WO2013172043A1 - 高炉への原料装入方法 - Google Patents

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blast furnace
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ore
furnace
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寿幸 廣澤
渡壁 史朗
石井 純
和平 市川
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Jfeスチール株式会社
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    • C21B5/00Making pig-iron in the blast furnace
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    • 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
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27BFURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B1/00Shaft or like vertical or substantially vertical furnaces
    • F27B1/10Details, accessories, or equipment peculiar to furnaces of these types
    • F27B1/20Arrangements of devices for charging
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B7/00Blast furnaces
    • C21B7/18Bell-and-hopper arrangements
    • C21B7/20Bell-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 is a region called a cohesive zone where an ore raw material layer having a large ventilation resistance softened and fused with ore and a coke slit having a relatively small ventilation resistance derived from coke are mixed.
  • 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. 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 present invention has been developed in view of the above-mentioned present situation, and when the ore raw material and coke are put into the furnace interior as a complete mixed layer, there is a concern that generation may occur due to the difference in particle size between the coke and the ore. It aims at providing the raw material charging method to the blast furnace which eliminated the deterioration of property advantageously.
  • the gist configuration of the present invention is as follows. 1.
  • the blast furnace operation method of charging ore raw materials such as sintered ore, pellets, massive ore and blast furnace charging raw materials of coke into the blast furnace using a rotating chute When a mixed layer is formed in the blast furnace by charging it into the blast furnace as a mixed raw material obtained by mixing the ore raw material and the coke, the blast furnace core is set to 0 and the furnace wall to 1.0.
  • the particle size ratio of coke to ore raw material in the mixed layer (coke particle size / ore raw material particle size)
  • the raw material charging method to the blast furnace characterized in that the amount is 3 times or less.
  • the deterioration of air permeability which may be caused by the difference in the particle size between the coke and the ore, is prevented. Realize stable blast furnace operation under good furnace air permeability.
  • FIG. 1 is a diagram schematically showing an embodiment of a method for charging a raw material into a blast furnace according to the present invention.
  • reference numeral 1 denotes an ore raw material hopper for storing an ore raw material 2 composed of at least one of sintered ore, pellets and massive ore
  • 3 denotes a coke hopper for storing coke 4.
  • the ore raw material 2 and the coke 4 cut out from the ore raw material hopper 1 and the coke hopper 3 at a predetermined ratio are conveyed upward by the ore conveyor 5, and the ore raw material 2 and the coke 4 are mixed with the reserve hopper 6. It is stored as a blast furnace charging raw material 7.
  • the blast furnace charging material 7 cut out from the reserve hopper 6 is conveyed to the furnace top of the blast furnace 10 by the charging conveyor 8, and is passed through the receiving chute 11 to a plurality of, for example, one of the three furnace top bunkers 12a to 12c. It is thrown into 12b and stored.
  • the ore raw material and the mixed raw material of coke stored in the furnace top bunker 12b are adjusted so that the amount of coke becomes 30% by mass or less of the total amount of coke.
  • the reason for adjusting the coke amount to 30% by mass or less of the total coke amount is as follows.
  • the ore raw material 2 and the coke 4 cut out from the ore raw material hopper 1 and the coke hopper 3 are put into the reserve hopper 6 in a state where the coke 4 is laminated on the ore raw material 2 by the ore conveyor 5.
  • the ore raw material 2 and the coke 4 are mixed by this reserve hopper 6 and become a mixed raw material.
  • the charging conveyor 8 may be segregated, and may also be segregated when thrown into the furnace top bunker 12b via the receiving chute 11. At this time, if the amount of coke to be mixed is 30% by mass or less of the total amount of coke, no large segregation occurs between the coke and the ore raw material when stored in the furnace top bunker 12b.
  • the mixing rate of the mixed layer of the ore raw material and coke formed can be made substantially uniform.
  • the air permeability of the blast furnace block (mixed raw material packed layer) is determined by the porosity, and when the particle size difference between the coke in the mixed layer and the ore raw material is large, the porosity is decreased. When the diameter difference is reduced, the porosity is suppressed from decreasing.
  • the ore raw material has a particle size difference that is not so large, and is usually about 5 to 25 mm (about 10 mm on average).
  • coke has a large particle size difference and a width of 10 to 60 mm.
  • those having a particle size of about 30 to 60 mm are called lump coke
  • those having a particle size of about 10 to 30 mm are called small and medium lump coke.
  • the blast furnace is a cylindrical reaction vessel
  • the gas flow rate is larger in the outer peripheral portion, that is, in the peripheral portion of the furnace wall even in the same radial cross section. Therefore, the air permeability around the furnace wall greatly affects the air permeability of the overall blast furnace.
  • the experiment was performed by using coke having different particle size ratios relative to the ore raw material and changing the mixing ratio of the coke in various ways.
  • the ratio of coke in the mixed layer is usually about 7 to 25% by mass in the ratio of (coke amount / ore raw material amount), but this is about 20 to 95% in terms of the ratio to the total coke amount. It becomes.
  • the porosity in the mixed layer was estimated by using the following equation (1) proposed by Ergun for the pressure loss in the blast furnace.
  • gas was allowed to flow through a mixed layer of a predetermined amount, and the porosity was calculated from the pressure loss obtained at that time.
  • ⁇ P / ⁇ L 150 ⁇ (1- ⁇ r) 2 ⁇ ⁇ u / ⁇ r 3 ( ⁇ ⁇ dp) 2 ⁇ +1.75 ⁇ (1- ⁇ r) ⁇ ⁇ u 2 / ⁇ r 3 ( ⁇ ⁇ dp) ⁇ (1) here, ⁇ P: Pressure loss in the blast furnace (Pa) ⁇ L: Distance between two points of pressure measurement (m) ⁇ r: substantial porosity in the furnace (-) ⁇ : Fluid viscosity (Pa ⁇ s) u: velocity of fluid (m / s) ⁇ : Fluid density (kg / m 3 ) ⁇ : Particle shape factor (-) dp: average particle diameter (m)
  • FIG. 2 shows a case where a coke having a particle size ratio of 3.0 to a ore raw material and a small medium coke having a particle size ratio of 2.0 are used as coke, as shown in FIG. It can be seen that if the particle size ratio between the coke and the ore raw material is 3.0 or less, the decrease in porosity is small, and the particle size ratio is particularly preferably 2.0 or less. Therefore, if the particle size ratio between the coke and the ore raw material is set to 3.0 or less, deterioration of the air permeability of the blast furnace can be effectively prevented.
  • the inventors examined the in-furnace region where a mixed layer having a particle size ratio of coke and ore raw material of 3.0 or less should be formed.
  • the in-furnace radius of the blast furnace is expressed by a blast furnace dimensionless radius where the blast furnace core is 0 and the furnace wall is 1.0
  • the dimensionless radius is at least 0.7 to 1.0.
  • a mixed layer having a small particle size ratio as described above may be formed in the furnace wall peripheral region.
  • the region where the dimensionless radius is 0.7 or less it is not necessary to control the particle size ratio so that the particle size ratio is 3.0 or less.
  • the coke lump coke and small and medium lump coke are used. It was also found that even when mixed ordinary coke was used, there was almost no deterioration in air permeability in the furnace.
  • the raw material charging destination of the swivel chute 16 is the axial center of the blast furnace, and only the coke is discharged from the furnace top bunker 12a storing ordinary coke.
  • the central coke layer 17 is formed in the axial center portion of the blast furnace. That is, in a state where the turning chute 16 is tilted in a substantially vertical state, the flow rate adjustment gates 13 of the furnace top bunkers 12b and 12c are closed, the flow rate adjustment gate 13 of only the furnace top bunker 12a is opened, and the furnace top bunker 12a By supplying only the stored coke to the turning chute 16, as shown in FIG. 3, the central coke layer 17 is formed in the axial center portion.
  • the coke dropping position at the height of the raw material stock line is preferably 0 or more and 0.3 or less in the dimensionless radius of the blast furnace.
  • the reason for this is that by collecting a part of the coke in the core part of the furnace, the air permeability in the shaft part and thus the air permeability of the entire blast furnace can be effectively improved.
  • the amount of coke charged to form the central coke layer is preferably about 5 to 30% by mass of the amount of coke charged per charge. This is because if the amount of coke charged to the shaft center portion is less than 5% by mass, the air permeability around the shaft center portion is not sufficiently improved, while more than 30% by mass of coke is concentrated on the shaft center portion. In this case, not only the amount of coke for use in the mixed layer is reduced, but also the amount of heat removed from the furnace body is increased due to excessive gas flow in the axial center.
  • the amount of coke charged per charge is preferably 10 to 20% by mass.
  • the blast furnace operation is continued while the raw material charging method as described above is repeated and the raw material is charged into the furnace.
  • normal coke and ore raw materials were discharged from the top bunker at the same time, mixed in the collecting hopper, and then supplied to the swivel chute to obtain the mixed layer 19, but segregated in the top bunker. From the other top bunker to control the required mixing amount, using a mixed raw material in which the amount of coke to be mixed is 30% by mass or less of the total coke amount and the coke is mixed beforehand.
  • Ordinary coke or ore raw material is discharged at the same time as the mixed raw material, mixed in the required amount by a collecting hopper, and then fed to the swivel chute to form a mixed layer of ore raw material and coke outside the central coke layer It doesn't matter.
  • the shaft pressure is closely monitored, and when the blast furnace charging according to the present invention is continuously performed, if an abnormality is detected in the shaft pressure, the raw material charging method is changed to the normal charging method. It is advantageous to switch to a method in which the ore raw material layer and the coke slit are formed separately, and then after switching to the charging method according to the present invention, once the shaft pressure abnormality is resolved, it is advantageous to operate. .
  • the blast furnace operation was performed under various conditions in which the particle size ratio between the coke and the ore raw material (coke particle size / ore raw material particle size) was varied.
  • the results of examining the gas utilization rate and the pressure loss ⁇ P / V of the packed bed when implemented under each operating condition are shown in comparison with Table 1.
  • the particle size ratio between the coke and the ore raw material (coke particle size / ore raw material particle size) is set to 3 times or less, the coke ratio is reduced.
  • the gas utilization rate is improved and the pressure loss ⁇ P / V of the packed bed is reduced.

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Abstract

 焼結鉱、ペレット、塊状鉱石などの鉱石類原料及びコークスの高炉装入原料を、旋回シュートを用いて高炉内へ装入する高炉操業方法において、前記鉱石類原料と前記コークスとを混合した混合原料として高炉内へ装入することにより、高炉内に混合層を形成するに際し、高炉軸心部を0、炉壁部を1.0とする高炉無次元半径において、少なくとも当該無次元半径が0.7~1.0の炉壁周辺領域については、混合層中におけるコークスと鉱石類原料の粒径比を3倍以下とすることにより、鉱石類原料とコークスとを混合層として炉内装入する場合に、鉱石とコークスの粒径差に起因して発生が懸念される通気性の劣化を有利に解消する。

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と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とが混在する領域が存在する。
 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。低コークス操業を行う場合、使用されるコークス量が減少することからコークススリットが非常に薄くなることが考えられる。
 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及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及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
 融着帯の通気抵抗を改善するためには、前述した特許文献3に記載された従来例のように、鉱石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いる。
 一方で、鉱石とコークスには粒径差が存在する。特にコークスを多量に混合する場合には、小塊コークスに加え、粒径の大きな塊コークスを混合することから、鉱石とコークスの粒径差が大きくなる。
 粒径の異なる粒子を混合すると、粒径比および混合比率に応じて空隙率が低下することが知られており、コークスの多量混合時には、融着帯の通気性は改善されるものの、高炉塊状帯(混合原料充填層)の通気性は劣化する。
 従って、粒径差の大きなコークスを用いて混合層を形成した場合、総合的な炉内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、鉱石類原料とコークスとを完全混合層として炉内装入する場合に、コークスと鉱石の粒径差に起因して発生が懸念される通気性の劣化を有利に解消した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及びコークスの高炉装入原料を、旋回シュートを用いて高炉内へ装入する高炉操業方法において、
 前記鉱石類原料と前記コークスとを混合した混合原料として高炉内へ装入することにより、高炉内に混合層を形成するに際し、高炉軸心部を0、炉壁部を1.0とする高炉無次元半径において、少なくとも当該無次元半径が0.7~1.0の炉壁周辺領域については、混合層中におけるコークスと鉱石類原料の粒径比(コークス粒径/鉱石類原料粒径)を3倍以下とすることを特徴とする高炉への原料装入方法。
2.前記コークスと前記鉱石類原料の粒径比を2倍以下とすることを特徴とする前記1に記載の高炉への原料装入方法。
3.前記高炉装入原料を高炉内に装入するに際し、高炉の軸心部に中心コークス層を形成することを特徴とする前記1または2に記載の高炉への原料装入方法。
 本発明によれば、鉱石類原料とコークスとを完全混合層として高炉内に装入する場合に、コークスと鉱石の粒径差に起因して発生が懸念される通気性の劣化を防止して、良好な炉内通気性の下で安定した高炉操業を実現する。
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。 鉱石類原料に対する粒径比が3.0と2.0のコークスを用い、かかるコークスの混合割合を種々に変化させた場合における、混合層の空隙率の推移を示す図である。 炉頂バンカーを含む原料装入状態を示す模式図である。
 以下、本発明の一実施形態を図面に基づいて説明する。
 図1は、本発明による高炉への原料装入方法の一実施形態を模式的に示す図である。
 図中、符号1は、焼結鉱、ペレット及び塊状鉱石の少なくとも一つからなる鉱石類原料2を貯蔵する鉱石類原料ホッパー、3はコークス4を貯蔵するコークスホッパーである。これら鉱石原料ホッパー1及びコークスホッパー3から所定比率で切出された鉱石類原料2及びコークス4は鉱石コンベア5によって上方に搬送されてリザービングホッパー6に鉱石類原料2及びコークス4が混合されて高炉装入原料7として貯留される。このリザービングホッパー6から切出された高炉装入原料7は装入コンベア8によって高炉10の炉頂に搬送され、レシービングシュート11を介して複数例えば3つの炉頂バンカー12a~12cの1つ例えば12bに投入されて貯留される。なお、炉頂バンカー12bに貯留される鉱石類原料及びコークスの混合原料は、コークス量が全コークス量の30質量%以下となるように調整されている。
 ここで、コークス量を全コークス量の30質量%以下に調整する理由は以下のとおりである。鉱石類原料ホッパー1及びコークスホッパー3から切出された鉱石類原料2及びコークス4は、鉱石コンベア5で、鉱石類原料2上にコークス4が積層された状態で、リザービングホッパー6に投入されることにより、このリザービングホッパー6で鉱石類原料2とコークス4とが混合されて混合原料となる。しかしながら、コークス4と鉱石類原料2とで比重差及び粒子径差があるので、リザービングホッパー6に貯留された混合原料が装入コンベヤ8でレシービングシュート11まで搬送される間に、装入コンベア8上で偏析するおそれがあり、さらにレシービングシュート11を介して炉頂バンカー12bに投入される際にも、偏析するおそれがある。
 このとき、混合させるコークス量が全コークス量の30質量%以下であれば、炉頂バンカー12bに貯留された時点で、コークスと鉱石類原料とで大きな偏析を生じることはなく、旋回シュート16によって形成される鉱石類原料とコークスとの混合層の混合率を略均一にすることができる。
 これに対して、コークス量が全コークス量の30質量%を超えると比重差及び粒子径差による偏析が起こりやすくなり、炉頂バンカー12bに貯留された時点でコークスと鉱石類原料との偏析が大きくなり、局所的に鉱石類原料のみやコークスのみが存在する領域が発生してしまう。
 ところで、高炉塊状帯(混合原料充填層)の通気性は、空隙率によって決まり、混合層中のコークスと鉱石類原料との粒径差が大きい場合には空隙率が低下する一方、これらの粒径差が小さくなると空隙率の低下は抑制される。
 ここで、鉱石類原料およびコークスの大きさについて説明すると、鉱石類原料は粒径差はさほど大きくなく、通常5~25mm程度(平均で10mm程度)である。これに対し、コークスは粒径差が大きく、10~60mmと幅がある。通常、粒径が30~60mm程度のものは塊コークス、一方粒径が10~30mm程度のものは小中塊コークスと呼ばれている。
 また、高炉は、円筒形の反応容器であるため、同じ半径方向断面においても、外周部すなわち炉壁周辺部の方がガス流量が大きい。そのため、炉壁周辺部の通気性が、総合的な高炉の通気性に大きく影響を及ぼしている。
 そこで、発明者らは、コークスと鉱石類原料との粒径比が混合層の空隙率に及ぼす影響について調査した。
 実験は、鉱石類原料に対する粒径比が種々に異なるコークスを用い、かかるコークスの混合割合を種々に変化させることにより行った。ここで、混合層中におけるコークスの割合は、通常、(コークス量/鉱石類原料量)比で7~25質量%程度であるが、これは全コークス量に対する比率に換算すると約20~95%となる。
 なお、混合層中の空隙率は、高炉内の圧力損失をエルガン(Ergun)によって提案されている下記(1)式を用いて推定した。実験は、所定混合量の混合層にガスを流し、そのときに得られる圧力損失から、空隙率を算出した。
                 記
 △P/△L=150{(1-εr)2μ・u/εr3(φ・dp)2}
       +1.75{(1-εr)ρ・u2/εr3(φ・dp)} ・・・(1)
 ここで、
  ΔP:高炉内の圧力損失(Pa)
  ΔL:圧力測定の2点間の距離(m)
  εr:炉内の実質的な空隙率(-)
  μ:流体の粘度(Pa・s)
  u:流体の速度(m/s)
  ρ:流体の密度(kg/m3
  φ:粒子の形状係数(-)
  dp:粒子の平均粒径(m)
 図2は、コークスとして、鉱石類原料に対する粒径比が3.0の塊コークスと粒径比が2.0の小中塊コークスを用いた場合について示しているが、同図に示したとおり、コークスと鉱石類原料の粒径比が3.0以下であれば空隙率の低下は小さく、特に好ましくは粒径比:2.0以下であるとこが分かる。
 従って、コークスと鉱石類原料の粒径比を3.0以下にしてやれば、高炉の通気性の悪化を効果的に防止できるわけである。
 次に、発明者らは、コークスと鉱石類原料の粒径比:3.0以下の混合層を形成すべき炉内領域について検討した。
 その結果、高炉の炉内半径を、高炉軸心部を0、炉壁部を1.0とする高炉無次元半径で表したとき、少なくともこの無次元半径が0.7~1.0となる炉壁周辺領域について、上記のような粒径比が小さい混合層を形成すれば良いことが突き止められた。
 なお、無次元半径が0.7以下の領域については、特別に粒径比を3.0以下とするような粒径比制御を行う必要はなく、コークスとしては塊コークスや小中塊コークスが混在した通常のコークスを使用しても、炉内通気性の悪化はほとんどないことも併せて知見された。
 次に、本発明に従い、高炉内に鉱石類原料及びコークスを装入する具体的な装入要領を、図3に基づいて説明する。
 なお、この例で、炉頂バンカー12bには小中塊コークスのみが、また炉頂バンカー12aには粒度選別をしていない通常のコークスが、さらに炉頂バンカー12cには鉱石類原料のみが、それぞれ貯留されている。
 また、旋回シュート16は、高炉10の軸心を中心に旋回すると同時に高炉10の軸心部から炉壁側へ向かって傾動するように逆傾動制御される、いわゆる逆傾動制御方式で原料装入を行う場合について説明する。
 さらに、高炉の軸心部に中心コークス層を形成する場合について説明する。
 さて、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軸心部とし、通常のコークスを貯留した炉頂バンカー12aからコークスのみを排出することによって、高炉の軸心部に中心コークス層17を形成する。
 すなわち、旋回シュート16が略垂直状態に傾動している状態では、炉頂バンカー12b及び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、図3に示すように、軸心部に中心コークス層17を形成する。
 この際、原料ストックライン高さにおけるコークスの落下位置は、高炉無次元半径において0以上、0.3以下とすることが望ましい。この理由は、コークスの一部を炉軸心部に集めることによって、軸心部での通気性ひいては高炉全体の通気性を効果的に改善することができるからである。
 なお、中心コークス層を形成するために装入されるコークス量は、1チャージ当たりのコークス装入量の5~30質量%程度とするのが好ましい。というのは、軸心部へのコークス装入量が5質量%に満たないと軸心部周辺の通気性の改善が十分でなく、一方30質量%より多いコークスを軸心部に集中させた場合には、混合層に使用するためのコークス量が低下するだけでなく、軸心部をガスが流れすぎてやはり炉体からの抜熱量が増加するからである。好ましくは1チャージ当たりのコークス装入量の10~20質量%がよい。
 次に、炉頂バンカー12aおよび12cから同時に、通常のコークスと鉱石類原料とを排出し、集合ホッパー14で混合したのち、旋回シュート16に供給することによって、中心コークス層17の外側、すなわち高炉無次元半径で0.7となる領域について鉱石類原料とコークスとの混合層19-1を形成する。
 ついで、高炉無次元半径で少なくとも0.7以上1.0以下の炉壁周辺領域については、コークスの排出バンカーを炉頂バンカー12aから炉頂バンカー12bに変更し、コークスとして小中塊コークスを排出し、鉱石類原料と混合したのち、旋回シュート16を介して炉壁周辺領域に混合層19-2を形成する。
 そして、上記のような原料装入方式を繰り返して炉内への原料装入を行いつつ、高炉操業を継続するのである。
 なお、炉頂バンカーから同時に、通常のコークスと鉱石類原料とを排出し、集合ホッパーで混合したのち、旋回シュートに供給することによって混合層19を得ることとして説明したが、炉頂バンカーに偏析の生じない範囲の混合させるコークス量が全コークス量の30質量%以下とした鉱石類原料とコークスとを予め混合した混合原料を用い、必要な混合量制御のため、他の炉頂バンカーから、通常のコークスあるいは鉱石類原料とを混合原料と同時に排出し、集合ホッパーで必要量混合したのち、旋回シュートに供給することによって、中心コークス層の外側に鉱石類原料とコークスとの混合層を形成してもかまわない。
 なお、高炉操業中はシャフト圧力を注視しておき、本発明に従う高炉装入を継続して行っている際に、シャフト圧力に異常が検知されたときは、原料の装入方式を、通常の鉱石類原料層とコークススリットとを個別に形成する方式に切り替え、その後、シャフト圧力の異常が解消されたら、再度、本発明に従う装入方式に切り替えて操業を行うようにすることが有利である。
 表1に示すように、コークスと鉱石類原料の粒径比(コークス粒径/鉱石類原料粒径)を種々に変化させた条件下で、高炉操業を行った。
 各操業条件で実施した際のガス利用率および充填層の圧力損失ΔP/Vについて調べた結果を、表1に比較して示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 同表に示したとおり、本発明に従い、コークスと鉱石類原料の粒径比(コークス粒径/鉱石類原料粒径)を3倍以下とした場合には、コークス比を低減させたにもかかわらず、ガス利用率は向上し、また充填層の圧力損失ΔP/Vは低減している。
 1 鉱石類粉ホッパー
 2 鉱石類原料
 3 コークスホッパー
 4 コークス
 5 鉱石コンベア
 6 リザービングホッパー
 7 高炉装入原料
 8 装入コンベア
 10 高炉
 11 レシービングシュート
 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
 17 中心コークス層
 19-1 混合層
 19-2 混合層(粒径比調整)

Claims (3)

  1.  焼結鉱、ペレット、塊状鉱石などの鉱石類原料及びコークスの高炉装入原料を、旋回シュートを用いて高炉内へ装入する高炉操業方法において、
     前記鉱石類原料と前記コークスとを混合した混合原料として高炉内へ装入することにより、高炉内に混合層を形成するに際し、高炉軸心部を0、炉壁部を1.0とする高炉無次元半径において、少なくとも当該無次元半径が0.7~1.0の炉壁周辺領域については、混合層中におけるコークスと鉱石類原料の粒径比(コークス粒径/鉱石類原料粒径)を3倍以下とすることを特徴とする高炉への原料装入方法。
  2.  前記コークスと前記鉱石類原料の粒径比を2倍以下とすることを特徴とする請求項1に記載の高炉への原料装入方法。
  3.  前記高炉装入原料を高炉内に装入するに際し、高炉の軸心部に中心コークス層を形成することを特徴とする請求項1または2に記載の高炉への原料装入方法。
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