WO2013172044A1 - 高炉への原料装入方法 - Google Patents

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WO2013172044A1
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coke
raw material
blast furnace
ore
furnace
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PCT/JP2013/003170
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渡壁　史朗
石井　純
寿幸 廣澤
和平 市川
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Ｊｆｅスチール株式会社
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    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
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    • C21B5/006—Automatically controlling the process
    • 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
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/001—Injecting additional fuel or reducing agents
    • 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 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 was developed in view of the above-mentioned present situation, and a raw material charging method into a blast furnace that advantageously eliminates the deterioration of air permeability, which is a concern when ore raw materials and coke are mixed into a furnace as a mixed layer.
  • the purpose is to provide.
  • 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 charging the blast furnace raw material into the blast furnace, 60 to 75% by mass of the total amount of coke charged into the furnace is charged as a mixed layer with the ore raw material, while the remaining 25 to 40%.
  • a raw material charging method for a blast furnace characterized in that the amount of coke in mass% is left as coke slits.
  • the top of the blast furnace is provided with at least two top bunker, and one or two of the top bunker is provided with the ore raw material or the ore raw material and the coke, and the coke amount is 30% of the total coke amount.
  • Either or both of the mixed raw materials mixed so as to be less than or equal to mass% are respectively stored, the coke is stored in one of the remaining furnace top bunkers, and the raw materials discharged from each furnace top bunker are temporarily collected into a collecting hopper
  • a coke slit is formed by discharging coke from a top bunker charged with only coke.
  • the gas flow in the blast furnace can be controlled by leaving some coke slits, and good blast furnace air permeability can be maintained, so that stable blast furnace operation is possible.
  • 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 collecting hopper 14 described later is mixed with the coke and ore raw materials discharged from the other top bunker 12a and 12c, but the ratio of the ore raw material or the coke is As a result, the mixing rate of the mixed layer of the ore raw material and the coke formed by the turning chute 16 becomes uneven.
  • the amount of coke to be mixed is equal to or less than 30% by mass of the total amount of coke, which corresponds to 7% by mass or less in the ratio of (coke amount / ore raw material amount).
  • FIG. 3B the air permeability in the furnace when it was formed in the furnace as a complete mixed layer was investigated.
  • reference numeral 17 is a central coke layer
  • 18 is a coke slit
  • 19 is a mixed layer.
  • the experiment was performed by placing 50 kg as the central coke layer under the condition of coke ratio: 400 kg / t and gradually mixing the remaining coke: 350 kg into the mixed layer.
  • Air permeability was evaluated by logK.
  • K is a ventilation resistance index, and is obtained by the following equation.
  • the ventilation resistance gradually decreased for 7 charges out of 10 charges, and good air permeability as expected was obtained.
  • the ventilation resistance showed a minimum value before coke was completely mixed, and thereafter the ventilation resistance increased. That is, the air permeability may be deteriorated.
  • this cause is considered to be related to segregation generated during storage in the furnace top bunker, particle size difference and particle size distribution of the charged raw materials.
  • the ventilation resistance gradually decreases to a minimum value until a certain mixing amount. Reach. Therefore, if the coke is mixed into the ore raw material up to the minimum value to form a mixed layer and the remaining coke is left as it is as a coke slit, good air permeability can be obtained.
  • a furnace core tube 32 is disposed on the inner peripheral surface of a cylindrical furnace body 31, and a cylindrical heating heater 33 is disposed outside the furnace core tube 32.
  • a graphite crucible 35 is disposed at the upper end of a cylindrical body 34 made of a refractory inside the furnace core tube 32, and a charging raw material 36 is charged into the crucible 35.
  • a load is applied to the charged raw material 36 from above by a load loading device 38 connected via a punch bar 37 so as to be in the same level as the fused layer at the bottom of the blast furnace.
  • a drop sampling device 39 is provided below the cylindrical body 34.
  • the gas adjusted by the gas mixing device 40 is sent to the crucible 35 through the lower cylindrical body 34, and the gas that has passed through the charging material 36 in the crucible 35 is analyzed by the gas analyzer 41.
  • the heating heater 33 is provided with a thermocouple 42 for controlling the heating temperature, and the crucible 35 is 1200 to 1500 by controlling the heater 33 with a control device (not shown) while measuring the temperature with the thermocouple 42. Heat to ° C.
  • the charging raw material 36 a sample obtained by mixing coke at various ratios with ore raw materials obtained by mixing sintered ore and iron ore at a predetermined ratio, and the maximum pressure under a coke ratio of 350 kg / t is used. An experiment was conducted to determine the loss.
  • FIG. 6 is a graph showing the maximum pressure loss when the coke used in the experiment is divided into mixed coke and slit coke under the coke ratio of 350 kg / t.
  • the ventilation resistance is minimum, and in order to obtain the effect of improving the ventilation of the ore layer by coke mixing, the amount of coke charged in the furnace is 60 to 75% by mass. It can be seen that a range of 75% by weight is suitable.
  • the mixed coke amount is 75% by mass or more, that is, when the coke amount for the coke slit is 25% by mass or less, the coke slit is thin and there is a portion where the fused ore layer and the coke layer are integrated. As a result, the function of maintaining the air permeability of the coke layer was impaired, and the air resistance was increased. From the above examination, 60 to 75 mass% of the coke amount charged in the furnace is charged as a mixed layer with the ore raw material, while the remaining coke amount of 25 to 40 mass% is directly used as the coke slit. As a result, it was found that an advantageous improvement in air permeability was achieved by remaining as the above, and the present invention was completed.
  • the ore raw material and coke mixed raw material are stored in the furnace top bunker 12b, only the coke is stored in the furnace top bunker 12a, and only the ore raw material is stored in the furnace top bunker 12c. Yes. Further, the turning chute 16 is rotated about the shaft center of the blast furnace 10 and at the same time is reversely tilted to tilt toward the furnace wall side from the shaft center portion of the blast furnace 10. The case of performing will be described.
  • the raw material charging sequence from the furnace top bunker is as follows. First, the swivel chute 16 is gradually tilted from the furnace wall side toward the furnace center or from the furnace center toward the furnace wall, and only the coke is stored. Coke is discharged to the bunker 12 a to form a coke layer (coke slit) 18. As described above, the amount of coke used for forming the coke slit 18 is 25 to 40% by mass of the amount of coke charged into the furnace per charge. Next, the central charging coke layer 17 is formed in the axial center part of the blast furnace by discharging only the coke from the furnace top bunker 12a in which only the coke is charged with the raw material charging destination of the turning chute 16 as the axial center part of the blast furnace.
  • 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 where the blast furnace shaft center part is 0 and the furnace wall part is 1.
  • 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.
  • 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.
  • the content is preferably 10 to 20% by mass.
  • the amount of coke used to form the coke slit 18 and the amount of coke that forms the center coke layer 17 are 25 to 40% by mass of the total coke amount charged in the furnace, as described above. It is distributed for forming 18 and for forming the central coke layer 17.
  • the charge amount per charge may be as long as the coke layer thickness is 100 mm or more, preferably 150 mm or more for forming the coke layer (coke slit) 18. Since it forms only with coke, the layer which can maintain ventilation
  • coke and ore raw materials and / or mixed raw materials are simultaneously discharged from each furnace top bunker, mixed with the collecting hopper 14, and then supplied to the turning chute 16.
  • a mixed layer 19 of the ore raw material and coke is formed outside the central coke layer 17 and on the upper surface of the coke slit 18.
  • the ore raw material does not have a very large particle size difference and is usually about 5 to 25 mm.
  • 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, and those having a particle size of about 10 to 30 mm are called small and medium lump coke. Therefore, in order to prevent segregation of the raw material, it is desirable to adjust the size of the used coke according to the size of the ore raw material used, and it is also preferable to adjust the particle size distribution of the used coke.
  • the particle size of the ore raw material is preferably 10 to 30 mm and the particle size of the coke is preferably 30 to 55 mm. Further, it is preferable that the particle size ratio (coke particle size / ore material particle size) is about 1.0 to 5.5.
  • the ratio of coke in the mixed layer suitable for improving air permeability is about 7 to 25%, more preferably 10 to 15% in mass ratio.
  • the ratio of (coke amount / ore raw material amount) is less than 7% by mass, the effect of improving the air permeability by coke mixing is not sufficiently obtained, and the air permeability of the ore layer is poor, while (coke amount / ore raw material amount)
  • the ratio is more than 25% by mass, the amount of coke existing as a coke slit is insufficient, and the air permeability of the coke layer is deteriorated.
  • 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. .

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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、前記高炉装入原料を高炉内に装入するに当たり、炉内に装入される全コークス量の６０～７５質量％については、鉱石類原料との混合層として装入する一方、残り２５～４０質量％のコークス量はコークススリットとして残存させることにより、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。
　そこで、発明者らは、従来、鉱石類原料層とコークス層としてそれぞれ交互に装入していたコークス層相当量のコークスを鉱石類原料層中に完全に混合した混合層として炉内装入を試みた。
　その結果、鉱石類原料とコークスとを、両者の混合層のみとして装入した場合には、必ずしも良好な通気性が得られない場合があることが判明した。
　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混合層として炉内装入する場合に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、
　前記高炉装入原料を高炉内に装入するに当たり、炉内に装入される全コークス量の６０～７５質量％については、鉱石類原料との混合層として装入する一方、残り２５～４０質量％のコークス量はコークススリットとして残存させることを特徴とする高炉への原料装入方法。
２．前記高炉の炉頂に少なくとも２つの炉頂バンカーを備え、前記炉頂バンカーの１つまたは２つに、前記鉱石類原料若しくは前記鉱石類原料と前記コークスとを当該コークス量が全コークス量の３０質量％以下となるように混合させた混合原料のいずれかまたは両者をそれぞれ貯留し、残りの炉頂バンカーの１つに前記コークスを貯留し、各炉頂バンカーから排出した原料を、一旦集合ホッパーに収容したのち、前記旋回シュートに供給することによって、高炉内に前記高炉装入原料を装入するに際し、
(1) まず、コークスのみを装入した炉頂バンカーから、コークスを排出することによって、コークススリットを形成し、
(2) ついで、各炉頂バンカーから同時に、コークスと鉱石類原料及び／又は混合原料とを排出し、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、前記コークススリットの上に鉱石類原料とコークスの混合層を形成し、
（3） 前記（1）、（2）を繰り返し、
（4） 前記コークススリットを形成するコークス量を、炉内に装入される全コークス量の２５～４０質量％とすると共に、前記鉱石類原料とコークスの混合層を形成するコークス量を、炉内に装入される全コークス量の６０～７５質量％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、若干コークススリットを残存させることによって高炉内のガス流れを制御することができ、良好な高炉通気性の維持が可能であるため、安定した高炉操業が可能となる。
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。 炉頂バンカーからの原料排出順序を示す説明図である。 コークスを鉱石類原料層中に少しずつ混合していき、最終的に完全な混合層とした状態を示す模式図である。 混合コークス量と通気性の関係を示すグラフである。 鉱石類原料の高温性状を測定する実験装置を示す概略構成図である。 コークス比350kg/tの条件において、コークスを混合コークスとスリットコークスに割りふったときの最大圧力損失を示すグラフである。 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。
　しかも、炉頂バンカー１２ｂから混合原料を排出する際の排出順序は、図２に示すように、高炉の中心軸に近い排出口１２ｇに近い位置から上方に順次移動し、その後高炉の中心軸から外側に離れる方向に移動し、最後に傾斜側壁１２ｈの上端側が排出される。
　このため、排出口１２ｇの直上部や傾斜側壁１２ｈの上端側に鉱石類原料のみやコークスのみが存在する場合には、鉱石類原料のみ又はコークスのみが排出されることになる。なお、このような場合でも、後述する集合ホッパー１４で、他の炉頂バンカー１２ａ及び１２ｃから排出されるコークス及び鉱石類原料と混合されることにはなるが、鉱石類原料又はコークスの比率が増加して、旋回シュート１６によって形成される鉱石類原料及びコークスの混合層の混合率が不均一となる。
　なお、混合させるコークス量が全コークス量の３０質量％以下とは、（コークス量／鉱石類原料量）比で７質量％以下に相当する。
　また、鉱石類原料とコークスとの粒径差が大きい場合にも、さらには鉱石類原料とコークスそれぞれの粒度分布によっても、これらを混合したときに偏析が生じる場合がある。
　そこで、発明者らは、従来、鉱石類原料層とコークス層としてそれぞれ個別に装入されていたコークスを、図３（ａ）に示すように、鉱石類原料層中に少しずつ混合していき、最終的には図３（ｂ）に示すように、完全な混合層として炉内に形成したときの炉内通気性について調査を行った。図中、符号１７が中心コークス層、１８がコークススリット、１９が混合層である。
　なお、実験は、コークス比：４００ｋｇ／ｔの条件で、中心コークス層として５０ｋｇを配置し、残りのコークス：３５０ｋｇを徐々に混合層中に混合することにより行った。また、通気性は、logＫにより評価した。ここに、Ｋは通気抵抗指数であり、次式により求められるものである。
　　Ｋ＝（ＰB 2－ＰT 2)／μ0.3ρ0.7ＶB 1.7
　　ただし、ＰBは送風圧力（絶対圧力）、ＰTは炉頂圧力（絶対圧力）、μは標準状態でのボッシュガスの粘性、ρは標準状態でのボッシュガスの密度、ＶBは標準状態ボッシュガス量である。
　その結果、１０チャージのうち７チャージについては、図４中に破線で示すように、通気抵抗は徐々に低下し、予想どおりの良好な通気性が得られたが、３チャージについては、図中に実線で示すように、コークスを完全に混合する前に通気抵抗は極小値を示し、その後は通気抵抗が上昇した。すなわち、通気性が劣化する場合があった。
　この原因は、前述したとおり、炉頂バンカー内貯留時に生じた偏析や、装入原料の粒径差や粒度分布が関係しているものと考えられる。
　しかしながら、図４に実線で示したとおり、たとえ原料の偏析に起因して、最後には通気抵抗が上昇する場合であっても、ある混合量までは通気抵抗は徐々に低下して極小値に達する。
　従って、この極小値をとる量まではコークスを鉱石類原料中に混合して混合層とし、残りのコークスについてはそのままコークススリットとして残存させておけば、良好な通気性が得られるわけである。
　図５に示す実験装置を用いて、高炉内での原料還元、昇温過程を模擬して、その通気抵抗の変化を調べた。
　この実験装置は、円筒状の炉体３１の内周面に炉芯管３２を配置し、この炉芯管３２の外側に円筒状の加熱用ヒーター３３を配置する。炉芯管３２の内側には耐火物で構成された円筒体３４の上端に黒鉛製るつぼ３５を配置し、このるつぼ３５内に装入原料３６が装入されている。この装入原料３６には、高炉下部の融着層と同程度の状態となるように、パンチ棒３７を介して連結した荷重負荷装置３８により上部から荷重を負荷する。円筒体３４の下部には、滴下物サンプリング装置３９が設けられている。
　るつぼ３５には、その下部の円筒体３４を介してガス混合装置４０によって調整したガスを送り、るつぼ３５内の装入原料３６を通過したガスはガス分析装置４１で分析される。加熱用ヒーター３３には加熱温度制御用の熱電対４２が配設され、この熱電対４２で温度を測定しながら図示しない制御装置で加熱用ヒーター３３を制御することによって、るつぼ３５を１２００～１５００℃に加熱する。
　ここで、装入原料３６としては、焼結鉱と鉄鉱石を所定の比率で混合した鉱石類原料に、コークスを種々の割合で混合した試料を用い、コークス比350kg/tの条件における最大圧力損失を求める実験を行った。
　図６は、コークス比350kg/tの条件において、実験に用いたコークスを混合コークスとスリットコークスに割りふったときの最大圧力損失を示したグラフである。
　炉内に装入されるコークス量の６０～７５質量％の範囲において、通気抵抗が最低となり、コークス混合による鉱石層の通気改善効果を得るには炉内に装入されるコークス量の６０～７５質量％の範囲が好適であることが分かる。一方で、混合コークス量が７５質量％以上つまり、コークススリット用のコークス量が２５質量％以下の条件においては、コークススリットが薄く、融着した鉱石層とコークス層が一体化した部分が存在することで、コークス層の通気性を維持する機能が損なわれ通気抵抗が上昇した。
　以上の検討から、炉内に装入されるコークス量の６０～７５質量％については、鉱石類原料との混合層として装入する一方、残り２５～４０質量％のコークス量についてはそのままコークススリットとして残存させることによって、通気性の有利な改善が達成されることを突き止め、本発明を完成させたのである。
　次に、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７に基づいて説明する。
　なお、この例で、炉頂バンカー１２ｂには鉱石類原料及びコークスの混合原料が、また炉頂バンカー１２ａにはコークスのみが、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を炉壁側から炉中心方向へ、または炉中心方向から炉壁方向へ徐々に傾動させつつ、コークスのみを貯留した炉頂バンカー１２ａにコークスを排出して、コークス層（コークススリット）１８を形成する。このコークススリット１８の形成に使用するコークス量は、前述したとおり、１チャージ当たり炉内に装入されるコークス量の２５～４０質量％とする。
　次に、旋回シュート１６の原料装入先を高炉の軸心部とし、コークスのみを装入した炉頂バンカー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５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、高炉軸心部を０、炉壁部を１とする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１０～２０質量％である。
　前記コークススリット１８の形成に使用するコークス量及び中心コークス層１７を形成するコークス量は、前述したとおり、炉内に装入される全コークス量の２５～４０質量％をコークス層（コークススリット）１８形成用と中心コークス層１７形成用に配分する。なお、１チャージ当たりの装入量は、コークス層（コークススリット）１８形成用としては、コークス層厚が、１００mm以上、好ましくは１５０mm以上確保できれば良い。コークスのみで形成されるため、コークススリットとして通気を維持できる層が形成される。
　次に、あるいは前述の中心コークス層の形成に引き続いて、各炉頂バンカーから同時に、コークスと鉱石類原料及び／又は混合原料とを排出し、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の外側で、かつコークススリット１８の上面に鉱石類原料とコークスとの混合層１９を形成する。
　すなわち、この場合には、炉頂バンカー１２ａだけでなく、残りの２つの炉頂バンカー１２ｂ及び１２ｃの流量調整ゲート１３を所定の開度で開き、炉頂バンカー１２ａから排出されるコークスと、炉頂バンカー１２ｂから排出される混合原料と、炉頂バンカー１２ｃから排出される鉱石類原料とを同時に集合ホッパー１４へ供給し、この集合ホッパー１４でコークスと鉱石類原料とを完全に混合してから旋回シュート１６に供給する。その結果、高炉１０内の中心コークス層１７の外側でコークススリット１８の上面には、コークスと鉱石類原料とが略均一な混合率となった混合層１９が形成されるのである。
　なお、混合層１９中におけるコークスの割合は、１チャージ当たりのコークス量の６０～７５質量％とする。
　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。
　従って、原料の偏析を防止するには、使用する鉱石類原料の大きさに応じて、使用コークスの大きさを調整することが望ましく、また使用コークスの粒度分布も併せて調整することが好ましい。
　ここに、鉱石類原料やコークスの粒径に起因した炉内通気性の悪化を回避するには、鉱石類原料の粒径は１０～３０mm、コークスの粒径は３０～５５mmとすることが好ましく、さらにこれらの粒径比（コークスの粒径／鉱石類原料の粒径）を１．０～５．５程度とすることが好適である。
　しかしながら、本発明のように、コークスの全てを混合層中に混ぜるのではなく、一部はコークススリットとして残存させておけば、使用する鉱石類原料やコークスの大きさを特に調整しなくても、良好な炉内通気性を得ることができる。
　また、通気性の向上に好適な混合層中におけるコークスの割合、すなわち（コークス量／鉱石類原料量）比は、質量比率で７～２５％程度、より好ましくは１０～１５％の範囲である。（コークス量／鉱石類原料量）比が７質量％未満の場合は、コークス混合による通気性改善効果が十分に得られず鉱石層の通気性が悪く、一方（コークス量／鉱石類原料量）比が２５質量％より多い場合はコークススリットとして存在するコークス量が不足しコークス層の通気性が悪化するためである。　
　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、全コークス中、コークスリットの形成に使用されるコークスの割合および混合層の形成に使用されるコークスの割合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、充填層の圧力損失ΔＰ／Ｖおよび充填層の圧力変動σΔＰ／Ｖについて調べた結果を、表１に比較して示す。
　なお、σΔＰ／Ｖは、１分毎にΔＰ／Ｖを測定し、３０分間測定した場合の標準偏差を示すものであり、この値が小さいほど炉内のガス流れが安定していることを示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　同表に示したとおり、本発明に従い、全コークス量中、３５質量％（実施例１）および２５質量％（実施例２）のコークスをコークススリットの形成に使用した場合には、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および充填層の圧力変動σΔＰ／Ｖは共に低減している。
　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
　１８　コークススリット
　１９　混合層

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、
    　前記高炉装入原料を高炉内に装入するに当たり、１チャージ当たり炉内に装入されるコークス量の６０～７５質量％については、鉱石類原料との混合層として装入する一方、残り２５～４０質量％のコークス量はコークススリットとして残存させることを特徴とする高炉への原料装入方法。
  2. 　前記高炉の炉頂に少なくとも２つの炉頂バンカーを備え、前記炉頂バンカーの１つまたは２つに、前記鉱石類原料若しくは前記鉱石類原料と前記コークスとを当該コークス量が全コークス量の３０質量％以下となるように混合させた混合原料のいずれかまたは両者をそれぞれ貯留し、残りの炉頂バンカーの１つに前記コークスを貯留し、各炉頂バンカーから排出した原料を、一旦集合ホッパーに収容したのち、前記旋回シュートに供給することによって、高炉内に前記高炉装入原料を装入するに際し、
    (1) まず、コークスのみを装入した炉頂バンカーから、コークスを排出することによって、コークススリットを形成し、
    (2) ついで、各炉頂バンカーから同時に、コークスと鉱石類原料及び／又は混合原料とを排出し、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、前記コークススリットの上に鉱石類原料とコークスの混合層を形成し、
    （3） 前記（1）、（2）を繰り返し、
    （4） 前記コークススリットを形成するコークス量を、炉内に装入される全コークス量の２５～４０質量％とすると共に、前記鉱石類原料とコークスの混合層を形成するコークス量を、炉内に装入される全コークス量の６０～７５質量％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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