硬性バインダーを多量に添加することで、含炭非焼成ペレットの冷間圧潰強度は、ある程度まで向上できるが、高炉内の還元温度域で、上記バインダーは脱水反応を起こすため、十分な熱間強度を維持することはできなかった。
 したがって、比較的安価でかつ単純な製造方法を用いて、含炭非焼成ペレットと高炉用鉄含有原料の被還元率を向上し、高炉操業時の還元材比を大幅に低減するために、十分な炭素含有量を有し、かつ、冷間強度とともに還元温度域での熱間強度(還元時の強度)にも優れた炭材内装非焼成ペレットの製造方法の開発が望まれている。
 一方、高炉用鉄含有原料の中でも、焼成ペレットは、還元過程において、還元ガスによりペレット表面から還元が進行する強いトポケミカル反応によるメタルシェル(表面の還元鉄が焼結してできた緻密な鉄の層)を形成するため、焼結鉱と比較して、1000℃以上の高温域で難還元性となり、融着開始時に多量の融液を排出する。
 さらに、その形状(球体)から、焼結鉱や鉄鉱石に比べて、炉内への装入時に偏析し易く、特に、還元負荷の高い周辺部に多量に偏析した場合は、部分的な還元遅れが発生し、焼結鉱と焼成ペレットから構成される高炉融着帯の厚みが増し、炉内の通気性が悪化する他、未還元融着物の滴下も起こるため、還元材比が上昇することが知られている。
 現状の一般的な高炉操業では焼結鉱が主体であり、70~90%の範囲であり、焼成ペレット配合は5~20%程度である。しかし、鉱床の枯渇により鉄鉱石の低品位化が進んでおり、選鉱処理に伴う鉄鉱石の微粉化が進行し、微粉鉄鉱石を用いて焼結鉱を製造する際の通気性低下に起因する成品歩留及び生産性の低下が問題となっている。
 そこで、焼結鉱に比べて成品歩留及び生産性を低下させずに、微粉鉱石を含む鉄含有原料を用いて製造可能な焼成ペレットを、高炉で利用するための技術の重要性が高まっている。そして、焼成ペレットの一部に代えて、含炭非焼成ペレットを使用する方法が、いくつか提案されている(例えば、特許文献6~7、参照)。
 含炭非焼成ペレットを、焼成ペレットを多量に含む鉄含有原料層に混合して高炉で使用する場合には、鉄含有原料層の主原料である焼結鉱の還元促進は図れても、鉄含有原料層において焼成ペレットが偏析して多く存在する部位の還元反応を選択的に促進することはできず、最終的には、当該部位の還元遅れが発生し、十分な還元材比低減効果を享受することができなかった。
 このような方法で鉄含有原料層における焼成ペレット集中部位の還元促進を十分に図るには、多量の含炭非焼成ペレット使用が必要となっていた。多量の含炭非焼成ペレットを多量に使用する場合には、含炭非焼成ペレットに含有されるバインダーの脱水反応により、高炉内のシャフト部での昇温速度が低下するだけでなく、低温での還元停滞域(低温熱保存帯)を発生させ、高炉用鉄含有原料層内の焼結鉱の高炉内の還元粉化を助長させてしまう点が問題であった。
 また、含炭非焼成ペレットによる焼成ペレットの還元促進の効果は低く、含有非焼成ペレットの使用量が必要以上に多いため、上述した、焼結鉱の高炉内の還元粉化を招くおそれがあった(例えば、特許文献7、参照)。
 したがって、鉄含有原料として焼成ペレットを多量に使用する高炉操業において、含炭非焼成ペレットによる焼成ペレットの還元促進の効果を効率よく発揮し、大幅な還元材比削減効果が期待できる、含炭非焼成ペレットの高炉使用方法の開発が望まれている。
特開昭53−130202号公報 特開2003−342646号公報 特開2000−160219号公報 特開平11−92833号公報 特開平8−199249号公報 特開2003−301205号公報 特開平6−145729号公報
 本発明は、上記従来技術の現況に鑑み、鉄含有原料として焼成ペレットを多量に使用する高炉操業において、含炭非焼成ペレットを焼成ペレットに混合して、還元性の劣る焼成ペレットに近接させて装入することで、炉内の融着帯近傍での還元遅延部位をなくし、薄い融着帯構造とすることで、高炉操業時の燃料原単位の低減効果が大幅に発揮される高炉操業方法を提供することを課題とする。
 本発明者らは、高炉用鉄含有原料を構成する焼結鉱、焼成ペレット、塊鉱石の高温挙動を測定し、さらに、これらに含炭非焼成ペレットを所定量配合した場合の高温挙動の変化について、実験などにより鋭意検討した。
 その結果、高炉用鉄含有原料を構成する焼結鉱、焼成ペレット、塊鉱石のうちで、特に、焼成ペレットと含炭非焼成ペレットを混合したときに、高温被還元性向上効果が、特に大きいことを見出した。
 そして、焼成ペレットと含炭非焼成ペレットの使用量の関係から、含炭非焼成ペレット使用量の最適化を図ることで、含炭非焼成ペレットによる焼成ペレットの還元改善効果を最大限に発揮できることが解った。
 本発明は、この知見に基づき上記課題を解決するためになされたものであり、その要旨とするところは、以下のとおりである。
 (1)高炉の炉頂から鉄含有原料とコークスを交互に層状に装入する高炉操業方法において、
 (i)予め含炭非焼成ペレットと焼成ペレットを混合し、該含炭非焼成ペレットと前記焼成ペレットの混合物を、前記鉄含有原料層の一部と代替するように装入し、かつ、
 (ii)前記含炭非焼成ペレットの使用原単位R(kg/tp)と、前記焼成ペレットの使用原単位P(kg/tp)の比R(kg/tp)/P(kg/tp)が0.09~0.31となるように、前記含炭非焼成ペレットと前記焼成ペレットの混合割合を調整する
ことを特徴とする含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法。
 (2)前記焼成ペレットの使用原単位Pが150kg/tp以上、650kg/tp以下であることを特徴とする前記(1)記載の含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法。
 本発明によれば、焼成ペレットを多く配合した鉄含有原料を使用する高炉操業において、従来に比べて小量の含炭非焼成ペレット使用量で大幅な還元材比の改善を得ることができる。
 したがって、本発明の適用により、安価であるものの劣質の粉状鉄鉱石を原料として効率的に焼成ペレットを製造し、かつ、焼成ペレットを使用した場合の高炉操業時の還元材比(コークス比)を、大幅に低減することができ、資源の有効利用とともに、省エネルギー化、低CO化が可能となる。
 図1は、各種高炉装入物の還元性状を測定する荷重軟化試験装置を模式的に示す図である。
 図2は、焼結鉱と焼成ペレットの、含炭非焼成ペレットとの均一混合による1200℃還元率の変化を示す図である。
 図3は、焼成ペレットの還元過程において、近接する含炭非焼成ペレットの所要量を算出するための消費C/Oを示す図である。
 図4は、含炭非焼成ペレット使用原単位Rと、含炭非焼成ペレットのC含有量C、焼成ペレット使用原単位Pの関係を示す図である。
 図5は、含炭非焼成ペレットのC含有量と反応後強度の関係を示す図である。
 図6は、含炭非焼成ペレットの使用原単位Rと焼成ペレットの使用原単位Pの比A(=R/P)と、高炉の還元材比との関係を示した図である。
 本発明の詳細について説明する。
 まず、高炉内反応を模擬できる、荷重軟化試験装置を用いて、各種含鉄装入物の還元特性の含炭非焼成ペレット配合による変化を検討した。
 荷重軟化試験装置を用いた還元率の測定方法について、以下に説明する。図1は、荷重軟化試験装置の断面図である。下段電気炉6と上段電気炉5は、フランジにより接合されており、一体構造をなしている。
 下段電気炉6は、還元ガスの予熱をするために設置され、上段電気炉5は、試料3の加熱に用いられる。鉄鉱石などの試料3は、ルツボに装入された後、反応管内に設置される。試料3は、ルツボ内で、上下のコークス層に挟んで装入される。
 予め、所定の組成及び流量に調整された還元ガスは、還元ガス入口7から、反応管内に導入され、下段電気炉6で予熱された後、ルツボ内の試料3へ導入される。反応後のガスは、反応ガス出口2から排出され、この排出ガスの一部を採取して、ガス分析計で、その成分を分析する。この排ガスの分析値から、還元率が算出される。
 同時に、熱電対4で、試料3の直上部の温度を測定し、還元ガス入口7と反応ガス出口2におけるガス圧力を測定する。この圧力の差から、試料3の通気抵抗を計測する。また、試料3が昇温及び還元される過程において、荷重印加装置1により試料3に任意の荷重を与え、実炉での荷重条件を模擬する。その結果得られる試料3の収縮挙動を測定する。なお、図中、8は液滴収容部、9は液滴検知器である。
 図2に、測定結果を示す。実炉で用いる焼結鉱、及び、焼成ペレットを、平均粒径10~15mmに整粒し、それぞれに、含炭非焼成ペレットを均一混合したものを試料として用いた。
 含炭非焼成ペレットは、含鉄ダスト、含カーボンダスト、早強ポルトランドセメントを所定量配合した後、パンペレタイザーで造粒し、その後、2週間天日養生させて製造した。含炭非焼成ペレットの成分は、カーボン25%、T.Fe45%であり、炭素当量は、2.0である。
 含炭非焼成ペレットの配合によって、焼結鉱、及び、焼成ペレットの1200℃時点の到達還元率が向上した。両者を比較すると、まず、焼成ペレットの方が、還元率が低い。
 これは、以下の理由による。焼成ペレットの場合、気孔径分布が均一であるため、還元がトポケミカル反応で進行し、低温域で強固なメタルシェルが形成されて、内部へのガス拡散が抑制される。その結果、焼成ペレット内部に、未還元FeOを多く含む融液が多量に内在することになり、それが、高温域で、一気に外部に流失するため、高温域で、気孔閉塞による還元停滞が顕著になる。
 一方、焼結鉱は、不均一な気孔構造をもつため、速やかに内部まで均一に還元が進行し、メタル化するので、未還元FeOを多く含む融液量は相対的に少なく、高温域でも還元が進行する。
 含炭非焼成ペレットの効果を比較すると、焼成ペレットに含炭非焼成ペレットを均一に混合させた方が、還元率の向上効果が大きいことが解る。これは、含炭非焼成ペレット自身の還元率が極めて高いことに加えて、前述のメタルシェル形成までに、含炭非焼成ペレットのガス化によるCOガスによる還元が促進されるので、内部に留まる融液量が減少し、高温域での還元停滞が軽減されるためである。
 以上の結果から、含炭非焼成ペレットは、焼結鉱近傍よりも、焼成ペレットと混合し、含炭非焼成ペレットを焼成ペレット近傍に存在させた方が、その効果を大きく発揮できるとの着想を得た。
 さらに、本発明者らは、高炉操業時の燃料原単位を低減するための焼成ペレットに対する含炭非焼成ペレットの混合割合について鋭意検討した。
 それに先立ち、焼成ペレットの還元に必要な近接する含炭非焼成ペレット由来のカーボン当量(mol)を算出した。鉄含有原料層の一部として高炉内に装入した焼成ペレットと、含炭非焼成ペレットの還元段階は、概ね、以下の3段階((1)~(3))に区分され、それぞれの段階での消費C/Oが算出される。
 ここで、Oは、焼成ペレット及び含炭非焼成ペレットの被還元酸素量の合計(mol)、Cは、含炭非焼成ペレット由来のC量(mol)であり、C/Oは、還元される焼成ペレット由来の酸素量に対する還元に必要な含炭非焼成ペレット由来のカーボン量を表す。
 (1)焼成ペレットの還元率<30%(低温領域)
 焼成ペレットは、含炭非焼成ペレットに関与せず、通常コークス由来の還元ガスによって還元される。
 (2)焼成ペレットの還元率:30~50%(間接還元領域)
 焼成ペレットは、含炭非焼成ペレット由来の還元ガスにより還元される。
 C+CO=2CO・・・(1)   (含炭非焼成ペレット由来Cのガス化開始)
 2CO+2FeO=2Fe+2CO・・・(2)   (焼成ペレットの間接還元)
 上記(1)式、(2)式から
 C+2FeO=2Fe+CO
 モル比:C/O=0.5
 (3)焼成ペレットの還元率:50~100%(溶融(直接)還元領域)
 焼成ペレットは軟化融着開始し、溶融(直接)還元によって還元される。
 C+FeO=Fe+CO・・・(3)
 モル比:C/O=1.0
 以上の結果は、図3のように図示される。含炭非焼成ペレットによる還元促進効果は、(2)の領域で発揮され、焼成ペレット当りでは、モル比:C/Oは、0.2×0.5=0.1を与えればよい。
 一方、含炭非焼成ペレット中の被還元酸素は、含炭非焼成ペレット中のカーボンによって、(2)、(3)の領域で還元されるので、含炭非焼成ペレット当りでは、モル比:C/Oは0.6必要となる。
 上記検討結果に基づき、本発明者らは、焼成ペレットの使用原単位:P(kg/tp)に応じた含炭非焼成ペレットの使用原単位:R(kg/tp)を求めた。
 例えば、焼成ペレットの使用原単位:P(kg/tp)で、O量:28.1%(T.Fe=65.7%,FeO=0.9%)の焼成ペレットと、被還元酸素量O%を持つ含炭非焼成ペレットとを混合して高炉に装入する場合、該焼成ペレットと含炭非焼成ペレットを還元するための含炭非焼成ペレットの使用原単位:R(kg/tp)は、C:含炭非焼成ペレット中カーボン含有量(%)、O:含炭非焼成ペレット中被還元酸素量を用いて、
 R(kg/tp)=12×100/C×(0.1×28.1/
          100/16×P+0.6×O/100/
          16×R)(kg/tp)・・・(4)
が成り立つ。
 ここで、含炭非焼成ペレット中のカーボン含有量、被還元酸素量の関係について説明する。含炭非焼成ペレットは主成分が、カーボンCと酸化鉄Feからなり、含鉄ダストや含カーボンダスト由来の灰分、セメント由来の脈石成分、セメント水和反応による結晶水を合計で20~30%程度含有する。ここで、含炭非焼成ペレットの成分を、[C/O](モル比)で表す。
 今、含炭非焼成ペレットの含有脈石成分を25%とすると、
 C+Fe=75(質量%)   ・・・(5)
となるので、
被還元酸素:O(mol%)とカーボン含有量:C(質量%)の関係は、
 O(mol%)=3×16/(2×55.85+3×16)×
         (75−C)/16
        =0.3×(75−C)/16  ・・・(6)
となる。
 この関係式を(4)式に適用すると、
 R(kg/tp)=12/C×100×(0.1×28.1/
          100/16×P+0.6×0.3×
          (75−C)/16/100×R)
         =2.1075×P/(1.135×C−
          10.125)・・(7)
となる。
 したがって、焼成ペレットの使用原単位:P(kg/tp)及び含炭非焼成ペレットの含有C量に応じて、上記(7)式の関係を基に、含炭非焼成ペレットの使用原単位:R(kg/tp)を設定することにより、近接する焼成ペレットを還元することができる。
 この含炭非焼成ペレットの使用原単位R(kg/tp)と焼成ペレットの使用原単位P(kg/tp)の関係を、図4に示す。
 また、含炭非焼成ペレットの成分を、C/O(モル比)で表すと、(6)式から
 [C/O]=C/12×16/0.3/(75−C)
      =4.44×C/(75−C)       ・・・(7)
となり、
 C=75×[C/O]/(4.44+[C/O])   ・・・(8)
となる。
 この関係式から、例えば、[C/O]=1.0、2.0、3.0は、それぞれ、C(質量%)=14%、23%、30%に相当する。
 C含有量が多くなると、含炭非焼成ペレットの冷間・熱間の強度が低下するため、C含有量には、上限が存在する。そこで、本発明者らは、含炭非焼成ペレットの反応後強度に及ぼすC含有量の影響を調査した。
 種々のC含有量を持つ含炭非焼成ペレットを、900℃、CO/CO=7/3の条件で1時間加熱した後の圧潰強度を調べた。図5に示すように、C含有量Cの上昇によって反応後強度が低下した。非特許文献「鉄と鋼72(1986)、S98.」から、高炉内で含炭ペレットは10kg/Piece以上を保つ必要があるが、C含有量Cが30%よりも大きいと、10kg/Pieceを保てないことが解った。よって、本発明におけるC含有量Cの上限は30%とする。
 本発明者らは、次に、還元材比低減のための含炭非焼成ペレット使用原単位R(kg/tp)の最適範囲について鋭意検討した。含炭非焼成ペレットの含有カーボン量Yが15%未満(C/Oが1.0に相当)では、上記(2)式の間接還元及び溶融(直接)還元の反応効率の向上効果は低くなり、その結果、通常コークスを用いた場合に比べて、還元材比を十分に低減することは困難となる。
 また、含炭非焼成ペレットの含有カーボン量Cが30%を超える(C/Oが3.0に相当)場合は、圧潰強度が低下し、高炉内の通気性を阻害するため、上記(1)~(2)式の間接還元反応の進行が妨げられ、その結果、通常コークスを用いた場合に比べて、還元材比を十分に低減することは困難となる。
 このため、含炭非焼成ペレットのC含有量Cは15~30%とするのが好ましい。この含炭非焼成ペレットの好ましいC量C:15~30%を踏まえ、上記(7)式に基づけば、還元材比低減のための含炭非焼成ペレット使用原単位R(kg/tp)の上下限値は、以下のようになる。
 R(kg/tp)=(0.09~0.31)×P(kg/tp)  ・・・(9)
 したがって、本発明では、高炉操業時の還元材比低減のために、含炭非焼成ペレットと焼成ペレットの混合割合は、含炭非焼成ペレット使用原単位R(kg/tp)と、焼成ペレットの使用原単位:P(kg/tp)の比:R(kg/tp)/×P(kg/tp)が上記(9)式を満たすように調整する。
 次に、本発明者らは、焼成ペレットの使用原単位Pの範囲について鋭意検討した。焼成ペレットの使用原単位Pが150kg/tp未満であると、高炉装入物の主体は、焼結鉱と塊鉱石となり、それらの反応特性で、高炉操業成績が左右されてしまい、装入される焼成ペレットの還元性が、近接装入された含炭非焼成ペレットによって改善されても、全体の操業への寄与は相対的に小さくなってしまう。
 また、焼成ペレットの使用原単位Pが650kg/tpを超えると、装入時の焼成ペレットの偏析度合いが大きくなり、含炭非焼成ペレットでも悪影響がカバーできない。
 以上から、本発明において、焼成ペレットの使用原単位P(kg/tp)は、150~650kg/tpとする。これは焼成ペレット比:10~40%に相当し、含炭非焼成ペレットの使用原単位Rの範囲は、14~202kg/tpに相当する。
 図6に、含炭非焼成ペレットの使用原単位R(kg/tp)と焼成ペレットの使用原単位P(kg/tp)との比:A(=R/P)と、還元材比との関係を示す。
 有効容積5500mの高炉において、焼成ペレットと含炭非焼成ペレットの使用量による還元材比の変化を調査した。調査期間中、焼結鉱の品質はほぼ一定であり、出銑比が2.1~2.2(t/d/m)となるように操業した。含炭非焼成ペレットの配合がない場合、焼成ペレットの使用原単位Pの増加に伴い、還元材比が上昇した。
 一方、含炭非焼成ペレットの使用原単位RR(kg/tp)と焼成ペレットの使用原単位P(kg/tp)との比A(=R/P)が0.09~0.31となるように含炭非焼成ペレットと焼成ペレットを混合した場合は、還元材比は、485(kg/tp)以下に抑えられた。
 しかし、焼成ペレットの使用原単位Pが650kg/tpを超えると、含炭非焼成ペレットを使用しても、還元材比485(kg/tp)以下の操業は困難であった。また、焼成ペレットの使用原単位Pが150kg/tpより低い場合でも、含炭非焼成ペレットを使用しても、還元材比485(kg/tp)以下の操業は困難であった。
 含炭非焼成ペレットの使用原単位Rと焼成ペレットの使用原単位Pの比:A(=R/P)が0.31を超える場合は、焼成ペレットの使用原単位Pの上昇に伴って、含炭非焼成ペレット使用量が不足して、還元材比は上昇した。
 一方、含炭非焼成ペレットの使用原単位Rと焼成ペレットの使用原単位Pの比:A(=R/P)が0.09より低くなる場合も、焼成ペレットの使用原単位Pの上昇に伴って、還元材比は上昇した。
 これは、前述したように、焼成ペレットの還元に必要な量以上に含炭非焼成ペレットを配合した結果、焼成ペレットに比べて圧潰強度が低い含炭非焼成ペレットの増加に伴う通気性の低下が顕著となり、また、含炭非焼成ペレットの速いガス化によるCOガスが有効に活用されず、炉頂に逃げてしまったためである。
 なお、同様のことを、通常コークス(小塊コークス)に適用しても成り立たない。通常コークスは、ガス化反応(C+CO=2CO)の速度が遅いので、より多量のコークスが必要となる。
 また、使用する含炭非焼成ペレットの粒径は、本発明では、特に限定するものではないが、焼成ペレットとの均一な混合を図り、含炭非焼成ペレットの圧潰による通気性の低下を抑制するために、平均粒径20mm以下とすることが望ましい。
 また、含炭非焼成ペレットの高炉への装入方法は、高炉の炉頂から鉄含有原料とコークスを交互に層状に装入する際、事前に、焼成ペレットと含炭非焼成ペレットを装入前に混合し、上記含炭非焼成ペレットと上記焼成ペレットの混合物を、上記鉄含有原料層の一部と代替するように装入することが望ましい。
 焼成ペレットと含炭非焼成ペレットを装入前に混合する方法として、焼成ペレット槽、含炭非焼成ペレット槽を近接させて切り出しても、同様の効果が得られる。
 さらに、本発明の含炭非焼成ペレットは、形状や製造方法が特に限定されないものである。一般的には、パンペレタイザーを用いた生ペレットの造粒方法を用いるが、より圧密成形が可能なブリケット成形を用いても、同様の効果が得られる。
 また、本発明の含炭非焼成ペレットは、原料の条件も特に限定されないものである。一般的には、含鉄ダストや含コークスダストなどが主に用いられるが、鉄鉱石やスケール類などを配合しても、成分範囲が本発明範囲内であれば、ほぼ同様の効果を得ることができる。
 以下、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1]
 含鉄ダスト、含カーボンダスト、早強ポルトランドセメントを原料として、2種類の含炭非焼成ペレット、P1とP2を製造した。P1は、C含有量が23%、C/Oが2.0、脈石成分量が25%である。P2は、C含有量が28%、C/Oが2.8、脈石成分量が25%である。
 これらの含炭非焼成ペレットを、有効容積5500mの高炉において、焼成ペレットとともに炉頂部から装入して使用した。使用期間中は、焼結鉱の品質はほぼ一定であり、出銑比が2.1~2.2(t/d/m)となるように操業した。
 表1に、含炭非焼成ペレット、焼成ペレットの使用条件と高炉操業評価結果の一覧を示す。表1から解るように、含炭非焼成ペレットP1を使用した場合、含炭非焼成ペレット使用量が焼成ペレット使用量に対して少ない比較例1は、還元材比が485(kg/tp)以下の操業はできなかった。
 比較例2は、逆に、含炭非焼成ペレット使用量が焼成ペレット使用量に対して多過ぎて還元材比が上昇してしまい、やはり、還元材比485(kg/tp)以下の操業はできなかった。
 含炭非焼成ペレットP2を使用した場合では、焼成ペレット使用量の多い条件で、検討を行った。比較例3は、含炭非焼成ペレット使用量が45(kg/tp)と、発明例1と同等の使用量であるのに関わらず、焼成ペレット量に対しては不足しており、還元材比を低下させることはできなかった。比較例4は、逆に、過度に含炭非焼成ペレット配合が多いために、やはり、還元材比は高めに推移した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 前述したように、本発明によれば、焼成ペレットを多く配合した鉄含有原料を使用する高炉操業において、従来に比べて小量の含炭非焼成ペレット使用量で大幅な還元材比の改善を得ることができる。
 したがって、本発明の適用により、安価であるものの劣質の粉状鉄鉱石を原料として効率的に焼成ペレットを製造し、かつ、焼成ペレットを使用した場合の高炉操業時の還元材比(コークス比)を、大幅に低減することができ、資源の有効利用とともに、省エネルギー化、低CO化が可能となる。よって、本発明は、工業的及び社会的な貢献が多大なものである。
 1  荷重印加装置
 2  反応ガス出口
 3  試料
 4  熱電対
 5  上段電気炉
 6  下段電気炉
 7  還元ガス入口
 8  液滴収容部
 9  液滴検知器

Claims (2)

  1.  高炉の炉頂から鉄含有原料とコークスを交互に層状に装入する高炉操業方法において、
     (i)予め含炭非焼成ペレットと焼成ペレットを混合し、該含炭非焼成ペレットと前記焼成ペレットの混合物を、前記鉄含有原料層の一部と代替するように装入し、かつ、
     (ii)前記含炭非焼成ペレットの使用原単位R(kg/tp)と、前記焼成ペレットの使用原単位P(kg/tp)の比R(kg/tp)/P(kg/tp)が0.09~0.31となるように、前記含炭非焼成ペレットと前記焼成ペレットの混合割合を調整する
    ことを特徴とする含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法。
  2.  前記焼成ペレットの使用原単位Pが150kg/tp以上、650kg/tp以下であることを特徴とする請求項1記載の含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法。
PCT/JP2009/067948 2008-10-10 2009-10-09 含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法 WO2010041770A1 (ja)

Priority Applications (6)

Application Number Priority Date Filing Date Title
BRPI0920547-0A BRPI0920547B1 (pt) 2008-10-10 2009-10-09 Método para operar alto forno usando péletes não cozidos contendo carvão
KR1020117008074A KR101211302B1 (ko) 2008-10-10 2009-10-09 함탄 비소성 펠릿을 사용하는 고로 조업 방법
UAA201105488A UA97916C2 (ru) 2008-10-10 2009-10-09 Доменный процесс С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ углеродсодержащих необожженных ГРАНУЛ
JP2010508646A JP4603628B2 (ja) 2008-10-10 2009-10-09 含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法
CN2009801398032A CN102177256B (zh) 2008-10-10 2009-10-09 采用含碳非烧成球团矿的高炉操作方法
EP09819299.0A EP2336371B8 (en) 2008-10-10 2009-10-09 Blast furnace operating method using carbon-containing unfired pellets

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2008264483 2008-10-10
JP2008-264483 2008-10-10

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2010041770A1 true WO2010041770A1 (ja) 2010-04-15

Family

ID=42100712

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2009/067948 WO2010041770A1 (ja) 2008-10-10 2009-10-09 含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法

Country Status (7)

Country Link
EP (1) EP2336371B8 (ja)
JP (1) JP4603628B2 (ja)
KR (1) KR101211302B1 (ja)
CN (1) CN102177256B (ja)
BR (1) BRPI0920547B1 (ja)
UA (1) UA97916C2 (ja)
WO (1) WO2010041770A1 (ja)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2018044199A (ja) * 2016-09-13 2018-03-22 新日鐵住金株式会社 高炉の操業方法
CN111638316A (zh) * 2020-05-29 2020-09-08 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
CN112609030A (zh) * 2020-12-11 2021-04-06 四川德胜集团钒钛有限公司 一种钒钛磁铁矿的高炉冶炼方法

Families Citing this family (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP6350101B2 (ja) * 2013-10-22 2018-07-04 新日鐵住金株式会社 炭素高反応性装入物の装入量決定方法及びこれを用いた高炉操業方法
CN104313306B (zh) * 2014-10-15 2016-08-10 中冶长天国际工程有限责任公司 一种烧结矿固体燃料单位消耗量的测量方法及装置
CN115368042B (zh) * 2022-08-19 2023-09-08 深圳市考拉生态科技有限公司 一种利用氟石膏与石英废石生产多孔性硅灰石球粒的方法

Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5358416A (en) * 1976-11-05 1978-05-26 Nippon Steel Corp Blast furnace operating method
JPS53130202A (en) 1977-04-20 1978-11-14 Nippon Steel Corp Preparation of cold pellet of dust
JPS58164710A (ja) * 1982-03-24 1983-09-29 Sumitomo Metal Ind Ltd 高炉原料の装入方法
JPH06145729A (ja) 1992-11-09 1994-05-27 Nippon Steel Corp 高炉操業法
JPH08199249A (ja) 1995-01-20 1996-08-06 Nippon Steel Corp 製鉄用塊成鉱
JPH1192833A (ja) 1997-07-22 1999-04-06 Kobe Steel Ltd 還元鉄用塊成化物およびその製造方法
JP2000160219A (ja) 1998-11-24 2000-06-13 Kobe Steel Ltd 炭材内装ペレット及び還元鉄製造方法
JP2003301205A (ja) 2002-04-11 2003-10-24 Kobe Steel Ltd 高炉原料装入方法
JP2003342646A (ja) 2002-05-28 2003-12-03 Tetsugen Corp 高炉用のカーボン内装非焼成塊成鉱およびその製造方法
JP2008095177A (ja) * 2006-09-11 2008-04-24 Nippon Steel Corp 高炉用含炭非焼成ペレットの製造方法

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1025351C (zh) * 1990-10-23 1994-07-06 刘玉琦 生料混装高炉炼铁法
JP4971815B2 (ja) * 2007-02-01 2012-07-11 株式会社神戸製鋼所 高炉操業方法

Patent Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5358416A (en) * 1976-11-05 1978-05-26 Nippon Steel Corp Blast furnace operating method
JPS53130202A (en) 1977-04-20 1978-11-14 Nippon Steel Corp Preparation of cold pellet of dust
JPS58164710A (ja) * 1982-03-24 1983-09-29 Sumitomo Metal Ind Ltd 高炉原料の装入方法
JPH06145729A (ja) 1992-11-09 1994-05-27 Nippon Steel Corp 高炉操業法
JPH08199249A (ja) 1995-01-20 1996-08-06 Nippon Steel Corp 製鉄用塊成鉱
JPH1192833A (ja) 1997-07-22 1999-04-06 Kobe Steel Ltd 還元鉄用塊成化物およびその製造方法
JP2000160219A (ja) 1998-11-24 2000-06-13 Kobe Steel Ltd 炭材内装ペレット及び還元鉄製造方法
JP2003301205A (ja) 2002-04-11 2003-10-24 Kobe Steel Ltd 高炉原料装入方法
JP2003342646A (ja) 2002-05-28 2003-12-03 Tetsugen Corp 高炉用のカーボン内装非焼成塊成鉱およびその製造方法
JP2008095177A (ja) * 2006-09-11 2008-04-24 Nippon Steel Corp 高炉用含炭非焼成ペレットの製造方法

Non-Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
See also references of EP2336371A4
SHUNSUKE TAKASHIRO ET AL.: "Cokes Naiso Cold Pellet no Ko Haigo Koro Sogyo", JOURNAL OF THE IRON & STEEL INSTITUTE OF JAPAN, vol. 72, no. 12, 9 September 1986 (1986-09-09), pages S886, XP008145705 *
TETSU TO HAGANE, vol. 72, 1986, pages S98

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2018044199A (ja) * 2016-09-13 2018-03-22 新日鐵住金株式会社 高炉の操業方法
CN111638316A (zh) * 2020-05-29 2020-09-08 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
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
CN112609030A (zh) * 2020-12-11 2021-04-06 四川德胜集团钒钛有限公司 一种钒钛磁铁矿的高炉冶炼方法

Also Published As

Publication number Publication date
EP2336371B8 (en) 2019-04-24
BRPI0920547A2 (pt) 2020-08-11
EP2336371A4 (en) 2017-05-03
KR20110051292A (ko) 2011-05-17
RU2011117324A (ru) 2012-11-20
CN102177256A (zh) 2011-09-07
EP2336371A1 (en) 2011-06-22
BRPI0920547B1 (pt) 2021-09-28
UA97916C2 (ru) 2012-03-26
EP2336371B1 (en) 2019-01-02
JP4603628B2 (ja) 2010-12-22
CN102177256B (zh) 2013-08-21
JPWO2010041770A1 (ja) 2012-03-08
KR101211302B1 (ko) 2012-12-11

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP5000402B2 (ja) 高炉用含炭非焼成ペレットの製造方法
JP4603628B2 (ja) 含炭非焼成ペレットを用いる高炉操業方法
JP2008214715A (ja) 製鉄用非焼成塊成鉱の製造方法
JP4808819B2 (ja) 高炉用の非焼成含炭塊成鉱およびその製造方法
JP4627236B2 (ja) 炭材内装塊成化物の製造方法
JP2008127580A (ja) ホットブリケットアイアンおよびその製造方法
JP5803540B2 (ja) 非焼成含炭塊成鉱の製造方法
JP5512205B2 (ja) 塊成化状高炉用原料の強度改善方法
CN107142120A (zh) 一种高反应性焦炭及其制备方法
JP5786668B2 (ja) 非焼成含炭塊成鉱の製造方法
CN104745797A (zh) 一种铬铁精粉矿球团烧结的布料方法
KR101300170B1 (ko) 브리켓 및 그 제조방법
JP5454505B2 (ja) 高炉用非焼成含炭塊成鉱の製造方法
JP2003301205A (ja) 高炉原料装入方法
JP2015199978A (ja) 還元鉄を用いた高炉操業方法
CN103805729A (zh) 一种采用转底炉生产低硫炼钢生铁的方法
JP5447410B2 (ja) 高炉用非焼成含炭塊成鉱の製造方法
JP5835144B2 (ja) 高炉用非焼成含炭塊成鉱の製造方法
JP4867394B2 (ja) 製鉄用非焼成塊成鉱
JP5825180B2 (ja) 石炭チャーを使用した高炉用非焼成含炭塊成鉱の製造方法
CN113166843A (zh) 基于铁氧化物的固体团聚产物及其相应的生产方法
JP2010095759A (ja) フェロコークスを用いる高炉操業方法
RU2473703C2 (ru) Способ эксплуатации доменной печи при использовании углеродсодержащих необожженных окатышей
KR101538845B1 (ko) 탄재 내장 부분환원철의 제조방법
KR20240051985A (ko) 괴성광 및 그 제조 방법

Legal Events

Date Code Title Description
WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 200980139803.2

Country of ref document: CN

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2010508646

Country of ref document: JP

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 09819299

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2009819299

Country of ref document: EP

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2543/DELNP/2011

Country of ref document: IN

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 20117008074

Country of ref document: KR

Kind code of ref document: A

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2011117324

Country of ref document: RU

Ref document number: a201105488

Country of ref document: UA

ENP Entry into the national phase

Ref document number: PI0920547

Country of ref document: BR

Kind code of ref document: A2

Effective date: 20110408