WO2014007152A1 - 高炉操業方法 - Google Patents

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furnace
lance
blown
reducing material
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大樹 藤原
明紀 村尾
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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
    • C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/001—Injecting additional fuel or reducing agents
    • C21B5/003—Injection of pulverulent coal
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    • C21—METALLURGY OF IRON
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    • C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B7/00—Blast furnaces
    • C21B7/16—Tuyéres
    • C21B7/163—Blowpipe assembly

Definitions

  • the present invention relates to a method for operating a blast furnace, and in particular, a method for operating a blast furnace that is effective in improving productivity and reducing the basic unit of reducing material by blowing a solid reducing material such as pulverized coal from a tuyere of a blast furnace. is there.
  • the ratio of low reducing material (low RAR: Abbreviation for Reduction Agent Ratio) is the sum of reducing material blown from the tuyere and coke charged from the top of the furnace per ton of pig iron. (Amount) Operation is being promoted.
  • Blast furnaces mainly use coke and pulverized coal as reducing materials. Therefore, in order to achieve the above-mentioned low reducing material ratio and suppression of carbon dioxide emission, the combustion rate of the pulverized coal is improved, and the amount of powder generated in the furnace is reduced to improve the air permeability in the furnace. The improvement method is considered to be effective.
  • Patent Document 1 proposes a method of improving the combustion rate of pulverized coal by co-firing LNG (Liquefied Natural Gas) and pulverized coal.
  • patent document 2 has proposed the method of promoting combustion of pulverized coal with the volatile matter by using pulverized coal with much volatile matter.
  • Patent Document 3 proposes a method for coping with a reduced diameter portion in the tuyere.
  • Patent Document 4 proposes a method for improving the combustibility of pulverized coal by simultaneously blowing a solid reducing material and oxygen from a tuyere lance.
  • patent document 5 when using oxygen for the purpose of the improvement of the combustion rate of pulverized coal, the method of raising the temperature of the oxygen and improving the combustion efficiency of pulverized coal is proposed.
  • JP 2006-233332 A Japanese Patent Laid-Open No. 2002-241815 Japanese Patent No. 3644856 Japanese Patent No. 4074467 JP-A-8-260010
  • Patent Document 1 has a problem that LNG is expensive and a large amount of LNG is required to improve the combustion rate of pulverized coal. Further, the method disclosed in Patent Document 3 requires modification of the tuyere and causes an increase in equipment cost.
  • the blast furnace operating method disclosed in Patent Document 2 is more effective in reducing the reducing material basic unit by improving the combustion rate of pulverized coal compared to the method of blowing pulverized coal having a low volatile content from the tuyere.
  • the combustion rate is improved, the combustion point moves to the furnace wall side due to an increase in the combustion speed, so that heat removal from the furnace wall increases and the thermal efficiency of the blast furnace decreases.
  • the pressure loss at the tuyere due to the rapid expansion of gas is increased, the blowing pressure is increased, and the running cost is increased.
  • An object of the present invention is to propose a blast furnace operating method capable of improving the combustion rate of a solid reducing material without incurring heat removal or pressure loss.
  • the present invention provides a method for operating a blast furnace in which the solid reducing material is charged from the top of the furnace while blowing from the tuyere through the lance.
  • the blowing amount is 150 kg / t or more per ton of pig iron
  • a double-pipe lance is used as the lance
  • the solid reducing material is blown from the inner pipe, and between the inner pipe and the outer pipe is 100 ° C.
  • a blast furnace operating method is proposed in which the following oxygen is blown in and a solid reducing material for blowing is used having an average volatile content of more than 25 mass% and 50 mass% or less.
  • Patent Document 4 proposes a method for simultaneously injecting a solid reducing material (pulverized coal) and oxygen into the blast furnace from the tuyere to improve the combustibility of the pulverized coal.
  • this method uses pulverized coal with a low volatile content. This is because pulverized coal with a low volatile content has a high calorific value, so using such a low volatile coal can improve the combustibility in the lower part of the furnace, and in turn reduce the coke used to maintain the temperature in the lower part of the furnace. This is because it can be reduced.
  • the amount of pulverized coal injected from the tuyere per ton of pig iron (hereinafter referred to as the “pulverized coal ratio”) is 150 kg / t or more, or when the coke strength [DI 150 15 ] is 85% or less. Since the increase in the furnace powder has a greater influence on the reducing material ratio than the heat generated by the blown pulverized coal, it is more advantageous to use pulverized coal with a high volatile content.
  • the inventors have obtained the following knowledge about the strength of coke charged into the blast furnace from the top of the blast furnace.
  • the lower the coke strength the easier it is to generate coke powder of 15 mm or less due to the effects of load and friction in the furnace.
  • the amount of the coke powder is larger than the amount consumed in the solution loss reaction (a reaction in which solid carbon reacts with carbon dioxide to produce carbon monoxide)
  • a part of the coke powder is reduced in the central region ( Hereinafter, it will be deposited on the “core”.
  • the amount of the deposited coke powder increases, the hot air blown from the tuyere does not pass through the furnace core, but passes through the furnace wall (hereinafter, this phenomenon is referred to as “uneven flow”).
  • the flow of hot air drifts to the furnace wall side in this way, the amount of heat extracted from the furnace wall increases, or the reaction efficiency between the reducing gas and the ore decreases, leading to an increase in the reducing material ratio.
  • Patent Document 5 it is stated that it is desirable for combustion of pulverized coal to raise the oxygen temperature.
  • the temperature of the oxygen is increased, the surface temperature of the lance also increases as will be described later, which causes deformation and erosion of the lance, poor pulverized coal blowing, and tuyere It causes troubles such as wear. For this reason, it is desirable to adjust the temperature of oxygen blown from the lance to a temperature below which the lance is deformed.
  • the solid reducing material charged from the top of the furnace is coke whose strength: [DI 150 15 [%]] measured by the test method described in JIS K2151 is 85 or less, (2)
  • the solid reducing material for blowing uses a material containing 10 mass% or more of a solid reducing material having a volatile content of 30 mass% to 60 mass%, (3)
  • the solid reducing material for blowing is pulverized coal;
  • the pulverized coal ratio is 150 kg / t (pig iron: the following is omitted) and the strength of coke charged from the top of the blast furnace [DI 150 15 [%]]
  • a double pipe lance is used to blow a solid reducing material from the inner pipe thereof, and to blow oxygen of 100 ° C. or less from between the inner pipe and the outer pipe.
  • the reducing material those having an average volatile content of more than 25 mass% and not more than 50 mass% are used, so that the combustion rate of the solid reducing material can be improved without causing heat removal from the furnace wall or pressure loss in the lower part of the furnace.
  • FIG. 1 is an overall view of a blast furnace 1 to which the blast furnace operating method of the present embodiment is applied.
  • the blast furnace 1 is provided with a tuyere 3 at the bosch part, and a tuyere 2 is connected to the tuyere 3 for blowing hot air.
  • a lance 4 for blowing solid fuel or the like is attached to the blower pipe 2.
  • a combustion space called a raceway 5 is formed in the coke deposit layer portion in the furnace in front of the hot air blowing direction from the tuyere 3. Hot metal is mainly generated in this combustion space.
  • FIG. 2 is a view schematically showing a combustion state when only pulverized coal 6 which is a solid reducing material is blown into the furnace through the tuyere 3 from the lance 4.
  • the volatile matter and fixed carbon of the pulverized coal 6 passed through the tuyere 3 from the lance 4 and blown into the raceway 5 are burned together with the in-furnace coke 7 and remain without being burned.
  • An aggregate of carbon and ash, that is, char, is discharged from the raceway 5 as unburned char 8.
  • the speed of the hot air in front of the tuyere 3 in the hot air blowing direction is about 200 m / sec.
  • the distance from the tip of the lance 4 to the inside of the raceway 5, that is, the region where O 2 exists is about 0.3 to 0.5 m. Accordingly, the temperature rise of the blown pulverized coal particles and the contact (dispersibility) between the pulverized coal and O 2 need to be reacted in a short time of substantially 1/1000 second.
  • FIG. 3 shows a combustion mechanism when only pulverized coal (PC: Pulverized Coal) 6 is blown into the blower pipe 2 through the lance 4.
  • PC Pulverized Coal
  • the pulverized coal 6 blown into the raceway 5 from the tuyere 3 is heated by radiant heat transfer from the flame in the raceway 5, and the temperature of the pulverized coal 6 is rapidly increased by radiant heat transfer and conduction heat transfer.
  • thermal decomposition is started when the temperature is raised to 300 ° C. or more, and the volatile components are ignited and burned (a flame is formed), reaching a temperature of 1400 to 1700 ° C.
  • the pulverized coal from which volatile matter has been released becomes the char 8. Since the char 8 is mainly composed of fixed carbon, a carbon dissolution reaction occurs together with the combustion reaction.
  • FIG. 4 shows a combustion mechanism when pulverized coal 6 having a high volatile content is blown into the blower pipe 2 through the lance 4.
  • pulverized coal 6 having a high volatile content is blown in this way, an increase in the volatile content promotes ignition of the pulverized coal 6 and an increase in the amount of combustion due to the volatile content.
  • the temperature rise rate and the maximum temperature of the pulverized coal are increased, the dispersibility of the pulverized coal is increased, and the reaction rate of the char is improved by the temperature increase.
  • the pulverized coal 6 is dispersed by vaporization and expansion of the volatile component and causes combustion of the volatile component, and the pulverized coal itself is rapidly heated and heated by the combustion heat. Further, in this case, the combustion of the pulverized coal occurs at a position close to the furnace wall, so that heat removal from the tuyere 3 and pressure loss in the furnace increase.
  • FIG. 5 shows a combustion mechanism when pulverized coal 6 having a high volatile content and low-temperature oxygen of 100 ° C. or less (hereinafter referred to as “cold oxygen”) are simultaneously blown from the lance 4 into the blower pipe 2. is there.
  • cold oxygen low-temperature oxygen
  • the lance is prevented from being deformed or melted when high-temperature oxygen is supplied, and an increase in pressure loss in the blower pipe 2 due to rapid combustion is prevented.
  • it is possible to achieve both a combustion rate improving effect and a heat removal preventing effect from the furnace wall.
  • the inventors conducted a combustion experiment using a combustion experimental apparatus simulating a blast furnace shown in FIG.
  • the experimental furnace 11 used in this experimental apparatus is filled with coke and provided with a viewing window so that the inside of the raceway 15 can be observed.
  • a blower pipe 12 is also attached to the experimental furnace 11, and hot air generated by an externally installed combustion burner 13 can be blown into the experimental furnace 11 through the blower pipe 12. The amount of oxygen enrichment into the inside can be adjusted.
  • a lance 14 is inserted into the air duct 12. The lance 14 is used to blow one or both of pulverized coal and oxygen into the blower pipe 12.
  • the exhaust gas generated in the experimental furnace 11 is separated into exhaust gas and dust through a separator 16 called a cyclone, and the exhaust gas is sent to an exhaust gas treatment facility such as an auxiliary combustion furnace, and the dust is collected in a collection box 17. To do.
  • the blowing condition was 50 kg / h (corresponding to 158 kg / t in the hot metal unit).
  • the condition for blowing oxygen from the lance 14 was 12 Nm 3 / h (corresponding to 3% oxygen enrichment).
  • the coke used was [DI 150 15 [%]] 83 according to the test method described in JIS K2151.
  • the blowing conditions are: blowing temperature: 1200 ° C., flow rate: 350 Nm 3 / h, flow rate: 80 m / s, O 2 enrichment is +3.7 (oxygen concentration 24.7%, air oxygen concentration 21%, 3 .7% enrichment).
  • the evaluation of the experimental results is based on various changes in the volatile content of pulverized coal, and the burning rate when only pulverized coal is blown from a single pipe lance (using N 2 as the medium), heat removal from the tuyere
  • the pressure loss in the furnace, the combustion rate when pulverized coal and oxygen were simultaneously blown using a double pipe lance, the heat removal from the tuyere, and the pressure loss in the furnace were evaluated.
  • FIG. 7 shows the relationship between the volatile content of the pulverized coal and the combustion rate.
  • the combustion rate starts to increase greatly from 25 mass% of the volatile matter of the pulverized coal, reaches a maximum at 45 mass%, and reaches 45 mass.
  • the effect of improving the combustion rate was saturated at% or more. This is because, when the volatile matter is 45 mass% or more, the heat generated by the combustion of the volatile matter escapes to the blast, so that the heat used for raising the temperature of the pulverized coal reaches a peak, and the combustion rate does not increase any more. it is conceivable that.
  • the relationship between pulverized coal and the combustion rate is that when pulverized coal (high volatile dispersion) and cold oxygen are blown simultaneously using a double pipe lance, only pulverized coal is blown from a single pipe lance. In comparison, the overall combustion rate is improved. This is because the combustion rate of the pulverized coal increased due to the increase in the oxygen concentration in the vicinity of the pulverized coal.
  • FIG. 8 shows the relationship between the volatile matter of pulverized coal and the heat extracted from the tuyere. As shown in this figure, when only pulverized coal is blown from a single pipe lance, the heat removal from the furnace wall increases as the volatile content increases. This is thought to be because the combustion speed of pulverized coal increased due to the increase in volatile content, and the combustion point shifted to the furnace wall side.
  • the relationship between the volatile matter of the pulverized coal and the heat extracted from the tuyere is when a double lance is used and pulverized coal with high volatile content (highly volatile dispersion) and cold oxygen are blown simultaneously.
  • the heat removal from the furnace wall is generally reduced. This is because the temperature rise rate of pulverized coal is reduced by cold oxygen, and the combustion point is shifted to the inside of the furnace.
  • the cold oxygen (100 degrees C or less oxygen blown from a lance) used for the said experiment was prepared as follows. That is, the cold oxygen blown from the lance was obtained by a cryogenic separation treatment so that the temperature was 20 ° C. or less at the lance portion.
  • tip part of a lance is inserted in the high temperature ventilation pipe 2, it receives the thermal influence from the hot air in the ventilation pipe 2, or the wall surface of the ventilation pipe 2.
  • the temperature of oxygen supplied from the lance can also be adjusted by adjusting the insertion depth of the lance into the blower tube 2.
  • the temperature of oxygen blown from the lance can be adjusted to 100 ° C. or lower by adjusting the insertion depth of the lance, the oxygen supply temperature to the lance does not need to be 20 ° C. or lower.
  • FIG. 9 shows the relationship between the volatile content of blown pulverized coal and the pressure loss in the furnace.
  • the pressure loss at the bottom of the furnace decreases with an increase in the volatile content up to 29 mass%, and the volatile content at 29 mass% or more.
  • the volatile content is 29 mass%, the breathability in the furnace is improved due to the decrease in unburned powder, whereas when the volatile content is 29 mass% or more, the combustion gas is biased toward the furnace wall.
  • the relationship between the volatile content of pulverized coal and the pressure in the furnace shows that the pulverized coal with high volatile content and cold oxygen are blown simultaneously using a double-pipe lance.
  • the pressure loss in the lower part of the furnace is reduced as a whole, and especially when pulverized coal having a volatile content of 30 mass% or more is blown, a low pressure loss is maintained. This is because the temperature rise rate of the pulverized coal is reduced by cold oxygen, and the gas drift is suppressed by the combustion point shifting to the inside of the furnace.
  • the solid reducing material (pulverized coal) having an average volatile content of 25 to 50 mass is mixed with the solid reducing material (pulverized coal) having a volatile content of 30 to 60 mass% by 10% or more by weight. It can be seen that the effect of reducing the pressure loss can be obtained with certainty.
  • the coke replacement ratio is a coke ratio (kg / t) that can be reduced when the pulverized coal ratio is increased by 1 kg / t in blast furnace operation.
  • the coke replacement ratio decreases with an increase in the pulverized coal ratio. This is because the amount of coke powder that accumulates in the furnace core increases due to an increase in the unburned powder of pulverized coal in the furnace. This is because the gas flows in a direction biased to the furnace wall side, and the reaction and heat exchange efficiency of the furnace are reduced.
  • FIG. 12 shows the relationship between the temperature of oxygen blown from the lance and the lance surface temperature.
  • the lance surface temperature also increases as the oxygen temperature increases.
  • the surface temperature of the double pipe lance exceeds 880 ° C.
  • creep deformation occurs and the lance is melted.
  • the temperature of oxygen blown from the lance needs to be 100 ° C. or lower.
  • the lance is a double pipe, and pulverized coal (solid reducing material) is blown from the inner pipe,
  • the pulverized coal (solid reducing material) blown through the lance with oxygen of 100 ° C. or less from between the inner pipe and the outer pipe is used for removing heat by using an average volatile component of more than 25 mass% and 50 mass% or less.
  • the combustion rate of pulverized coal (solid reducing material) can be improved, and as a result, the coke replacement rate can be improved.

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Abstract

【課題】羽口から吹き込まれる微粉炭の燃焼率の向上及び還元材原単位の低減を可能とする高炉操業方法を提案する。 【解決手段】羽口からもランスを介して吹き込む高炉の操業方法において、羽口から吹き込む前記固体還元材の吹き込み量が銑鉄１トン当たり１５０ｋｇ／ｔ以上の場合に、前記ランスとして二重管ランスを用い、その内管からは該固体還元材を吹き込むと共に、内管と外管との間からは１００℃以下の酸素を吹き込み、かつ吹き込み用固体還元材としては平均揮発分が２５ｍａｓｓ％超５０ｍａｓｓ％以下の微粉炭を用いる。

Description

高炉操業方法
　本発明は、高炉操業方法に関し、特に、微粉炭などの固体還元材を高炉の羽口から吹き込んで、生産性の向上と還元材原単位の低減を図る上で有効となる高炉の操業方法である。
　近年、炭酸ガス排出量の増加による地球温暖化が問題となっており、このことは製鉄業においても重要な課題となっている。この課題に対し、最近の高炉では、低還元材比（低ＲＡＲ：Reduction　Agent　Ratioの略で、銑鉄１トン製造当たりの、羽口から吹き込まれる還元材と炉頂から装入されるコークスの合計量のこと）操業が推進されている。高炉は、還元材として主にコークス及び微粉炭を使用している。従って、前述した低還元材比と炭酸ガス排出量の抑制を達成するには、前記微粉炭の燃焼率を向上させると共に、炉内に発生する粉の量を低減して炉内の通気性を改善する方法が有効であると考えられる。
　この点、特許文献１は、ＬＮＧ（Liquefied　Natural　Gas）と微粉炭との混焼によって微粉炭の燃焼率が向上させる方法を提案している。また、特許文献２は、揮発分の多い微粉炭を使用することで、その揮発分によって微粉炭の燃焼を促進させる方法を提案している。特許文献３では、羽口内に縮径部を設けて対処する方法を提案している。特許文献４では、羽口ランスから固体還元材と酸素を同時に吹き込むことにより微粉炭の燃焼性を向上させる方法を提案している。また、特許文献５では、微粉炭の燃焼率の改善を目的として酸素を用いるときに、その酸素の温度を高くして微粉炭の燃焼効率を向上させる方法について提案している。
特開２００６－２３３３３２号公報 特開２００２－２４１８１５号公報 特許第３６４４８５６号公報 特許第４０７４４６７号公報 特開平８－２６００１０号公報
　しかしながら、前記特許文献１に開示のＬＮＧを使用する方法は、ＬＮＧが高価であること、しかも、微粉炭の燃焼率を向上させるために多量のＬＮＧが必要になるという問題がある。また、前記特許文献３に開示の方法では、羽口の改造が必要となって設備コストの増大を招く。
　前記特許文献２に開示の高炉操業方法は、揮発分の低い微粉炭を羽口から吹き込む方法に比べれば、微粉炭の燃焼率が向上して還元材原単位の低減に効果がある。しかしながら、このような方法では、燃焼率は向上するものの、燃焼速度の上昇により燃焼点が炉壁側へと移るため、炉壁からの抜熱が増加し、高炉の熱効率が低下する。また、この方法では、急激なガスの膨張による羽口先の圧力損失が上昇して送風圧力が増大し、ランニングコストが増加する。
　本発明の目的は、抜熱や圧力損失を招くことなく、固体還元材の燃焼率を向上させることのできる高炉操業方法を提案することにある。
　上記目的を達成するための方法として、本発明は、固体還元材を炉頂から装入する一方、羽口からもランスを介して吹き込む高炉の操業方法において、羽口から吹き込む前記固体還元材の吹き込み量が銑鉄１トン当たり１５０ｋｇ／ｔ以上の場合に、前記ランスとして二重管ランスを用い、その内管からは該固体還元材を吹き込むと共に、内管と外管との間からは１００℃以下の酸素を吹き込み、かつ吹き込み用固体還元材としては平均揮発分が２５ｍａｓｓ％超５０ｍａｓｓ％以下のものを用いることを特徴とする高炉操業方法を提案する。
　ところで、特許文献４は、上述したように、羽口から高炉内に固体還元材（微粉炭）と酸素を同時に吹き込み、その微粉炭の燃焼性を向上させる方法を提案している。しかし、この方法では、揮発分の低い微粉炭を使用している。それは、揮発分の低い微粉炭は発熱量が高いため、このような低揮発分炭を用いると、炉下部における燃焼性を向上させることができ、ひいては炉下部の温度維持に使用されるコークスを削減することができるからであるとしている。
　しかしながら、銑鉄１トン当たりの羽口からの微粉炭吹き込み量（以下、「微粉炭比」という）が１５０ｋｇ／ｔ以上の場合、あるいはまた、コークス強度[ＤＩ150 15]が８５％以下の場合には、吹き込み微粉炭による発熱よりも炉内粉の増加の方が還元材比に与える影響が大きいため、むしろ高揮発分の微粉炭を使用する方が有利になる。
　また、発明者らは、高炉炉頂部から高炉内に装入するコークスの強度については、次のような知見を得た。高炉操業ではコークス強度が低いほど、炉内の荷重や摩擦の影響によって１５ｍｍ以下のコークス粉を発生しやすくなる。そのコークス粉の量が、ソリューションロス反応（固体炭素が二酸化炭素と反応して一酸化炭素を生じる反応）で消費される量よりも多くなると、該コークス粉の一部が炉下部の中心領域（以下、「炉芯」という）に堆積するようになる。もし、そのコークス粉の堆積量が増加すると、羽口より吹き込まれる熱風が炉芯部を通るのではなく、炉壁側を通る（以下、この現象を「偏流」いう）ようになる。このようにして熱風の流れが炉壁側に偏流すると、炉壁からの抜熱量が増加したり、還元ガスと鉱石との反応効率の低下が生じて還元材比の増加を招く。
　このとき、羽口からの吹き込み微粉炭比が増加すると、炉内に流入する未燃チャーも増加する。もし、この未燃チャーがソリューションロス反応で優先的に消費されると、ソリューションロスで消費されずに炉芯に堆積する前記コークス粉の量が増加することになる。従って、高炉炉頂から装入するコークスの強度[ＤＩ150 15[％]]が８５以下、かつ羽口からの微粉炭の吹き込み量が１５０ｋｇ／ｔ（銑鉄）以上であるような場合、微粉炭の燃焼率を改善することによって未燃チャーの炉内流入量を低減させることができるようになり、還元材比の低減に有利となる。
　なお、前記特許文献５では、酸素温度を高くすることが微粉炭の燃焼について望ましいと述べられている。しかし、ランスの耐久性を考えた場合、酸素の温度を高温にすると、後で述べるように、ランスの表面温度も高くなり、ランスの変形や溶損が生じ、微粉炭の吹き込み不良や羽口損耗といったトラブルの原因となる。そのため、ランスから吹き込む酸素の温度は、ランスの変形が生じる温度以下に調整することが望ましい。
　以上のことから、本発明に係る前記高炉操業方法においては、以下のような構成にすることがより好ましい。
（１）炉頂から装入される前記固体還元材は、ＪＩＳ　Ｋ２１５１に記載の試験方法によって測定された強度：[ＤＩ150 15[％]]が８５以下のコークスであること、
（２）吹き込み用の前記固体還元材は、その中に、揮発分が３０ｍａｓｓ％～６０ｍａｓｓ％である固体還元材を、１０ｍａｓｓ％以上含むものを用いること、
（３）吹き込み用の前記固体還元材は、微粉炭であること、
　本発明の高炉操業方法によれば、前記微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ（銑鉄：以下は省略する）以上、かつ高炉の炉頂から装入されるコークスの強度[ＤＩ150 15[％]]が８５以下である場合、二重管ランスを用いて、それの内管からは固体還元材を吹き込み、内管と外管との間からは１００℃以下の酸素を吹き込むこととし、このとき該固体還元材として、平均揮発分が２５ｍａｓｓ％超５０ｍａｓｓ％以下のものを用いるので、炉壁からの抜熱や炉下部の圧力損失を招くことなく、固体還元材の燃焼率を向上させることができる。その結果、本発明方法を採用すれば、高炉の操業コストの低減、設備コストの低減などを図ることができる。
本発明の高炉操業方法が適用される高炉の一実施形態を示す縦断面図である。 ランスから微粉炭だけを吹き込んだときのそれの燃焼状態の説明図である。 微粉炭吹き込み時の燃焼メカニズムの説明図である。 揮発分の高い微粉炭吹き込み時の燃焼メカニズムの説明図である。 揮発分の高い微粉炭と冷酸素とを同時に吹き込んだときの燃焼メカニズムの説明図である。 燃焼実験装置の説明図である。 燃焼実験結果における微粉炭の揮発分と燃焼率の関係を示すグラフである。 燃焼実験結果におけるの微粉炭の揮発分と炉壁からの抜熱量の関係を示すグラフである。 燃焼実験結果におけるの微粉炭の揮発分と炉下部の圧力損失の関係を示すグラフである。 微粉炭比とコークス置換率との関係を示すグラフである。 微粉炭比とコークス置換率との関係を示すグラフである。 酸素温度とランス表面温度との関係を示すグラフである。
　以下、本発明に係る高炉操業方法の一実施形態について図面を参照して説明する。図１は、本実施形態の高炉操業方法が適用される高炉１の全体図である。この高炉１はボッシュ部に羽口３が配置されており、その羽口３には、熱風を送風するための送風管２が接続されている。図２に示すように、この送風管２には固体燃料等を吹き込むためのランス４が取付けてある。羽口３からの熱風吹き出し方向前方にある炉内のコークス堆積層部分には、レースウエイ５と呼ばれる燃焼空間が形成されている。溶銑は、主として、この燃焼空間のおいて生成する。
　図２は、前記ランス４から羽口３を通じて固体還元材である微粉炭６だけを炉内に吹き込んだときの燃焼状態を模式的に示した図である。この図に示すように、ランス４から羽口３を通過してレースウエイ５内に吹き込まれた微粉炭６の揮発分や固定炭素は、炉内堆積コークス７と共に燃焼し、燃焼しきれずに残る炭素と灰分の集合体、即ち、チャーが、レースウエイ５から未燃チャー８として排出される。なお、前記羽口３の熱風吹き出し方向の前方における該熱風の速度は約２００ｍ／ｓｅｃである。一方、ランス４の先端部からレースウエイ５内に到達するまでの距離、即ち、Ｏ２が存在する領域は、約０．３～０．５ｍである。従って、吹き込み微粉炭粒子の昇温や該微粉炭とＯ２との接触（分散性）は、実質的に１／１０００秒という短時間で反応させることが必要となる。
　図３は、ランス４を介して送風管２内に微粉炭（図中のＰＣ：Pulverized　Coal）６のみを吹き込んだ場合の燃焼メカニズムを示すものである。前記羽口３からレースウエイ５内に吹き込まれた微粉炭６は、レースウエイ５内の火炎からの輻射伝熱によって粒子が加熱され、さらに輻射伝熱、伝導伝熱によって粒子が急激に温度上昇し、３００℃以上昇温した時点から熱分解を開始し、揮発分に着火して燃焼し（火炎が形成され）、１４００～１７００℃の温度に達する。揮発分を放出した微粉炭は前記チャー８となる。このチャー８は、主に固定炭素で構成されているので、前記燃焼反応と共に炭素溶解反応も生じる。
　図４は、ランス４を介して送風管２内に揮発分の高い微粉炭６を吹き込んだ場合の燃焼メカニズムを示したものである。このように揮発分の高い微粉炭６を吹き込んだ場合、揮発分の増加によって、微粉炭６の着火が促進されると共に、揮発分による燃焼量の増加が起こる。その結果、微粉炭の昇温速度と最高温度とが上昇して、該微粉炭の分散性が上がると共に、温度の上昇によってチャーの反応速度が向上する。このとき微粉炭６は揮発分の気化膨張によって分散すると共に揮発分の燃焼をもたらし、その燃焼熱によって該微粉炭自身は急速に加熱されて昇温する。また、この場合の微粉炭の燃焼は、炉壁に近い位置で起こるため、羽口３からの抜熱と炉内の圧力損失が増大する。
　図５は、前記ランス４から送風管２内に揮発分の高い微粉炭６と１００℃以下の低温酸素（以下、「冷酸素」という）とを同時に吹き込んだ場合の燃焼メカニズムを示したものである。このように揮発分の高い微粉炭６と冷酸素とを同時に吹き込むと、該冷酸素の影響により微粉炭の昇温速度が低下して着火が遅れる。しかし、その後は微粉炭近傍の高い酸素濃度により揮発分の燃焼速度が上がると同時に微粉炭の昇温も促されて該微粉炭の温度が上がり、それによってチャーの反応速度が上昇する。このように、冷酸素を吹き込んだ場合、当初は微粉炭の昇温速度が低下して燃焼が遅れるが、上述したように、微粉炭近傍の酸素濃度が高いため、微粉炭の温度が一定以上となると、やがて微粉炭は急激に燃焼し、最終的には微粉炭の燃焼率は却って向上することになる。このようなメカニズムによって、燃焼率の向上と、燃焼が遅れることによって起こる炉壁からの抜熱及び炉内圧力損失の増大の防止とが達成される。即ち、ランス４から吹込む酸素の温度を１００℃以下とすることにより、高温の酸素を供給した場合のランスの変形や溶損、急激な燃焼による送風管２内の圧力損失の増大を防止するだけでなく、燃焼率の向上作用と炉壁からの抜熱防止作用を両立することができるようになる。
　発明者らは、このような知見に基づき、図６に示す高炉を模した燃焼実験装置を用いて燃焼実験を行った。この実験装置で使用した実験炉１１は、内部にコークスが充填され、覗き窓を設けてレースウエイ１５の内部を観察できるようにしたものである。そして、この実験炉１１にはまた、送風管１２が取付けられており、外部設置の燃焼バーナ１３で発生させる熱風をこの送風管１２を介して実験炉１１内に送風することができると共に、送風中への酸素富化量の調整をすることができる。なお、この送風管１２内にはランス１４が挿入される。そのランス１４は、微粉炭及び酸素の何れか一方又は双方を該送風管１２内に吹き込むために用いられる。実験炉１１内で発生する排ガスは、サイクロンと呼ばれる分離装置１６を介して排ガスとダストに分離され、その排ガスは助燃炉などの排ガス処理設備に送給し、ダストは捕集箱１７に捕集する。
　前記装置を用いる燃焼実験に当たっては、前記ランス１４として、単管ランスと二重管ランスを用いた。実験は、単管ランスを用いて微粉炭のみを吹き込んだ場合、二重管ランスを用いて微粉炭と酸素を同時に吹き込んだ場合のそれぞれについて、燃焼率、羽口抜熱、炉内圧力損失などを測定した。燃焼率は、レースウエイ１５の後方からプローブで未燃チャーを回収してその重量変化より求めた。使用した微粉炭は、固定炭素（ＦＣ：Fixed　Carbon）４０～８０ｍａｓｓ％、揮発分（ＶＭ：Volatile　Matter）１０～５０ｖｏｌ．％、灰分（Ａｓｈ）７～１２ｍａｓｓ％で、吹き込みの条件は、５０ｋｇ／ｈ（溶銑原単位で１５８ｋｇ／ｔに相当）とした。また、ランス１４からの酸素の吹き込みの条件は、１２Ｎｍ３／ｈ（酸素富化３％に相当）とした。コークスは、ＪＩＳ　Ｋ２１５１に記載の試験方法で[ＤＩ150 15[％]]８３のものを用いた。送風の条件は、送風温度：１２００℃、流量：３５０Ｎｍ３／ｈ、流速：８０ｍ／ｓ、Ｏ２富化は＋３．７（酸素濃度２４．７％、空気中酸素濃度２１％に対し、３．７％の富化）とした。
　実験結果の評価は、微粉炭の揮発分を種々に変更して、一本の単管ランスから微粉炭のみ（媒体としてＮ２を使用）を吹き込んだ場合の燃焼率、羽口からの抜熱および炉内圧力損失と、そして、二重管ランスを用いて微粉炭と酸素を同時に吹き込んだ場合の燃焼率、羽口から抜熱、炉内圧力損失とについてそれぞれ評価した。
　図７は、吹き込み微粉炭の揮発分と燃焼率との関係を示したものである。この図に示すように、単管ランスから微粉炭のみ（高揮発分炭）を吹き込んだ場合、該微粉炭の揮発分が２５ｍａｓｓ％から燃焼率は大きく上昇し始め、４５ｍａｓｓ％で最大となり、４５ｍａｓｓ％以上では燃焼率向上の効果が飽和した。これは、揮発分４５ｍａｓｓ％以上では、揮発分の燃焼によって生じる熱が送風に逃げてしまうため、微粉炭の昇温に利用される熱が頭打ちとなり、それ以上、燃焼速度が上昇しないからであると考えられる。
　これに対して、微粉炭と燃焼率の関係は二重管ランスを用いて微粉炭（高揮発分散）と冷酸素を同時に吹き込んだ場合には、単管ランスから微粉炭のみを吹き込んだ場合に比べ、全体的に燃焼率が向上している。これは、微粉炭近傍の酸素濃度が高まったことにより、微粉炭の燃焼速度が上昇したからである。
　図８は、微粉炭の揮発分と羽口抜熱との関係を示したものである。この図に示すように、単管ランスから微粉炭のみを吹き込んだ場合、炉壁からの抜熱は揮発分の増加に伴って増加している。これは、揮発分の増加によって微粉炭の燃焼速度が上昇し、燃焼点が炉壁側へ移行したためと考えられる。
　これに対して、前記の微粉炭の揮発分と羽口抜熱との関係は二重管ランスを用いて、高揮発分の微粉炭（高揮発分散）と冷酸素を同時に吹き込んだ場合には、単管ランスから微粉炭のみを吹き込んだ場合に比べ、炉壁からの抜熱が全体的に低下している。これは、冷酸素により微粉炭の昇温速度が低下し、燃焼点が炉内側へ移行したためである。
　なお、上記実験に用いた冷酸素（ランスから吹込まれる１００℃以下の酸素）は以下のようにして準備した。即ち、ランスから吹込む該冷酸素は、深冷分離処理によって得られたものをランス部分で２０℃以下となるようにして用いた。なお、ランスの先端部分は、高温の送風管２内に挿入されているため、送風管２内の熱風や送風管２の壁面からの熱影響を受ける。従って、ランスから吹込まれる酸素の温度は不可避に上昇するものの、深冷分離によって得られた酸素を低温度のままでランスに供給するので、結局、ランスから吹込まれる酸素の温度は１００℃以下とすることができる。また、ランスの送風管２内への挿入深さを調整することによっても、ランスから供給される酸素の温度を調整することができる。このランスの挿入深さの調整によって、ランスから吹込む酸素の温度を１００℃以下に調整することができる場合には、ランスへの供給酸素温度を２０℃以下にする必要はない。
　図９は、吹き込み微粉炭の揮発分と炉内圧力損失の関係を示したものである。この図に示すように、単管ランスから微粉炭のみを吹き込んだ場合、炉下部の圧力損失は、揮発分が２９ｍａｓｓ％までは揮発分の増加に伴って低下し、２９ｍａｓｓ％以上では揮発分の増加に伴って増加している。これは、揮発分が２９ｍａｓｓ％までは未燃粉の低下により炉内の通気性が向上するのに対し、揮発分２９ｍａｓｓ％以上では燃焼ガスが炉壁に偏って流れたためである。
　これに対して、微粉炭の揮発分と炉内圧力との関係は二重管ランスを用いて高揮発分の微粉炭と冷酸素を同時に吹き込んだ場合には、単管ランスを用いて微粉炭のみを吹き込んだ場合に比べると、炉下部の圧力損失が全体的に低下しており、特に揮発分が３０ｍａｓｓ％以上である微粉炭を吹き込んだときに低い圧力損失を維持している。これは、冷酸素により微粉炭の昇温速度が低下し、燃焼点が炉内側へ移行したことによりガスの偏流が抑制されたためである。このことから、平均揮発分が２５～５０ｍａｓｓの固体還元材（微粉炭）中には、揮発分が３０～６０ｍａｓｓ％の固体還元材（微粉炭）を、重量割合で１０％以上混合することにより、圧力損失低減効果が確実に得られることがわかる。
　図１０及び図１１は、微粉炭比とコークス置換率の関係を示したものである。ここで、コークス置換率とは、高炉操業において微粉炭比を１ｋｇ／ｔ増加させた場合に低減可能なコークス比（ｋｇ／ｔ）のことである。いずれも微粉炭比の増加によってコークス置換率が低下するが、これは、炉内における微粉炭の未燃粉が増加することにより、炉芯に堆積するコークス粉の量が増加し、炉内ガスが炉壁側に偏って流れるようになり、炉の反応及び熱交換効率が低下するためである。
　図１０に示すように、高炉内に装入されるコークスの強度[ＤＩ150 15[％]]が８５以下である場合、羽口から吹き込まれる微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ以下では、微粉炭によるコークス置換率は高く維持されるが、該微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ超になると、微粉炭によるコークスの置換率は低下する。即ち、微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ超では、本発明でいうところの、平均揮発分が２５ｍａｓｓ％を超える微粉炭（固体還元材）を使用すると、コークス置換率は高めを維持できる。これは、微粉炭比が小さい、つまり炉内ガスが偏流しない条件では、炉壁側、つまり羽口近傍での微粉炭の燃焼が促進されないため、微粉炭の揮発分が大きくても羽口近傍での熱量が小さいためにコークス置換率が小さくなることを意味している。
　これに対し、微粉炭比が大きい、即ち炉内ガスが偏流する条件では、炉壁側、つまり羽口近傍での微粉炭の燃焼が促進されるため、微粉炭の揮発分が大きいほど燃焼率が大きく、これにより未燃粉が低減して結果的に炉内ガスの偏流を抑制することになるため、コークス置換率の低下が高微粉炭比側に移行したためである。
　一方、図１１に示すように、コークス強度[ＤＩ150 15[％]]が８５以上では、常に微粉炭の平均揮発分が２５ｍａｓｓ％超の方が２５ｍａｓｓ％以下よりもコークス置換率が大きい。これは、コークス強度[ＤＩ150 15[％]]が大きいほど、炉内のコークス粉の割合が少なく、炉内ガスの偏流が抑制されるために、燃焼率改善の効果が低下したためである。なお、図１０、図１１ともに本発明でいう冷酸素使用時の微粉炭比とコークス置換率の関係で示した。
　図１２は、ランスから吹込まれる酸素の温度とランス表面温度の関係を示したものである。この図から明らかなように、酸素の温度の上昇に伴ってランス表面温度も増加している。この場合において、二重管ランスを使用した場合、この二重管ランスの表面温度が８８０℃を超えるとクリープ変形が起こって曲がったり、ランスの溶損も生じる。なお、ランスから吹込まれる酸素の供給温度が１００℃を超えると、ランスの表面温度は８８０℃を超えることから、ランスの変形や溶損のおそれがある。このためにも、ランスから吹込まれる酸素の温度は１００℃以下にする必要がある。
　以上説明したように、本発明に従う高炉操業方法では、羽口から微粉炭（固体還元材）を吹き込む場合に、ランスを二重管とし、内管からは微粉炭（固体還元材）を吹き込み、内管と外管との間からは１００℃以下の酸素を吹き込み、かつランスを通じて吹き込む微粉炭（固体還元材）は平均揮発分が２５ｍａｓｓ％超５０ｍａｓｓ％以下のものを用いることで、抜熱や圧力損失を増加させることなく、微粉炭（固体還元材）の燃焼率を向上させることができ、ひいてはコークス置換率を向上させることができる。
１　高炉
２　送風管
３　羽口
４　ランス
５　レースウエイ
６　微粉炭（固体還元材）
７　コークス
８　チャー

Claims (4)

  1. 　固体還元材を炉頂から装入する一方、羽口からもランスを介して吹き込む高炉の操業方法において、羽口から吹き込む前記固体還元材の吹き込み量が銑鉄１トン当たり１５０ｋｇ／ｔ以上の場合に、前記ランスとして二重管ランスを用い、その内管からは該固体還元材を吹き込むと共に、内管と外管との間からは１００℃以下の酸素を吹き込み、かつ吹き込み用固体還元材としては平均揮発分が２５ｍａｓｓ％超５０ｍａｓｓ％以下のものを用いることを特徴とする高炉操業方法。
  2. 　炉頂から装入される前記固体還元材は、ＪＩＳ　Ｋ２１５１に記載の試験方法によって測定された強度：[ＤＩ150 15[％]]が８５以下のコークスであることを特徴とする請求項１に記載の高炉操業方法。
  3. 　吹き込み用の前記固体還元材は、その中に、揮発分が３０ｍａｓｓ％～６０ｍａｓｓ％である固体還元材を、１０ｍａｓｓ％以上含むものを用いることを特徴とする請求項２に記載の高炉操業方法。
  4. 　吹き込み用の前記固体還元材は、微粉炭であることを特徴とする請求項３に記載の高炉操業方法。
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