WO2013172035A1 - 高炉への原料装入方法 - Google Patents

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WO2013172035A1
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particle size
raw material
ore
small
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PCT/JP2013/003131
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和平 市川
石井　純
寿幸 廣澤
渡壁　史朗
Original Assignee
Ｊｆｅスチール株式会社
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    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/007—Conditions of the cokes or characterised by the cokes used
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/008—Composition or distribution of the charge
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B1/00—Shaft or like vertical or substantially vertical furnaces
    • F27B1/10—Details, accessories, or equipment peculiar to furnaces of these types
    • F27B1/20—Arrangements of devices for charging
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B7/00—Blast furnaces
    • C21B7/18—Bell-and-hopper arrangements
    • C21B7/20—Bell-and-hopper arrangements with appliances for distributing the burden

Definitions

  • the present invention relates to a raw material charging method for a blast furnace in which the raw material is charged into the furnace with a turning chute.
  • a blast furnace generally charges raw materials such as sintered ore, pellets, and massive ore and coke in layers from the top of the furnace, and flows combustion gas from the tuyere to obtain pig iron.
  • the coke and ore raw material which are the charged raw materials for the blast furnace, descend from the top of the furnace to the lower part of the furnace, and ore reduction and raw material temperature rise occur.
  • the ore raw material layer is gradually deformed while filling the gaps between the ore raw materials due to the temperature rise and the load from above, and the lower part of the shaft part of the blast furnace has a very high resistance to gas and almost no gas flows. Form a layer.
  • raw material charging into a blast furnace is performed by alternately charging ore raw materials and coke, and in the furnace, ore raw material layers and coke layers are alternately layered. Further, in the lower part of the blast furnace, there are an ore raw material layer having a large ventilation resistance in which an ore called softening zone is softened and fused, and a coke slit having a relatively small ventilation resistance derived from coke.
  • the air permeability of this cohesive zone has a great influence on the air permeability of the entire blast furnace, and the productivity in the blast furnace is limited.
  • Patent Document 2 ore and coke are separately stored in a bunker at the top of the furnace, and coke and ore are mixed and charged at the same time, so that a normal coke charging batch and a coke central charging batch are used. And three batches for mixing and charging are performed simultaneously.
  • Patent Document 3 in order to prevent the instability of the cohesive zone shape in the blast furnace operation and the decrease in the gas utilization rate near the center, and to improve the safe operation and thermal efficiency, the raw material charging method in the blast furnace is In addition, all ore and all coke are thoroughly mixed and then charged into the furnace.
  • JP-A-3-211210 JP 2004-107794 A Japanese Patent Publication No.59-10402
  • the average particle size of the typical coke described in the above-mentioned Patent Document 3 is about 40 to 50 mm, the average particle size of the ore is about 15 mm, and the particle sizes of both are greatly different. Therefore, the simple mixing may significantly reduce the porosity, deteriorate the air permeability in the furnace, and cause troubles such as gas blow-out and poor lowering of raw materials. In order to avoid these troubles, a method of forming a coke-only layer in the furnace axis can be considered. According to this method, the passage of gas through the coke layer is secured in the core portion of the furnace, so that air permeability can be improved.
  • the present invention was developed in view of the above-mentioned present situation, and even when performing an operation of mixing a large amount of coke, it ensures air permeability in the blast furnace, stabilizes the blast furnace operation, and heat efficiency. It aims at providing the raw material charging method to a blast furnace which can achieve improvement of.
  • the gist configuration of the present invention is as follows. 1. Ore raw materials such as sintered ore, pellets, block ores, and coke blast furnace charging raw materials are disposed at least at the top bunker at the top of the blast furnace and at the outlet of the top bunker. When charging into the blast furnace using the collective hopper that mixes the raw material discharged from the furnace top bunker and supplies the swirl chute and the swirl chute, The above coke is classified into lump coke and small lump coke and filled in the furnace top bunker, and the ore raw material is further classified into large particle ore raw material and small particle ore raw material to form a furnace top bunker. After filling, when discharging the lump coke, the large particle size ore raw material is simultaneously cut out, and when discharging the small lump coke, the small particle size ore raw material is simultaneously cut out. Method.
  • Ore raw materials such as sintered ore, pellets, block ores, and coke blast furnace charging raw materials are disposed at least at the top bunker at the top of the blast furnace
  • the mass ratio of the large particle size ore raw material and the small particle size ore raw material is converted into the ore raw material of the lump coke. 4.
  • the ratio of the harmonic average diameter of the small coke and the small particle size ore and the ratio of the harmonic average diameter of the large coke and the large particle size ore are both the ratio of the ore harmonic average particle size / the coke harmonic average particle size. 5.
  • the present invention when charging ore raw material and coke into a blast furnace, when discharging coke, large particle size ore raw material is simultaneously cut out, and when discharging small block coke, small particle size ore Since raw materials are cut out at the same time, the air permeability in the lower part of the furnace is greatly improved, and the reduction rate of the ore is greatly improved. Even in the situation where a large amount of coke is mixed, stable blast furnace operation is performed. be able to.
  • FIG. 3 It is a schematic diagram which shows one Embodiment of the raw material charging method to the blast furnace of this invention. It is a schematic block diagram which shows a packed bed pressure loss evaluation apparatus.
  • A is a figure which shows the particle size distribution with the lump coke before ore classification
  • (b) is a figure which respectively shows the particle size distribution with the small block coke before ore classification.
  • (A) is a figure which shows the particle size distribution of a large particle size ore and a lump coke
  • (b) is a figure which respectively shows the particle size distribution of a small particle size ore and a lump coke.
  • A) is a figure which shows the pressure loss of the particle size distribution of FIG. 3 (a) and FIG.
  • FIG. 4 (a), (b) is a figure which shows the pressure loss of the particle size distribution of FIG.3 (b) and FIG.4 (b), respectively. It is a figure which shows the result of having evaluated the influence of the porosity which gives to the pressure loss of a packed bed using Ergun type
  • the coke bunker 12a is preliminarily made of lump coke
  • the furnace top bunker 12b is preliminarily supplied with a large particle size ore raw material
  • the furnace top bunker 12c is preliminarily provided with small coke and small particle size ore raw material. It is assumed that what is mixed in each is stored.
  • 10 is a blast furnace
  • 12a to 12c are furnace bunker
  • 13 is a flow rate adjusting gate
  • 14 is a collecting hopper
  • 15 is a bell-less charging device
  • 16 is a turning chute.
  • ⁇ is an angle with respect to the vertical direction of the turning chute.
  • the ore raw material is not particularly limited as long as it is commonly used as blast furnace ore, such as sintered ore, pellets, and massive ore.
  • the raw material charging destination of the swivel chute 16 is set to the inner peripheral portion of the blast furnace wall, and only the coke is charged from the furnace top bunker 12a charged with lump coke.
  • a central coke layer can be formed at the center of the blast furnace, and a peripheral coke layer can be formed at the inner periphery of the furnace wall. That is, when the raw material charging destination of the turning chute 16 faces the center or the wall of the blast furnace, the flow control gates 13 of the furnace top bunkers 12b and 12c are closed, and the flow control gate of only the furnace top bunker 12a.
  • the central coke layer is formed in the center of the blast furnace, and the peripheral coke layer is disposed in the inner peripheral portion of the furnace wall. Can be formed respectively.
  • the above coke is classified into lump coke and small lump coke and filled in the furnace bunker, and the ore raw material is further classified into large particle ore raw material and small particle ore raw material. Each of them is filled in the top bunker. And in this invention, when discharging
  • the large grain ore raw material is simultaneously cut out from the furnace top bunker 12b.
  • a good mixed layer with low ventilation resistance can be formed in the blast furnace lump.
  • the coke when mixing a large amount of coke, in addition to the small coke, the coke is mixed, so the particle size difference between the ore and the coke is increased, and the porosity of the mixed layer is reduced.
  • the breathability of the dressing band is improved, the breathability of the blast furnace lump is deteriorated. Therefore, in the present invention, as described above, the lump coke and the large particle size ore raw material are simultaneously cut out, while the small lump coke is discharged at the same time by discharging the small particle size ore raw material simultaneously, The reduction in the porosity of the belt is eliminated, and the air permeability in the blast furnace can be secured even when a large amount of coke is mixed.
  • the mixed layer of the lump coke and the large particle size ore raw material is referred to as a mixed layer L
  • the mixed layer of the small lump coke and the small particle size ore raw material is referred to as a mixed layer S.
  • the mixed layers L and the mixed layers S may be alternately stacked, or the mixed layers L may be stacked in multiple layers, and the mixed layer S may be stacked on top of it.
  • the effect of the present invention can be obtained even when a plurality of S layers are laminated and the mixed layer L is laminated thereon, or only a coke layer is formed between any layers therebetween.
  • the central coke layer and the peripheral coke layer may be formed together.
  • FIG. 3A shows the particle size distribution with the coke before the ore classification
  • FIG. 3B shows the particle size distribution with the small coke before the ore classification
  • FIG. 4 (a) shows the particle size distribution of large particle size ore and lump coke
  • FIG. 4 (b) shows the particle size distribution of small particle size ore and small lump coke.
  • FIG. 3 (b) and FIG. 4 (b) respectively, when large-size ore and lump coke are mixed, further, small-size ore and small coke are mixed.
  • the particle size distribution width when the coke coke is mixed is lowered. From the above results, it can be expected that the packed bed pressure loss due to the decrease in the void ratio accompanying the increase in the variation in the particle size width can be controlled.
  • FIGS. 3 (a), 3 (b), 4 (a) and 4 (b) is filled in the packed bed pressure loss measuring apparatus shown in FIG.
  • the results of measuring the pressure loss are shown in FIG. 5 (a) and FIG. 5 (b).
  • the mass of the ore was mixed as 1900g and the mass of coke as 170g, and it each charged in the cylindrical container and tested.
  • the particle size distribution of FIG. 3 (a) and FIG. 3 (b) is compared with that of FIG. 4 (a) and FIG. It was confirmed that the packed bed pressure loss decreased at the time of the particle size distribution.
  • the mixed layer of the ore and coke is a large particle size ore and lump coke, that is, the mixed layer L, and a small particle size ore and small block coke, that is, the mixed layer S, the reduction in packed bed pressure loss is reduced. I found it possible.
  • the particle size range of the small coke is preferably 10 to 40 mm.
  • the particle size range of the lump coke is preferably 30 to 75 mm. This is because if the particle size is out of the above range, the effect of reducing the packed bed pressure loss decreases. As described above, there may be overlapping portions in the particle size range.
  • the particle size range of the small particle size ore raw material is preferably 3 to 20 mm, and the particle size range of the large particle size ore raw material is preferably 10 to 50 mm. This is because, if the particle size is out of the above range, the effect of reducing the packed bed pressure loss is reduced.
  • the particle size range of an ore raw material may also have an overlap part.
  • the classification point of the large particle size ore raw material and the small particle size ore raw material is determined by the mass ratio, that is, ( Mass of large-grain ore raw material / mass of small-grained ore raw material) ⁇ 100 and mass of coke and small coke used for mixing into ore raw material out of the bulk coke charged to the blast furnace It was found that better air permeability can be obtained when the ratio, that is, (mass of lump coke to be used for mixing with ore raw material / mass of lump coke) ⁇ 100.
  • the coincidence is preferably complete coincidence, but an error of about 5% has no problem at all.
  • Equation 1 Ergun equation
  • ⁇ [kg / m 3 ] fluid density
  • ⁇ [Poise] fluid viscosity coefficient
  • u [m / sec] average fluid flow velocity
  • D p [m] average particle diameter
  • ⁇ [-] Porosity
  • ⁇ p / L [Pa / m] packed bed pressure loss, respectively.
  • FIG. 6 shows the calculation result. From the figure, in the region where the porosity is 0.3 or less, the increase in the pressure loss with respect to the decrease in the porosity is large, and the influence of the porosity on the pressure loss is remarkable in the region where the porosity is 0.3 or less. I know that there is. Therefore, it is considered effective to keep the porosity at 0.3 or more in order to suppress an increase in pressure loss.
  • FIG. 7 shows conventional knowledge obtained by geometrically calculating the ratio of large particle diameter particles and the decrease in porosity. From the figure, it can be seen that the porosity is greatly reduced when the particle size ratio is in the range of 0.2 to 0.1. It can also be seen that when the particle size ratio is 0.1, the porosity is about 33% when the ratio of large particle size is around 65%. Therefore, in the present invention, the ratio of the harmonic average diameter of the small coke and the small particle size ore and the ratio of the harmonic average diameter of the large coke and the large particle size ore are both 0 or .2 or more is preferable.
  • the grain size ratio of ore and coke is preferably 0.1 or more, more preferably any combination of large particle size ore and lump coke, or small particle size ore and lump coke. 0.2 or more.
  • the upper limit of the particle size ratio is not particularly limited, but is preferably about 0.2 to 0.75.
  • the above-mentioned mixed layer is sequentially formed in the blast furnace from the lower part to the upper part. Therefore, a gas flow rising through the coke layer is formed by flowing a high-temperature gas mainly composed of CO from a tuyere blast pipe provided at the bottom of the blast furnace. Ascending gas flow is formed. Coke is burned by the high-temperature gas flowing in from the blower pipe, and the ore raw material is reduced and dissolved.
  • the ore raw material in the lower part of the blast furnace is melted, and the coke and ore raw material charged in the blast furnace descend from the furnace top to the lower part of the furnace, reducing the ore raw material and raising the temperature of the ore raw material.
  • a fusion zone in which the ore material is softened is formed on the upper side of the molten layer, and the ore material is reduced on the upper side of the fusion zone.
  • the ore raw material and coke are completely mixed in the mixed layer, so that the coke enters between the ore raw materials, the air permeability is improved, and the high temperature gas is directly applied to the ore. Since it passes between the raw materials, there is no heat transfer delay and heat transfer characteristics can be improved.
  • the contact area between the ore raw material and the high-temperature gas is expanded, and carburization can be promoted. Further, in the cohesive zone, air permeability and heat transfer can be improved.
  • the coupling reaction is a mutual activation phenomenon between the reduction reaction of the ore raw material and the gasification reaction (carbon solution loss reaction). As a result, good reduction can be performed without causing a reduction delay.
  • the ore and coke described above are laminated in layers
  • the ore and coke are alternately charged in the blast furnace, and the ore layer and the coke layer are charged in layers in the blast furnace.
  • the high temperature gas mainly composed of CO flows from the tuyeres
  • the hot gas of the ore is increased at the lower part of the cohesive zone by restricting the air flow by reducing the coke slit and increasing the pressure loss.
  • the contact area becomes small and carburization is limited.
  • a coke slit is formed on the upper side of the cohesive zone, and heat is conducted to the ore mainly through this coke slit, resulting in a heat transfer delay and insufficient heat transfer, and at the upper part of the blast furnace. Since the coke layer with good air permeability and the ore layer with poor air permeability are laminated, not only the rate of temperature increase is reduced, but only the reduction reaction is performed and the above coupling reaction cannot be expected. There is a problem that a delay occurs.
  • the gas flow is made uniform to ensure good heat transfer and stable ventilation. Improvement is possible, and the problems of the conventional example can be solved.
  • the amount of coke required for producing hot metal 1 ton (kg), that is, the coke ratio was about 320 to 350 kg / t.
  • the coke ratio is 270. It can be reduced to about 300 kg / t.
  • the small particle size ore raw material may be discharged at the same time.
  • the lump coke, the small lump coke, the large particle size ore raw material, and the small particle size ore raw material are filled in a separate furnace top bunker, respectively. May be.
  • the packed bed pressure loss was examined by simulating a blast furnace massive band in the blast furnace using the experimental apparatus shown in FIG.
  • This experimental apparatus is a cylindrical stainless steel tube having a diameter of 10 cm as shown in FIG. 2, and can blow a predetermined amount of air (AIR) from the lower part.
  • AIR predetermined amount of air
  • the opening part for measuring the pressure inside a cylinder is provided in the upper end part and lower end part of the said cylinder, and it connects with the pressure gauge with the tube.
  • the following materials were used as the charging materials used in the following examples.
  • Comparative Example 1 is a coke mixed coke unit 120 kg / t
  • Invention Example 1 is the same specification, ore classification, small particle size ore and large particle size ore, respectively, invention
  • the coke mixing amount was further increased to 200 kg / tp.
  • Inventive Example 3 narrows the particle size range of the small particle size ore and improves the air permeability from Inventive Example 2.
  • the sample layer in FIG. 2 has two layers of lump coke + ore (no classification) and small coke + ore (no classification).
  • the sample layer is composed of two layers of lump coke + large particle size ore and small lump coke + small particle size ore.
  • the particle size range, mass ratio, and harmonic average diameter of each coke and ore are as shown in Table 1.
  • the measurement results of the packed bed pressure loss in each case are shown in comparison with Table 1.
  • the particle size after being discharged from the storage tank for storing ore near the ground and the storage tank for storing coke before being transported to the top equipment of the blast furnace is measured. It is desirable to do. Further, the measurement frequency is required to be about once a week, and preferably several times a day. Furthermore, as the average diameter, the following harmonic average diameter is suitable for evaluating the pressure loss in the blast furnace.
  • the harmonic mean diameter: D p is expressed by the following formula 2 with respect to i samples.
  • D p [m] harmonic average diameter of particles
  • w i [ ⁇ ] mass ratio for each sieve mesh
  • d pi [m] representative particle diameter for each sieve mesh, respectively.
  • a coke having a diameter of 10 to 75 mm is used, and an ore having a diameter of 3 to 50 mm is used. If the values are satisfied according to the present invention, the effects of the present invention can be obtained without problems even if the respective values are changed as appropriate.

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Abstract

　本発明に従い、コークスを、塊コークスと小塊コークスに分級して炉頂バンカーに充填し、さらに、鉱石類原料を、大粒径鉱石類原料と小粒径鉱石類原料に分級して炉頂バンカーに充填したのち、該塊コークスを排出する際には該大粒径鉱石類原料を同時切り出し、該小塊コークスを排出する際には該小粒径鉱石類原料を同時切り出すことによって、コークス多量混合時であっても、高炉内の通気性を確保して、高炉操業の安定化および熱効率の向上を達成することができる高炉への原料装入方法を提供することができる。

Description

高炉への原料装入方法
　本発明は、炉内への原料装入を旋回シュートで行う高炉への原料装入方法に関するものである。
　高炉は、一般的に焼結鉱、ペレット、塊状鉱石等の鉱石類原料とコークスとを炉頂から層状に装入し、羽口より燃焼ガスを流して、銑鉄を得る。装入された高炉装入原料であるコークスと鉱石類原料は炉頂より炉下部へと降下し、鉱石の還元と原料の昇温が起こる。鉱石類原料層は、昇温と上方からの荷重により鉱石類原料間の空隙を埋めながら徐々に変形して、高炉のシャフト部の下方においては非常に通気抵抗が大きくガスが殆ど流れない融着層を形成する。
　従来、高炉への原料装入は、鉱石類原料とコークスを交互に装入しており、炉内では鉱石類原料層とコークス層が交互に層状となっている。また、高炉内下部には融着帯と呼ばれる鉱石が軟化融着した通気抵抗の大きな鉱石類原料層およびコークス由来の比較的通気抵抗が小さいコークススリットが存在する。
　この融着帯の通気性が高炉全体の通気性に大きく影響を及ぼしており、高炉における生産性を律速している。
　融着帯の通気抵抗を改善するためには、鉱石類原料層にコークスを混合することが有効であることが知られており、適切な混合状態を得るために多くの研究が報告されている。
　例えば、特許文献１においては、ベルレス高炉において、鉱石ホッパーのうち下流側の鉱石ホッパーにコークスを装入し、コンベア上で鉱石の上にコークスを積層し、炉頂バンカーに装入して、鉱石とコークスとを旋回シュートを介して高炉内に装入するようにしている。
　また、特許文献２では、炉頂のバンカーに鉱石とコークスとを別々に貯留して、コークスと鉱石を同時に混合装入することで、コークスの通常装入用バッチ、コークスの中心装入用バッチおよび混合装入用バッチの３通りを同時に行うようにしている。
　さらに、特許文献３では、高炉操業における融着帯形状の不安定化および中心部付近におけるガス利用率の低下を防止し、安全操業と熱効率の向上を図るために、高炉における原料装入方法おいて、全鉱石と全コークスを完全混合した後炉内に装入するようにしている。
特開平３－２１１２１０号公報 特開２００４－１０７７９４号公報 特公昭５９－１０４０２号公報
　ここに、上掲特許文献３に記載された代表的なコークスの平均粒径は、約４０～５０ｍｍであって、鉱石の平均粒径は約１５ｍｍであり、両者の粒径は大幅に異なることから、単純に混合しただけでは空隙率が大幅に低下して、炉内において通気性が悪化し、ガスの吹き抜けや原料の降下不良といったトラブルを生じる可能性がある。
　これらのトラブルを回避するためには、炉軸心部にコークスのみの層を形成する方法が考えられる。この方法によれば、炉軸心部にコークス層によるガスの通り道が確保されるため、通気性の改善が可能となる。
　しかしながら、コークス多量混合時には、小塊コークスに加え、さらに大きな塊コークスを混合することから、鉱石とコークスとの粒径差がますます大きくなる。また、粒径の異なる粒子を混合すると、その混合層は、空隙率が一層低下することが知られている。従って、コークス多量混合時には、融着帯の通気性は改善されるものの、高炉塊状帯の通気性の悪化が懸念される。
　本発明は、上記の現状に鑑み開発されたもので、たとえ、コークスを多量に混合する操業を実施する場合であっても、高炉内の通気性を確保して、高炉操業の安定化および熱効率の向上を達成することができる、高炉への原料装入方法を提供することを目的とする。
　すなわち、本発明の要旨構成は次のとおりである。
１．焼結鉱、ペレット、塊状鉱石などの鉱石類原料およびコークスの高炉装入原料を、高炉の炉頂に配設した少なくとも３つの炉頂バンカーと、該炉頂バンカーの排出口に配設されて該炉頂バンカーから排出される原料を混合して旋回シュートに供給する集合ホッパーと、該旋回シュートとを用いて、高炉内へ装入するに際し、
　上記コークスを、塊コークスと小塊コークスに分級して炉頂バンカーに充填し、さらに、上記鉱石類原料を、大粒径鉱石類原料と小粒径鉱石類原料に分級して炉頂バンカーに充填したのち、該塊コークスを排出する際には該大粒径鉱石類原料を同時に切り出し、該小塊コークスを排出する際には該小粒径鉱石類原料を同時に切り出す高炉への原料装入方法。
２．前記小塊コークスの粒度範囲を１０～４０ｍｍとし、かつ前記小粒径鉱石類原料の粒度範囲を３～２０ｍｍとする前記１に記載の高炉への原料装入方法。
３．前記塊コークスの粒度範囲を３０～７５ｍｍとし、かつ前記大粒径鉱石類原料の粒度範囲を１０～５０ｍｍとする前記１または２に記載の高炉への原料装入方法。
４．前記大粒径鉱石類原料と前記小粒径鉱石類原料とを分級するに際し、該大粒径鉱石類原料と該小粒径鉱石類原料の質量比率を、前記塊コークスのうち鉱石類原料への混合に供する塊コークスと前記小塊コークスとの質量比率に一致させる前記１～３のいずれか一つに記載の高炉への原料装入方法。
５．前記小塊コークスと前記小粒径鉱石の調和平均径の比および、前記塊コークスと前記大粒径鉱石の調和平均径の比を、いずれも鉱石調和平均粒径/コークス調和平均粒径の比として０．１以上とする前記１～４のいずれか一つに記載の高炉への原料装入方法。
　本発明によれば、高炉内へ鉱石類原料およびコークスを装入する際に、塊コークスを排出する場合は大粒径鉱石類原料を同時に切り出し、小塊コークスを排出する場合は小粒径鉱石類原料を同時に切り出すので、炉下部における通気性が格段に向上して、鉱石の還元速度が大幅に向上し、たとえ、コークスの多量混合操業を実施する状況下においても、安定した高炉操業を行うことができる。
本発明の高炉への原料装入方法の一実施形態を示す模式図である。 充填層圧力損失評価装置を示す概略構成図である。 （ａ）は鉱石分級前の塊コークスとの粒径分布を、（ｂ）は鉱石分級前の小塊コークスとの粒径分布を、それぞれ示す図である。 （ａ）は大粒径鉱石と塊コークスの粒径分布を、（ｂ）は小粒径鉱石と小塊コークスの粒径分布を、それぞれ示す図である。 （ａ）は図３（ａ）および図４（ａ）の粒度分布の圧損を、（ｂ）は図３（ｂ）および図４（ｂ）の粒度分布の圧損を、それぞれ示す図である。 Ergun式を用いて、充填層の圧力損失へ与える空隙率の影響を評価した結果を示す図である。 大粒径粒子の割合と空隙率の低下とを幾何的に算出した結果を示す図である。
　以下、本発明の代表的な一実施形態を図面に基づいて説明する。
　高炉内に、鉱石類原料およびコークスを装入する具体的な装入要領を、図１に基づいて説明する。
　以下の説明では、炉頂バンカー１２ａには塊コークスが、また炉頂バンカー１２ｂには大粒径鉱石類原料には、さらに炉頂バンカー１２ｃには小塊コークスと小粒径鉱石類原料を事前に混合したものが、それぞれ貯留されているものとする。
　なお、図中、１０は高炉、１２ａ～１２ｃは炉頂バンカー、１３は流量調整ゲート、１４は集合ホッパー、１５はベルレス式装入装置、１６は旋回シュートである。また、θは、旋回シュートの垂直方向に対する角度である。また、本発明に用いられるコークスに特別の限定はなく、公知の高炉用コークスであれば問題はない。他方、鉱石類原料とは、焼結鉱、ペレット、塊状鉱石など、高炉用鉱石として常用されるものであれば特に限定はない。
　炉頂バンカーからの原料装入順序としては、まず、旋回シュート１６の原料装入先を高炉の炉壁内周部とし、塊コークスを装入した炉頂バンカー１２ａからコークスのみを装入することによって、高炉の中心部には、必要に応じて中心コークス層を、また炉壁内周部には、周辺コークス層を形成することができる。
　すなわち、旋回シュート１６の原料装入先が、高炉の中心部または炉壁部を向いている状態では、炉頂バンカー１２ｂおよび１２ｃの流量調整ゲート１３を閉じ、炉頂バンカー１２ａのみの流量調整ゲート１３を開き、この炉頂バンカー１２ａに貯留されている塊コークスのみを旋回シュート１６に供給することによって、高炉の中心部には、中心コークス層を、また炉壁内周部には周辺コークス層をそれぞれ形成することができる。
　上記コークスは、前述したように、塊コークスと小塊コークスに分級して炉頂バンカーに充填され、さらに、上記鉱石類原料を、大粒径鉱石類原料と小粒径鉱石類原料に分級して、それぞれ炉頂バンカーに充填している。そして、本発明では、該塊コークスを排出する際には該大粒径鉱石類原料を同時切り出し、該小塊コークスは該小粒径鉱石類原料と同時に排出されるのである。
　すなわち、炉頂バンカー１２ａから塊コークスを排出する際には大粒径鉱石類原料を炉頂バンカー１２ｂから同時に切り出し、さらに、適宜、炉頂バンカー１２ｃから小塊コークスと小粒径鉱石類原料を事前に混合したものを排出することで、通気抵抗の低い良好な混合層を高炉塊状帯に形成することができるのである。
　前述したように、コークス多量混合時には、小塊コークスに加え、塊コークスを混合することから、鉱石とコークスとの粒径差が大きくなって、当該混合層の空隙率の低下が生じるため、融着帯の通気性は改善されるものの、高炉塊状帯の通気性が悪化する。
　そこで、本発明では、上述したように、塊コークスと大粒径鉱石類原料とを同時に切り出し、一方小塊コークスを排出する際には小粒径鉱石類原料を同時に排出することで、高炉塊状帯の空隙率の低下が解消され、コークス多量混合時であっても、高炉内の通気性を確保できるのである。
　ここで、塊コークスと大粒径鉱石類原料の混合層を混合層Ｌ、小塊コークスと小粒径鉱石類原料との混合層を、混合層Ｓと呼称すると、本発明では、実製造時の原料の割り付けに応じて、混合層Ｌと混合層Ｓを交互に積層させても、混合層Ｌが複数層積層し、混合層Ｓがその上に一層積層しても、その逆に混合層Ｓが複数層積層し、混合層Ｌがその上に一層積層しても、その間の任意の層間に、コークスのみ層が形成されていても、本発明の効果を得ることができる。なお、前述したような、中心コークス層や周辺コークス層が併せて形成されていてもよい。
　つぎに、上記混合層Ｌおよび混合層Ｓの効果を、その効果を確認した試験を基に説明する。
　上記試験では、図２に示す充填層圧力損失評価装置を用いて、分級前後の鉱石コークス充填層の圧力損失を測定した。
　ここで、図３（ａ）に鉱石分級前の塊コークスとの粒径分布を、図３（ｂ）に鉱石分級前の小塊コークスとの粒径分布をそれぞれ示す。また、図４（ａ）に大粒径鉱石と塊コークスの粒径分布を、図４（ｂ）に小粒径鉱石と小塊コークスの粒径分布を示す。
　図３（ａ）と図４（ａ）を、また図３（ｂ）と図４（ｂ）をそれぞれ比較すると、大粒径鉱石と塊コークスを混合したとき、さらには小粒径鉱石と小塊コークスを混合したときの粒径分布幅がそれぞれ低下していることがわかる。
　以上の結果から、粒径幅のばらつき拡大にともなう空隙率の低下による充填層圧力損失を制御できることが期待できる。
　つぎに、図３（ａ）、図３（ｂ）、図４（ａ）および図４（ｂ）の粒度分布を持つ試料を、上掲図２に示した充填層圧力損失測定装置に充填し、圧力損失をそれぞれ測定した結果を、図５（ａ）および図５（ｂ）に示す。なお、鉱石の質量は１９００ｇ、コークスの質量は１７０ｇとして混合し、それぞれ円筒容器に装入して試験した。
　図５（ａ）および図５（ｂ）に示した結果より、図３（ａ）および図３（ｂ）の粒度分布の時と比較して、図４（ａ）および図４（ｂ）の粒度分布の時に、充填層圧力損失はそれぞれ低下することが確認された。従って、鉱石とコークスの混合層は、大粒径鉱石と塊コークス、すなわち混合層Ｌ、および、小粒径鉱石と小塊コークス、すなわち混合層Ｓとしたときに、充填層圧力損失の低減が可能であることがわかった。
　以上の試験結果および、その他に実施した鉱石類原料等の粒径に関する種々の試験の結果をまとめると、以下のようになる。
　まず、小塊コークスの粒度範囲としては、１０～４０ｍｍが好適である。一方、塊コークスの粒度範囲は３０～７５ｍｍが好適である。上記粒度範囲を外れると、いずれも充填層圧力損失の低減効果が薄れるからである。なお、上記のとおり、粒度範囲に重複部分があっても良い。
　また、小粒径鉱石類原料の粒度範囲としては、３～２０ｍｍが好適であり、大粒径鉱石類原料の粒度範囲は１０～５０ｍｍが好適である。上記粒度範囲を外れると、この場合もやはり、いずれも充填層圧力損失の低減効果が薄れるからである。なお、上記のとおり、鉱石類原料の粒度範囲も重複部分があって良い。
　さらに、本発明では、大粒径鉱石類原料と小粒径鉱石類原料とを分級するに際して、大粒径鉱石類原料と小粒径鉱石類原料の分級点を、その質量比率、すなわち、（大粒径鉱石類原料の質量／小粒径鉱石類原料の質量）×１００を、高炉に装入する塊コークスのうちで鉱石類原料への混合に供する塊コークスと、小塊コークスとの質量比率、すなわち、（鉱石類原料への混合に供する塊コークスの質量／小塊コークスの質量）×１００に一致させると、より良好な通気性が得られることが判明した。なお、本発明において、一致とは、完全一致が好ましいが、５％程度の誤差は、全く問題がない。
　加えて、発明者らは、以下に示すErgun式（式１）を用いて、充填層の圧力損失へ与える空隙率の影響を評価した。
 
Figure JPOXMLDOC01-appb-I000001
　ここでρ[kg/m3]：流体の密度、μ[Poise]：流体の粘性係数、u[m/sec]：流体の平均流速、Ｄp[m]：平均粒子直径、ε[-]：空隙率、Δp/L [Pa/m]：充填層圧力損失、とそれぞれおく。
　各物性値は、高炉シャフト部を模擬し、ρ[kg/m3] = 2.1、μ[Poise]= 2.23×10-5、u[m/sec]=0.85、Ｄp[m] = 0.02とした。
　図６に計算結果を示す。
　同図から、空隙率：０．３以下の領域において、空隙率の減少に対する圧力損失の増加が大きくなり、空隙率が圧力損失に与える影響は、空隙率：０．３以下の領域で顕著であることがわかる。従って、圧損の上昇を抑制するには、空隙率を０．３以上に保つことが有効であると考えられる。
　一方、大粒径粒子の割合と空隙率の低下とを幾何的に算出した従来知見を、図７に示す。同図より、粒径比：０．２～０．１の範囲では、空隙率が大きく低下することがわかる。また、粒径比：０．１では、大粒径粒子の割合が６５％付近において空隙率が３３％程度となることがわかる。
　従って、本発明では、小塊コークスと小粒径鉱石の調和平均径の比および、塊コークスと大粒径鉱石の調和平均径の比を、いずれも鉱石粒径/コークス粒径の比として０．２以上とすることが好ましい。
　実際のコークス鉱石混合層は、粒度分布を有し、空隙率がさらに低下することを踏まえると、粒径比：０．１においては、空隙率：０．３未満となることが考えられる。
　従って、鉱石とコークスの粒経比は、大粒径鉱石と塊コークス、または小粒径鉱石と小塊コークスのいずれの組み合わせであっても、好ましくは０．１以上であって、より好ましくは０．２以上である。
　一方、上記粒径比に上限は特に限定されないが、０．２～０．７５程度が好ましい。
　ついで、上記した混合層を順次、高炉内に下部から上部まで形成して行く。
　そのため、高炉の下部における湯溜り部に設けた羽口の送風管からＣＯを主体とする高温ガスを流入させることにより、コークス層を通って上昇するガス流が形成されると共に、混合層を通って上昇するガス流が形成される。この送風管から流入する高温ガスによって、コークスを燃焼させ、鉱石類原料を還元溶解させる。
　これによって、高炉の下部における鉱石類原料が溶融し、高炉内に装入されたコークスと鉱石類原料とが炉頂より炉下部へと降下し、鉱石類原料の還元と鉱石類原料の昇温が起こる。
　このため、溶融層の上部側に鉱石類原料が軟化した融着帯が形成され、この融着帯の上部側で鉱石類原料の還元が行われる。
　このとき、高炉の下部では、混合層において、鉱石類原料とコークスとが完全混合されて、鉱石類原料間にコークスが入り込んだ状態となり、通気性が改善されるとともに、高温ガスが直接鉱石類原料間を通過するため、伝熱遅れがなく伝熱特性を改善することができる。
　加えて、高炉の融着帯の下部では、鉱石類原料と高温ガスの接触面積が拡大し、浸炭を促進することができる。また、融着帯内では、通気性および伝熱性を改善することができる。さらに、高炉の上部でも、鉱石類原料とコークスとが近接して配置されているので、鉱石類原料の還元反応とガス化反応（カーボンソリューションロス反応）との相互活性化現象であるカップリング反応によって還元遅れを生じることなく良好な還元が行われる。
　このときの還元反応は、ＦｅＯ＋ＣＯ＝Ｆｅ＋ＣＯ2で表される。
　また、ガス化反応は、Ｃ＋ＣＯ2＝２ＣＯで表される。
　一方、前述した鉱石とコークスとを層状に積層する従来例では、高炉内に鉱石とコークスとを交互に装入して、高炉内に鉱石層とコークス層とが層状となるように装入する。この場合には、羽口の送風管からＣＯ主体の高温ガスを流入させたときに、融着帯の下部で、コークススリット減により通気が制限されて圧損が上昇することにより、鉱石の高温ガスとの接触面積が小さくなり浸炭が制限されるという問題がある。
　また、融着帯の上部側では、コークススリットが形成され、主にこのコークススリットを通じて、鉱石に熱が伝導されるため、伝熱遅れが発生して伝熱不足になると共に、高炉の上部では、通気性の良いコークス層と通気性の悪い鉱石層とが積層されているので、昇温速度が低下するだけでなく、還元反応のみが行われ、上記したカップリング反応が望めないので、還元遅れが発生するという問題が生じる。
　しかしながら、本発明に従う実施形態では、前述したような粒度調整をした鉱石層とコークス層とが層状となっているので、ガス流れを均一化して、良好な伝熱性を確保して安定的な通気改善が可能となり、上記従来例の問題点を解決することができる。
　なお、従来、溶銑：１ｔを製造するのに必要なコークス量（ｋｇ）、すなわちコークス比は３２０～３５０kg/ｔ程度であったが，本発明に従って原料装入を行う場合にはコークス比を２７０～３００kg/ｔ程度まで低減することが可能である。
　なお、上記実施形態においては、高炉内の旋回シュートを、軸心部から外周壁側に順次傾動させる逆傾動制御する場合について説明したが、これに限定されるものではなく、旋回シュートを外周壁側から軸心部に傾動させる、いわゆる順傾動制御の場合であっても、上記実施形態と同等の結果を得ることができる。この場合は、旋回シュートが軸心部に移動するまで、３つの炉頂バンカーからコークスや、鉱石類原料を、前述したように、塊コークスの排出と大粒径鉱石類原料とを同時に切り出し、一方小塊コークスを排出する際には小粒径鉱石類原料を同時に排出すればよい。
　また、上記した説明は、３つの炉頂バンカーの場合について説明したが、塊コークス、小塊コークス、大粒径鉱石類原料および小粒径鉱石類原料を、それぞれ別の炉頂バンカーに充填しても良い。さらに、塊コークスのうち鉱石類原料への混合に供する以外の塊コークスを別の炉頂バンカーに充填しても良い。
　本発明の効果を実証するために、上掲図２に示した実験装置を用いて、高炉内の高炉塊状帯を模擬して、その充填層圧力損失を調べた。
　この実験装置は、図２に示したように直径：１０ｃｍの円筒形のステンレス鋼製の筒であって、下部から所定量の空気（AIR）を吹きこむことができる。そして、上記筒の上端部および下端部には、筒内部の圧力を測定するための開孔部が設けられ、圧力計にチューブでつながっている。
　ここで、以下の実施例に用いた装入原料としては、以下に示すものを用いた。
　コークス・・・嵩密度：０．５７８ ｇ/ｃｍ３
　鉱石　　・・・嵩密度：１．８３５ ｇ/ｃｍ３
　ここに、比較例１は、コークス混合コークス原単位１２０ｋｇ/ｔのもの、発明例１は、同一諸元において、鉱石を分級し、小粒径鉱石と大粒径鉱石をそれぞれ混合したもの、発明例２は、コークス混合量をさらに増加し２００ｋｇ/ｔ－ｐとしたものとした。また、発明例３は、小粒径鉱石の粒径範囲を狭くし発明例２から通気性改善を図るものとした。なお、比較例１は、図２中の試料層が塊コークス＋鉱石（分級なし）と小塊コークス＋鉱石（分級なし）の２層、また、発明例１、２および３は、それぞれ、上記試料層が塊コークス＋大粒径鉱石と小塊コークス＋小粒径鉱石の２層になっている。
　加えて、それぞれのコークスや、鉱石の粒度範囲、質量比率および調和平均径は、いずれも表１に示したとおりである。
　それぞれの場合における充填層圧力損失の測定結果を、表１に比較して併記する。
　本発明では、高炉の炉頂設備に輸送される前の、地上付近の鉱石を貯留するための貯鉱槽、およびコークスを貯留するための貯骸槽から、それぞれ排出された後の粒度を測定することが望ましい。
　また、測定の頻度としては、１週間に１回程度が求められ、望ましくは１日に数回の測定が良い。さらに、平均径としては、以下に示す調和平均径が高炉内の圧力損失を評価する際に適している。ここで、調和平均径：Ｄpは、i個に篩い分けられた試料に対して以下の式２で表される。
Figure JPOXMLDOC01-appb-I000002
　ここでＤp[m]：粒子の調和平均径、wi[-]：篩い目毎の質量割合、dpi[m]：篩い目毎の代表粒子径、とそれぞれおく。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　同表より、発明例１に記載のように鉱石を分級すれば、十分に充填層圧力損失が軽減されることがわかる。また、発明例２では、大粒径鉱石の比率が増加し、小粒径鉱石が減少することで、小粒径鉱石の平均粒径が小さくなったため、発明例１と比較しては、その充填層通気抵抗が増加するものの、比較例１よりは、１ｍ当たり１０００Ｐａ以上の低い充填層通気抵抗を示した。さらに、発明例３は、大粒径鉱石の比率を発明例２と同じにしたが、小粒径鉱石の粒径幅を小さくしたため、発明例１と比較しては、その充填層通気抵抗が増加するものの、比較例１よりは、１ｍ当たり２０００Ｐａ以上の低い充填層通気抵抗を示した。
　従って、塊コークスを排出する際には該大粒径鉱石類原料を同時に切り出し、該小塊コークスを排出する際には該小粒径鉱石類原料を同時に切り出すことで、通気抵抗を低滅できることが実証された。
　なお、上記実施形態においては、コークスとして、１０～７５ｍｍのものを用い、鉱石として、３～５０ｍｍのものを用いたが、粒度範囲の組み合わせや質量比率の組み合わせ、また調和平均径などの関係を、本発明に従って満足すれば、それぞれの値を適宜変更しても、問題なく本発明の効果を得ることができる。
　１０　高炉
　１２ａ～１２ｃ　炉頂バンカー
　１３　流量調整ゲート
　１４　集合ホッパー
　１５　ベルレス式装入装置
　１６　旋回シュート
　

Claims (5)

  1. 　焼結鉱、ペレット、塊状鉱石などの鉱石類原料およびコークスの高炉装入原料を、高炉の炉頂に配設した少なくとも３つの炉頂バンカーと、該炉頂バンカーの排出口に配設されて該炉頂バンカーから排出される原料を混合して旋回シュートに供給する集合ホッパーと、該旋回シュートとを用いて、高炉内へ装入するに際し、
    　上記コークスを、塊コークスと小塊コークスに分級して炉頂バンカーに充填し、さらに、上記鉱石類原料を、大粒径鉱石類原料と小粒径鉱石類原料に分級して炉頂バンカーに充填したのち、該塊コークスを排出する際には該大粒径鉱石類原料を同時に切り出し、該小塊コークスを排出する際には該小粒径鉱石類原料を同時に切り出す高炉への原料装入方法。
  2. 　前記小塊コークスの粒度範囲を１０～４０ｍｍとし、かつ前記小粒径鉱石類原料の粒度範囲を３～２０ｍｍとする請求項１に記載の高炉への原料装入方法。
  3. 　前記塊コークスの粒度範囲を３０～７５ｍｍとし、かつ前記大粒径鉱石類原料の粒度範囲を１０～５０ｍｍとする請求項１または２に記載の高炉への原料装入方法。
  4. 　前記大粒径鉱石類原料と前記小粒径鉱石類原料とを分級するに際し、該大粒径鉱石類原料と該小粒径鉱石類原料の質量比率を、前記塊コークスのうち鉱石類原料への混合に供する塊コークスと前記小塊コークスとの質量比率に一致させる請求項１～３のいずれか一つに記載の高炉への原料装入方法。
  5. 　前記小塊コークスと前記小粒径鉱石の調和平均径の比および、前記塊コークスと前記大粒径鉱石の調和平均径の比を、いずれも鉱石調和平均粒径/コークス調和平均粒径の比として０．１以上とする請求項１～４のいずれか一つに記載の高炉への原料装入方法。
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