WO2014171297A1 - 高炉操業方法 - Google Patents

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明紀 村尾
大樹 藤原
渡壁　史朗
佐藤　道貴
隆志 渡辺
昭夫 下村
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Ｊｆｅスチール株式会社
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    • F27D3/18—Charging particulate material using a fluid carrier
    • F27D2003/185—Conveying particles in a conduct using a fluid

Definitions

  • the present invention relates to a method for operating a blast furnace in which pulverized coal is blown into the furnace from the blast furnace tuyeres.
  • Patent Document 1 states that pulverized coal having a volatile content of 25 mass% or less is blown at a rate of 150 kg / t or more per ton of pig iron in terms of pulverized coal ratio. And in this case, in order to prevent the combustion efficiency of pulverized coal from decreasing, 70 vol. Combustion efficiency is improved by supplying more than% oxygen.
  • Patent Document 1 when the lance is a single pipe, a mixture of oxygen and pulverized coal is blown from the lance. On the other hand, when the lance is a double pipe, pulverized coal is blown from the inner pipe. A method of injecting oxygen from between the inner tube and the outer tube is proposed.
  • Patent Document 2 when the combustion efficiency is lowered by reducing the pulverized coal ratio to 150 kg / tp or more during the production reduction operation (output ratio 1.8 or less), the high volatile component having a volatile content of 28 mass% or more.
  • a method of using pulverized coal and controlling the heat flow ratio represented by the ratio of the solid heat capacity to the gas heat capacity to 0.8 or less is proposed.
  • the technique disclosed in Patent Document 1 uses pulverized coal blown from the tuyere having a volatile content of 25 mass% or less, and a pulverized coal ratio of 150 kg / tp or more, that is, pulverized coal.
  • oxygen is supplied simultaneously with the blowing of pulverized coal from the lance, and the oxygen concentration in the carrier gas for blowing pulverized coal is 70 vol.
  • Combustion efficiency is improved by setting it to be at least%, and the air permeability in the furnace is improved.
  • the combustion efficiency means that even if pulverized coal having the same volatile content (25 mass% or less) is used, the oxygen concentration in the carrier gas is set to 70 vol. % Or more, the combustion efficiency does not increase, or conversely, the oxygen concentration of the carrier gas is set to 70 vol. It has been found that the combustion efficiency may be maintained at a high level even if the ratio is not more than%.
  • the pulverized coal ratio be set to 170 kg / tp or more.
  • the high pulverized coal ratio operation with a pulverized coal ratio of 170 kg / tp or more blows pulverized coal from the inner pipe of the double pipe lance, Even if oxygen is blown from between the tubes, the combustion temperature is saturated and the combustion efficiency does not increase.
  • the blow lance inserted into the blow pipe is exposed to hot air of 1000 to 1200 ° C., as described in Patent Document 1, a mixture of high concentration oxygen and pulverized coal using a single pipe lance is used. It is not realistic from the viewpoint of safety.
  • Patent Document 2 when the combustion efficiency is reduced by reducing the pulverized coal ratio to 150 kg / tp or more during the production cut-off operation, pulverized coal having a volatile content of 28 mass% or more is added. While being used, the heat flow ratio represented by the ratio of the solid heat capacity to the gas heat capacity is controlled to 0.8 or less, thereby achieving efficient combustion of pulverized coal. However, in this case, the oxygen enrichment rate: 2.0 vol. % Or less, preferably 1.5 vol. However, this means that the combustion efficiency of pulverized coal is reduced, so depending on the blowing conditions (blasting temperature) and pulverized coal properties (particle size), the volatile content is set to 28 mass% or more. However, the combustion efficiency may not be improved.
  • the present invention has been developed to solve the above-described problems of the prior art. That is, according to the present invention, even when operating at a pulverized coal ratio of 150 kg / tp or more, by increasing the combustion temperature of the pulverized coal, it is possible to improve productivity and reduce exhaust CO 2.
  • the purpose is to propose a blast furnace operating method.
  • the present invention developed to solve the above problems is a method of operating a blast furnace in which the amount of pulverized coal blown from a blower tuyere into a blast furnace through a lance is 150 kg / tp or more.
  • the lump coke charged from the top of the furnace has a strength (DI 150 15 ) specified in JIS-K2151 of 87% or less, b.
  • the pulverized coal blown from the tuyere has a weight ratio of particle size of 74 ⁇ m or less of 60 mass% or less, and the average volatile content of this pulverized coal is 25 mass% or less, c.
  • the temperature of the air blown from the tuyere is 1100 ° C.
  • the carrier gas has an oxygen concentration of 70 vol. % To 97 vol. % Gas
  • the carrier gas has an oxygen concentration of 80 vol. % To 97 vol. % Carrier gas
  • the strength (DI 150 15 ) of the mass coke is 78% or more
  • the weight ratio of pulverized coal having a particle size of 74 ⁇ m or less is 30 mass% or more
  • the blast temperature is 900 ° C. or higher.
  • the amount of pulverized coal blown is 300 kg / tp or less, This is a more preferable solution.
  • the air permeability in the blast furnace is comprehensively determined while taking into consideration the strength of the furnace top-charged ingot coke under conditions that reduce the combustion efficiency of pulverized coal.
  • the combustion efficiency of pulverized coal is determined from the amount of pulverized coal blown from the tuyere, the properties (particle size, volatile content), the blowing temperature, and the like.
  • FIG. 1 is a diagram showing an outline of a blast furnace to which a blast furnace operating method according to the present invention is applied.
  • a blow pipe (blower pipe) 2 for blowing hot air is connected to the rear of the tuyere 3 of the blast furnace 1. Plugged in. It is considered that a combustion space called a raceway 5 that is also a coke deposit layer exists in front of the tuyere 3 in the hot air blowing direction, and iron ore is mainly reduced in this combustion space.
  • a combustion space called a raceway 5 that is also a coke deposit layer exists in front of the tuyere 3 in the hot air blowing direction, and iron ore is mainly reduced in this combustion space.
  • only one lance 4 is inserted into the blow pipe 2, but it is normal that the lance 4 is inserted into each of the plurality of blow pipes 2 arranged along the furnace circumference.
  • the number of lances per blow pipe is not limited to one, and two or more lances may be provided.
  • this lance any of a single tube lance, a multiple tube lance, and a tube bundle type lance in which a plurality of blowing tubes are bundled may be used.
  • the pulverized coal blown from the lance 4 inserted into the blow pipe 2 reaches the raceway 5 in the blast furnace through the tuyere 3, and together with the lump coke charged from the top of the furnace.
  • the contained volatile matter and fixed carbon burn and contribute to the temperature rise.
  • the carbon and ash aggregates called char that remain without being burned out are discharged from the raceway 5 to the outside of the raceway as unburned char.
  • This char contains fixed carbon as a main component, and a reaction called a carbon dissolution reaction occurs together with a combustion reaction.
  • the pulverized coal blown into the blow pipe 2 and tuyere 3 from the lance 4 has a higher volatile content because the ignition combustion is promoted and the amount of combustion increases, so that the temperature rise rate and maximum temperature of the pulverized coal are increased.
  • the dispersibility of the pulverized coal and the reaction rate of char with increasing temperature also increase. That is, the pulverized coal is widely dispersed along with the vaporization and expansion of the volatile matter, and the combustion of the volatile matter is promoted. The pulverized coal is heated more rapidly by the combustion heat at this time, and the temperature rises. Thereby, for example, pulverized coal is efficiently burned at a position close to the furnace wall.
  • the lump coke strength prescribed in JIS-K2151 (DI 150 15) [%]
  • the larger the lump coke strength (DI 0.99 15) [%] less the proportion of coke powder in the furnace, for example, a furnace core section It is considered that the amount of coke powder deposited on the soil becomes small.
  • the air flow rate was controlled so that the output amount was constant at 10000 t / d, and the air permeability at this time was compared for each condition.
  • the value of the air permeability is obtained from the pressure difference between the pressure at the top of the furnace and the blowing pressure and the blowing amount.
  • test conditions 1 include a coke ratio of 340 kg / tp, a pulverized coal ratio of 150 kg / tp, a blowing temperature of 1100 ° C., a coke strength (DI 150 15 ) of 87%, and a pulverized coal volatile content.
  • the operation was performed under the conditions of 25 mass% and a pulverized coal particle size of 60 mass% with a particle size of 74 ⁇ m or less.
  • the air permeability at this time was set to 1.0, and the air permeability when each operating condition was changed was relatively compared below. The larger the numerical value, the worse the air permeability, but the air permeability index: up to about 1.05 was an acceptable range for stable operation. In all of these test operations, one single tube lance was used per tuyere.
  • the air temperature, the volatile content of the pulverized coal, and the particle size of the pulverized coal were mainly compared based on the test condition 1.
  • test condition 2 when all the items (the blowing temperature and the like) were operated in the direction of improving the combustion efficiency with respect to the test condition 1, both the coke ratio and the air permeability were improved.
  • the direction in which the combustion efficiency is improved means that the blast temperature is increased, the volatile content of the pulverized coal is increased, and the particle size of the pulverized coal is increased.
  • test condition 3 as compared with test condition 1, only the pulverized coal ratio was +10 kg / tp.
  • test conditions 4 to 6 in comparison with test condition 3, only one item each for the volatile content of pulverized coal, the particle size of pulverized coal and the blast temperature, the direction in which the combustion efficiency decreases, that is, the blast temperature is lowered, The operation was performed so that the volatile matter was small and the particle size of the pulverized coal was small. As a result, under the test conditions 4 to 6, although the air permeability was somewhat deteriorated, it was within the allowable range for stable operation.
  • the coke strength (DI 150 15 ) decreased to 85.5% compared to test condition 3, but there were two items of volatile matter of pulverized coal, particle size of pulverized coal, and blowing temperature. In combination, the combustion efficiency was reduced. As a result, the air permeability was greatly deteriorated and the coke ratio was increased, but stable operation was difficult. As described above, this is considered to be due to the fact that the coke strength (DI 150 15 ) was lowered and the in-furnace deposition of the powder coke was deteriorated.
  • a double pipe lance is used, pulverized coal is blown from the inner pipe of the double pipe lance, and oxygen is introduced from between the inner pipe and the outer pipe. Infused. At that time, the pulverized coal was conveyed from the inner pipe of the double pipe lance together with a carrier gas such as nitrogen.
  • the blowing pattern in the double pipe lance may be the reverse of the above.
  • a tube bundle type lance in which single pipes are bundled may be used. In this case, for example, pulverized coal is blown from one of two single pipes, and oxygen is blown from the other. You can do it.
  • Test 13 is a blast furnace operating method in which oxygen (carrier gas) is blown from the lance simultaneously with pulverized coal based on the test condition 10 in Table 1. That is, pulverized coal was blown together with the carrier gas from the inner pipe of the double pipe lance, and a carrier gas (N 2 + O 2 ) containing oxygen was blown from between the inner pipe and the outer pipe of the double pipe lance. According to the results, the oxygen concentration in the double pipe lance, that is, the carrier gas for blowing oxygen and pulverized coal was 50 vol. The effect of improving the air permeability was not sufficient when only% was used.
  • Test conditions 14 to 16 are different from the test conditions 10 to 12 in Table 1 in that the oxygen concentration in the carrier gas from the double pipe lance is 60 vol. As a result, the air permeability improvement effect was confirmed, and stable operation became possible.
  • the oxygen concentration in the carrier gas for transporting pulverized coal from the double pipe lance was set to 70 vol. As compared with the test conditions 14 to 16, further improvement in air permeability was confirmed, and even when compared with test condition 1, an improvement in air permeability was confirmed.
  • a blast furnace operation in which oxygen is blown together with pulverized coal from the lance is applied to the test condition 1, and pulverized coal is blown together with the carrier gas from the inner pipe of the double-pipe lance as described above.
  • the oxygen concentration in the carrier gas is set to 70. vol.
  • the air permeability was improved by setting to%. That is, even under the condition where the coke strength (DI 150 15 ) is lowered to 84.5%, the combustibility of pulverized coal can be improved by increasing the oxygen concentration of the carrier gas, and stable operation becomes possible. It meant that.
  • test conditions 27 to 29 the coke strength (DI 150 15 ) was decreased from 84.5% to 82.5% with respect to test conditions 24 to 26.
  • the oxygen concentration in the carrier gas for pulverized coal was set to 70 vol. %, The air permeability was greatly deteriorated.
  • the oxygen concentration of the carrier gas is 80 vol. The air permeability was improved by raising the percentage.
  • the coke strength (DI 150 15 ) is reduced to 82.5%, the flammability of the pulverized coal is improved and stabilized by increasing the oxygen concentration of the carrier gas of the pulverized coal in the lance. It is possible to perform the blast furnace operation.
  • the coke strength (DI 150 15 ) of the lump coke charged from the top of the furnace is low ( ⁇ 87%), the particle size of the pulverized coal blown from the lance, and volatilization
  • the method of the present invention can be applied even under operating conditions in which the combustion efficiency is reduced due to the low content ( ⁇ 74 ⁇ M ⁇ 60 mass%, volatile content ⁇ 25 mass%) and the low blowing temperature ( ⁇ 1100 ° C.).
  • the combustion efficiency of pulverized coal can be improved, and as a result, productivity can be improved and exhausted CO 2 can be reduced.
  • the blast furnace operation conditions are constant, the degree of freedom of operation is improved by performing such blast furnace operation.
  • the average volatile content of pulverized coal is preferably 5% by mass or more. The reason is that if the average volatile content of pulverized coal is less than 5 mass%, the coal is hard and difficult to pulverize, resulting in high costs.
  • the strength (DI 150 15 ) of the lump coke charged from the top of the furnace is preferably 78% or more. The reason is that if the strength (DI 150 15 ) of the lump coke is less than 78%, the coal is not sufficiently contracted, so that it becomes undried coke and damages the coke oven.
  • the weight ratio of pulverized coal having a particle size of 74 ⁇ m or less is preferably 30% or more. The reason is that if the weight ratio of pulverized coal having a particle size of 74 ⁇ m or less is less than 30%, the temperature of the pulverized coal is slow and difficult to ignite, and the combustibility is drastically lowered.
  • the blowing temperature is preferably 900 ° C. or higher.
  • the reason is that bricks of the hot stove are designed to mesh at 900 to 1200 ° C., and if the air temperature is less than 900 ° C., the bricks of the hot stove will be worn out.
  • the amount of pulverized coal injected per 1 ton of pig iron shall be 300 kg / tp or less.
  • the reason for this is that if the amount of pulverized coal injection exceeds 300 kg / tp, the coke replacement rate will decrease due to a significant decrease in combustibility, and the tip temperature (theoretical combustion temperature) will be operational. This is because it is difficult to make adjustments in terms of equipment capability, such as greatly increasing the oxygen concentration and the blowing temperature or drastically reducing the blowing humidity.
  • a more preferable upper limit value of the pulverized coal blowing amount is 250 kg / tp or less.
  • 1 blast furnace
  • 2 blow pipe
  • 3 tuyere
  • 4 lance
  • 5 raceway

Abstract

【課題】微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ－ｐ以上の操業時であっても、生産性の向上及び排出ＣＯ２の低減を可能とする高炉操業方法を提案すること。 【解決手段】高炉内に、ランスを介して送風羽口から吹き込まれる微粉炭のその吹き込み量を１５０ｋｇ／ｔ－ｐ以上で行なう高炉の操業方法において、炉頂から装入される塊コークスがＪＩＳ－Ｋ２１５１に規定された強度（ＤＩ１５０ １５）が８７％以下、羽口から吹き込まれる粒径７４μｍ以下の微粉炭の重量比率が６０ｍａｓｓ％以下で、この微粉炭の平均揮発分が２５ｍａｓｓ％以下、そして、羽口から吹き込まれる送風の温度が１１００℃以下の条件下で操業されているとき、前記炉内に、ランスを介して微粉炭を吹き込むと同時に酸素を吹き込み、かつその際、微粉炭吹き込み用搬送ガスとして、酸素濃度が６０ｖｏｌ．％～９７ｖｏｌ．％のガスを使用することを特徴とする高炉操業方法。

Description

高炉操業方法
　本発明は、高炉の送風羽口から炉内に微粉炭を吹き込んで操業する高炉の操業方法に関する。
　近年、炭酸ガス排出量の増加による地球の温暖化が問題となっており、排出ＣＯ２の抑制は製鉄業においても重要な課題である。近年の高炉は、炉頂部から装入される塊コークスと羽口から吹き込む微粉炭とを還元材として使用している。排出ＣＯ２の抑制には、事前処理により生じる炭酸ガス排出量の差から、炉頂から装入される塊コークスよりも羽口を通じて炉内に吹き込まれる微粉炭の使用の方が、排出ＣＯ２の抑制につながりやすいと考えられている。
　一般に、羽口からの微粉炭の吹き込みについて、特許文献１では、揮発分が２５ｍａｓｓ％以下の微粉炭を、微粉炭比にして銑鉄１トン当たり１５０ｋｇ／ｔ以上の割合で吹き込むとしている。そして、この場合には、微粉炭の燃焼効率の低下を防ぐために、ランスから微粉炭とともに７０ｖｏｌ．％以上の酸素を供給することにより、燃焼効率の向上を図ることとしている。また、この特許文献１では、ランスが単管である場合には、酸素と微粉炭の混合物をランスから吹き込み、一方、ランスが二重管である場合には、内管からは微粉炭を吹き込み、内管と外管の間からは酸素を吹込む方法を提案している。
　特許文献２では、減産操業（出銑比１．８以下）の時に、微粉炭比を１５０ｋｇ／ｔ－ｐ以上とすることで燃焼効率が低下する場合、揮発分が２８ｍａｓｓ％以上の高揮発分微粉炭を使用すると共に、固体熱容量とガス熱容量の比で表される熱流比を０．８以下に制御する方法を提案している。
特開２００３－２８６５１１号公報 特開２０１１－１２７１７６号公報
　羽口から炉内に吹き込まれる微粉炭の役割は、熱源や還元材源を提供することである。その微粉炭の燃焼性は、未燃粉（未燃チャー）の影響を受けることが知られている。即ち、高炉内では、Ｃ＋ＣＯ２＝２ＣＯで表わされるソルーションロス反応が起こっており、その反応量は操業によっても変化するが、約８０～１００ｋｇ－Ｃ／ｔ－ｐとされている。この反応で消費されるＣ源としては、炉頂より炉内に装入されている塊コークスや焼結鉱中に含まれているコークス粉や微粉炭の未燃粉が考えられる。この場合、これらのＣ源は、比表面積（粒径）の差に応じ、前記微粉炭の未燃粉の方が優先的に消費されると考えられている。
　従って、羽口から吹き込まれる微粉炭の燃焼性が低下した場合は、炉内に吹き込まれる未燃粉の量が増加し、これが前記ソルーションロス反応を起こして優先的に消費されるその結果、本来、消費されるはずの粉コークスが消費されずに炉内に滞留する。この炉内滞留粉コークスは、これが増加すると、高炉内での空隙率や平均粒径の低下に繋がり、その結果として炉内の通気性の悪化を招くに到る。ところで、コークスの炉内発生粉量は、コークスの冷間強度（ＪＩＳ．Ｋ．２１５１：ドラム強度）の影響が大きいことが知られている。従って、高炉内の通気性の評価は、羽口から吹き込まれる微粉炭の燃焼性だけでなく、炉頂から装入される塊コークスの性状も同時に考慮することが重要となる。
　ところで、前記特許文献１に開示の技術は、羽口から吹き込まれる微粉炭として、揮発分が２５ｍａｓｓ％以下のものを用い、微粉炭比：１５０ｋｇ／ｔ－ｐ以上の条件、即ち、微粉炭の燃焼効率が低下するような条件下での操業を行う際には、ランスからの微粉炭の吹き込みと同時に酸素を供給し、とくに微粉炭吹き込み用搬送ガス中の酸素濃度を７０ｖｏｌ．％以上とすることで燃焼効率を向上させて、炉内の通気性の改善を図っている。しかしながら、そもそも燃焼効率というのは、同じ揮発分（２５ｍａｓｓ％以下）の微粉炭であっても、その粒度や送風の温度によっては、搬送ガス中の酸素濃度を７０ｖｏｌ．％以上としても、燃焼効率が上昇しきらなかったり、逆に、搬送ガスの酸素濃度を７０ｖｏｌ．％以上にしなくとも燃焼効率を高く維持できたりする場合もあることが分かった。
　また、高炉内の通気性に関しては、微粉炭の燃焼効率が多少低下しても、炉頂装入塊コークスの強度が大きければ、この通気性への悪影響は小さいことも分かった。従って、前記特許文献１では、吹き込み用微粉炭や炉頂装入用塊コークスの性状、送風条件によっては、効果を発揮できない場合があり、逆に、効果が過剰となるためにコスト高となるという問題がある。
　また、近年、排出ＣＯ２のさらなる低減が要求されていることから、例えば、微粉炭比を１７０ｋｇ／ｔ－ｐ以上とすることも望まれている。しかし、微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ－ｐ以上の高微粉炭比操業は、前記特許文献１にも記載されているように、二重管ランスの内管から微粉炭を吹き込み、内管と外管の間から酸素を吹き込んだとしても、燃焼温度が飽和し、燃焼効率が高くならない。しかも、ブローパイプ内に差し込まれる吹き込みランスは１０００～１２００℃の熱風に曝されるため、前記特許文献１に記載されているように、単管ランスを使って高濃度の酸素と微粉炭の混合物を供給するのは、安全面からも現実的ではない。
　次に、前記特許文献２では、減産操業時に微粉炭比を１５０ｋｇ／ｔ－ｐ以上とすることで燃焼効率が低下するような場合に、揮発分が２８ｍａｓｓ％以上の高揮発分の微粉炭を使用すると共に、固体熱容量とガス熱容量の比で表される熱流比を０．８以下に制御することにより、微粉炭の効率的な燃焼を図っている。しかしながら、この場合、熱流比を下げるために、酸素富化率：２．０ｖｏｌ．％以下、好ましくは１．５ｖｏｌ．％に下げているが、それは、微粉炭の燃焼効率の低下を意味することになることから、送風条件（送風温度）、微粉炭性状（粒度）によっては、揮発分を２８ｍａｓｓ％以上に設定しても、燃焼効率の改善に繋がらない場合もある。
　本発明は、従来技術が抱えている上述した問題点を解決するために開発されたものである。即ち、本発明は、微粉炭比を１５０ｋｇ／ｔ－ｐ以上にして操業する時であっても、該微粉炭の燃焼温度を上昇させることにより、生産性の向上及び排出ＣＯ２の低減を可能にする高炉操業方法を提案することを目的とする。
　上記課題を解決するために開発した本発明は、高炉内に、ランスを介して送風羽口から吹き込まれる微粉炭のその吹き込み量を１５０ｋｇ／ｔ－ｐ以上で行なう高炉の操業方法において、
ａ．炉頂から装入される塊コークスは、ＪＩＳ－Ｋ２１５１に規定された強度（ＤＩ１５０ １５）が８７％以下、
ｂ．羽口から吹き込まれる微粉炭は、粒径７４μｍ以下の重量比率が６０ｍａｓｓ％以下で、この微粉炭の平均揮発分が、２５ｍａｓｓ％以下、
ｃ．羽口から吹き込まれる送風の温度は、１１００℃以下、
という３つの条件ａ．ｂ．ｃ．のうちの２つ以上の条件下で操業されているとき、前記炉内に、ランスを介して微粉炭を吹き込むと同時に酸素を吹き込み、かつその際、該微粉炭の吹き込み用搬送ガスとして、酸素濃度が６０ｖｏｌ．％～９７ｖｏｌ．％のガスを使用することを特徴とする高炉操業方法である。
　なお、本発明の高炉操業方法においては、
（１）前記塊コークスの強度（ＤＩ１５０ １５）が８５％以下であるときは、前記搬送ガスとしては、酸素濃度が７０ｖｏｌ．％～９７ｖｏｌ．％のガスを用いること、
（２）前記塊コークスの強度（ＤＩ１５０ １５）が８３％以下であるときは、前記搬送ガスとしては、酸素濃度が８０ｖｏｌ．％～９７ｖｏｌ．％の搬送ガスを用いること、
（３）前記塊コークスの強度（ＤＩ１５０ １５）は、７８％以上であること、
（４）粒径が７４μｍ以下の微粉炭の重量比率は、３０ｍａｓｓ％以上であること、
（５）前記送風温度は９００℃以上とすること、
（６）前記微粉炭の吹き込み量は、３００ｋｇ／ｔ－ｐ以下であること、
のときが、より好ましい解決手段となる。
　本発明に係る高炉操業方法によれば、微粉炭の燃焼効率が低下するような条件下のとき、炉頂装入塊コークスの強度を考慮しながら、高炉内における通気性を総合的に判断して、羽口から吹き込む微粉炭の燃焼効率の向上を図っているため、生産性の向上及び排出ＣＯ２の低減を効率的に達成することができる。即ち、本発明によれば、羽口から吹き込まれる微粉炭の量、性状（粒度、揮発分量）及び送風温度などから、微粉炭の燃焼効率を判定し、通気性については微粉炭の燃焼効率と使用する塊コークスの強度とから総合的に判断することにより、微粉炭の燃焼効率を最適な範囲に設定することが可能になる。その結果、微粉炭の燃焼効率を常に効率よく維持することが可能となり、ひいては炉内における通気性を安定させ、結果的に生産性の向上と排出ＣＯ２の低減を達成することが可能となる。
本発明方法が適用される高炉の概略図である。
　図１は、本発明に係る高炉操業方法が適用される高炉の概要を示す図である。図示されているように、高炉１の羽口３後方には、熱風を送風するためのブローパイプ（送風管）２が接続され、このブローパイプ２には炉内を指向する向きにランス４が差し込まれている。前記羽口３の熱風送風方向の前方には、コークス堆積層でもあるレースウエイ５と呼ばれる燃焼空間が存在すると考えられ、主として、この燃焼空間において、鉄鉱石の還元が行われる。図では、ブローパイプ２にランス４が１本だけ差し込まれているが、炉周に沿って配置されている複数のブローパイプ２のそれぞれにランス４が差し込まれているのが普通である。また、該ブローパイプ１個当たりのランスの数も１本に限定されるものではなく、２本以上を配設してもよい。このランスの構造としては、単管ランス、多重管ランスや複数の吹き込み管を束ねた管束型ランスのいずれでもよい。
　一般に、ブローパイプ２内に差し込んだランス４から吹き込まれる微粉炭は、羽口３を経て、高炉内の前記レースウエイ５内に達し、ここで炉頂から装入された塊コークスと共に、これらに含まれる揮発分と固定炭素とが燃焼し昇温に寄与する。そして、燃焼しきれずに残った、チャーと呼ばれる炭素と灰分の凝集物は、レースウエイ５から未燃チャーとしてレースウエイ外に排出される。このチャーは、固定炭素を主成分としており、燃焼反応と共に炭素溶解反応と呼ばれる反応も生じる。
　また、ランス４からブローパイプ２および羽口３に吹き込まれる微粉炭は、揮発分の多いものの方が、着火燃焼が促進され、燃焼量が増加することにより、微粉炭の昇温速度と最高温度が上昇する他、該微粉炭の分散性と温度の上昇に伴うチャーの反応速度も上がる。即ち、揮発分の気化膨張に伴って微粉炭が広く分散すると共に、揮発分の燃焼が促進され、このときの燃焼熱によって微粉炭がさらに急速に加熱されて昇温する。このことにより、例えば、微粉炭は炉壁に近い位置で効率よく燃焼することになる。また、ＪＩＳ－Ｋ２１５１に定める塊コークス強度（ＤＩ１５０ １５）〔％〕については、塊コークス強度（ＤＩ１５０ １５）〔％〕が大きいほど、炉内のコークス粉の割合が少なく、例えば炉芯部へのコークス粉の堆積量が小さくなると考えられる。
　以下、炉内容積５０００ｍ3の高炉で、炉頂装入塊コークスの強度（ＤＩ１５０ １５）〔％〕、微粉炭量、微粉炭性状（粒度、揮発分）、送風温度を変更し、通気性を評価する操業試験を行ない、本発明として相応しい高炉操業条件について検討したので、その結果を説明する。
　この操業試験では、出銑量は１００００ｔ／ｄ一定となるように送風量を制御し、このときの通気性を各条件毎に比較した。なお、その通気性の値は、炉頂部の圧力と送風圧力との圧力差及び送風量から得たものである。
　また、この操業試験では、送風湿分を調整して羽口先温度が一定の範囲に収まるように操業し、溶銑温度は、各水準１５００℃±１０℃の範囲内に収めた。下記の表１に示すように、試験条件１として、コークス比３４０ｋｇ／ｔ－ｐ、微粉炭比１５０ｋｇ／ｔ－ｐ、送風温度１１００℃、コークス強度（ＤＩ１５０ １５）８７％、微粉炭揮発分２５ｍａｓｓ％、粒径７４μｍ以下の微粉炭の粒度６０ｍａｓｓ％の条件で操業を行なった。このときの通気性を１．０とし、以下に、各操業条件を変更したときの通気性を相対比較した。通気性は、数値が大きいほど、通気性が悪化するが、通気性指数：１．０５程度までは、安定操業上の許容範囲であった。なお、これらの試験操業では全て、羽口当たり１本の単管ランスを用いた。
　また、この操業試験では、主として、試験条件１を基準として、送風温度や微粉炭の揮発分、微粉炭の粒度について比較検討した。その結果、試験条件２の場合、試験条件１に対して、各項目（前記送風温度等）を全て、燃焼効率が向上する方向に操作したところ、コークス比、通気性ともに改善した。なお、燃焼効率が向上する方向とは、送風温度を高く、微粉炭の揮発分を大きく、微粉炭の粒度を大きくすることを意味する。試験条件３では、試験条件１に対して、微粉炭比のみを＋１０ｋｇ／ｔ－ｐとした結果、通気性が少し悪化したが、安定操業上の許容範囲に収まった。試験条件４～６では、試験条件３に対して、微粉炭の揮発分、微粉炭の粒度および送風温度を各１項目のみ、燃焼効率が低下する方向、即ち、送風温度を低く、微粉炭の揮発分を小さく、微粉炭の粒度が小さくなるように操作した。その結果、試験条件４～６では、通気性が多少、悪化したものの安定操業上の許容範囲に収まった。
　試験条件７～９では、試験条件３に対して、塊コークス強度（ＤＩ１５０ １５）が８８％という条件の下で、微粉炭の揮発分、微粉炭の粒度、送風温度のうちの２項目を組合わせて燃焼効率が低下する方向に調整した。その結果、該試験条件７～９では、通気性は若干悪化したが、安定操業上の許容範囲に収まった。これはコークス強度（ＤＩ１５０ １５）を上げた影響と考えられる。即ち、塊コークス強度（ＤＩ１５０ １５）を上げたため、炉内の粉コークスの堆積が抑制され、通気性をさほど損なわずにすんだものと考えられる。試験条件１０～１２では、試験条件３に対して、コークス強度（ＤＩ１５０ １５）が８５．５％に低下したが、さらに微粉炭の揮発分、微粉炭の粒度、送風温度のうちの２項目を組合わせて燃焼効率が低下する方向に調整した。その結果、通気性が大幅に悪化し、コークス比を増加したものの、安定操業が困難な状況となった。これは、前述したように、コークス強度（ＤＩ１５０ １５）が低下したために、粉コークスの炉内堆積が悪化したためであると考えられる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　次に、以下の表２、表３に示す操業試験では、いずれも二重管ランスを用い、二重管ランスの内管からは微粉炭を吹き込み、内管と外管との間からは酸素を吹き込んだ。その際、微粉炭は窒素などの搬送ガスと共に二重管ランスの内管から搬送した。なお、二重管ランスにおける吹き込みパターンは、前記と逆であってもよい。また、二重管ランスに代えて、単管を束ねた管束型ランスでもよく、この場合には、たとえば２本の単管のうちの何れか一方から微粉炭を吹き込み、他方から酸素を吹き込むようにすればよい。いずれの場合も、吹込まれる微粉炭のすぐ近くに酸素を吹き込むことが好ましい。また、二重管ランスに代えて単管ランスを用いる場合には、微粉炭と酸素（と搬送ガス）を混合して搬送するようにしてもよい。
　下記表２、表３に示すように、試験１３は、表１の試験条件１０を基準として、ランスから微粉炭と同時に酸素（搬送ガス）を吹き込む高炉操業方法である。即ち、二重管ランスの内管から搬送ガスと共に微粉炭を吹き込み、かつ二重管ランスの内管と外管との間から酸素を含む搬送ガス（Ｎ２＋Ｏ２）を吹込んだ。その結果によると、二重管ランス、つまり酸素と微粉炭を吹き込むための搬送ガス中の酸素濃度を５０ｖｏｌ．％としただけでは、通気性の改善効果は不十分であった。試験条件１４～１６は、表１の試験条件１０～１２に対して、二重管ランスからの搬送ガス中の酸素濃度を６０ｖｏｌ．％としたものであり、通気性の改善効果が確認され、安定操業が可能となった。また、試験条件１７～１９は、試験条件１０～１２に対して二重管ランスからの微粉炭搬送用の搬送ガス中の酸素濃度を７０ｖｏｌ．％としたものであり、試験条件１４～１６に比べて、さらなる通気性改善効果が確認され、試験条件１と比較しても、通気性の改善が確認された。さらに、試験２０は、試験条件１に対して、ランスから微粉炭と共に酸素を吹き込む高炉操業を適用したものであり、前記と同様に、二重管ランスの内側管から搬送ガスと共に微粉炭を吹き込み、内管と外管との間から酸素（搬送ガス）を吹き込んだ。表２に示す結果から明らかなように、微粉炭の燃焼効率を向上させることにより、微粉炭比が改善され、良好な通気性条件の下でコークス比を大幅に低下させることが可能であった。試験条件２１～２３では、試験条件１４～１６に対して、コークス強度（ＤＩ１５０ １５）を８５．５％から８４．５％に低下させた。その結果、試験条件１４～１６と同様に、前記搬送ガス中の酸素濃度を６０ｖｏｌ．％に設定したため、通気性が悪化した。
　さらに、表３に示すとおり、試験条件２４～２６では、試験条件２１～２３に対して、前記搬送ガス中の酸素濃度を７０．ｖｏｌ．％に設定したことにより、通気性が改善した。即ち、コークス強度（ＤＩ１５０ １５）を８４．５％に低下した条件下でも、搬送ガスの酸素濃度を大きくすることによって、微粉炭の燃焼性を改善することができ、安定操業が可能になったことを意味していた。
　そして、試験条件２７～２９では、試験条件２４～２６に対して、コークス強度（ＤＩ１５０ １５）を８４．５％から８２．５％低下させた。この例（試験条件２７～２９）では、試験条件２４～２６と同様に、二重管ランスから微粉炭用搬送ガス中の酸素濃度を７０ｖｏｌ．％としたため、通気性が大幅に悪化した。これに対し、試験条件３０～３２では、試験条件２７～２９に比べて、搬送ガスの酸素濃度を８０ｖｏｌ．％に上げたことにより、通気性が改善された。このように、コークス強度（ＤＩ１５０ １５）を８２．５％に低下させた条件下でも、ランス内における微粉炭の搬送ガスの酸素濃度を上げることにより、微粉炭の燃焼性は改善され、安定した高炉操業を行なうことが可能である。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
  
　以上説明したように、本発明に係る高炉操業方法では、炉頂から装入する塊コークスのコークス強度（ＤＩ１５０ １５）が低く（≦８７％）、かつランスからの吹き込む微粉炭の粒度、揮発分（－７４μＭ≦６０ｍａｓｓ％、揮発分≧２５ｍａｓｓ％）が低く、そして送風温度（≦１１００℃）が低いために燃焼効率が低下するような操業条件下であっても、本発明方法を適用すれば、微粉炭の燃焼効率を改善させることが可能となり、ひいては生産性の向上や排出ＣＯ２の低減が可能になる。また、高炉操業条件が一定であれば、このような高炉操業を行なうことにより、操業の自由度が向上することが確認された。
　なお、本発明においては、さらに下記の条件にすることが好ましい。まず、微粉炭の平均揮発分は、５ｍａｓｓ％以上のものを用いることが好ましい。その理由は、微粉炭の平均揮発分が５ｍａｓｓ％未満では、石炭が硬く粉砕が困難でコスト高となるからである。
　炉頂から装入される前記塊コークスの強度（ＤＩ１５０ １５）は、７８％以上とすることが好ましい。その理由は、該塊コークスの強度（ＤＩ１５０ １５）が７８％未満では、石炭が十分に収縮していないため、未乾留のコークスとなり、コークス炉を傷める原因となるからである。
　粒径７４μｍ以下の微粉炭の重量比率は、３０％以上とすることが好ましい。その理由は、粒径７４μｍ以下の微粉炭の重量比率が３０％未満では、微粉炭の昇温が遅く、着火しにくくなるため、燃焼性が急激に低下するからである。
　送風温度は、９００℃以上とすることが好ましい。その理由は、熱風炉の煉瓦は９００～１２００℃で噛み合うように設計されているため、送風温度が９００℃未満では、熱風炉の煉瓦の損耗が生じるからである。
　銑鉄１ｔ当たりの微粉炭の吹込み量は、３００ｋｇ／ｔ－ｐ以下とする。その理由は、微粉炭の吹込み量が３００ｋｇ／ｔ－ｐを超えると、燃焼性の大幅な低下によるコークスの置換率の低下を招くと共に、操業的にも、羽口先温度（理論燃焼温度）を維持するために、酸素濃度や送風温度を大幅に増加もしくは送風湿度の大幅な低下など、設備能力的にも調整が困難となるからである。この微粉炭吹き込み量のより好ましい上限値は２５０ｋｇ／ｔ－ｐ以下である。
　１は高炉、２はブローパイプ、３は羽口、４はランス、５はレースウエイ

Claims (7)

  1. 　高炉内に、ランスを介して送風羽口から吹き込まれる微粉炭のその吹き込み量を１５０ｋｇ／ｔ－ｐ以上で行なう高炉の操業方法において、
    ａ．炉頂から装入される塊コークスは、ＪＩＳ－Ｋ２１５１に規定された強度（ＤＩ１５０ １５）が８７％以下、
    ｂ．羽口から吹き込まれる微粉炭は、粒径７４μｍ以下の重量比率が６０ｍａｓｓ％以下で、この微粉炭の平均揮発分が、２５ｍａｓｓ％以下、
    ｃ．羽口から吹き込まれる送風の温度は、１１００℃以下、
    という３つの条件ａ．ｂ．ｃ．のうちの２つ以上の条件下で操業されているとき、前記炉内に、ランスを介して微粉炭を吹き込むと同時に酸素を吹き込み、かつその際、該微粉炭の吹き込み用搬送ガスとして、酸素濃度が６０ｖｏｌ．％～９７ｖｏｌ．％のガスを使用することを特徴とする高炉操業方法。
  2. 　前記塊コークスの強度（ＤＩ１５０ １５）が８５％以下であるときは、前記搬送ガスとしては、酸素濃度が７０ｖｏｌ．％～９７ｖｏｌ．％のガスを用いることを特徴とする請求項１に記載の高炉操業方法。
  3. 　前記塊コークスの強度（ＤＩ１５０ １５）が８３％以下であるときは、前記搬送ガスとしては、酸素濃度が８０ｖｏｌ．％～９７ｖｏｌ．％の搬送ガスを用いることを特徴とする請求項１に記載の高炉操業方法。
  4. 　前記塊コークスの強度（ＤＩ１５０ １５）は、７８％以上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。
  5. 　粒径が７４μｍ以下の微粉炭の重量比率は、３０ｍａｓｓ％以上であることを特徴とする請求項１～４のいずれか１に記載の高炉操業方法。
  6. 　前記送風温度は９００℃以上とすることを特徴とする請求項１～５のいずれか１に記載の高炉操業方法。
  7. 　前記微粉炭の吹き込み量は、３００ｋｇ／ｔ－ｐ以下であることを特徴とする請求項１～６のいずれか１に記載の高炉操業方法。
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