WO2015045369A1 - 高炉への原料装入方法 - Google Patents

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WO2015045369A1
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blast furnace
ore
raw material
charged
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和平 市川
寿幸 廣澤
渡壁　史朗
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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
    • C21B5/008—Composition or distribution of the charge
    • 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 blast furnace with a turning chute.
  • CO 2 reduction has been demanded from the viewpoint of preventing global warming.
  • about 70% of CO 2 emissions are due to blast furnaces, and there is a need to reduce CO 2 emissions in blast furnaces.
  • CO 2 reduction in a blast furnace is possible by reducing reducing materials (coke, pulverized coal, natural gas, etc.) used in the blast furnace.
  • Patent Document 1 in a bell-less blast furnace, coke is charged into an ore hopper on the downstream side of the ore hopper, the coke is deposited on the ore on a conveyor, and then charged into a furnace bunker.
  • a technique for charging ore and coke into a blast furnace through a turning chute is disclosed.
  • Patent Document 2 ore and coke are separately stored in a bunker at the top of the furnace, and then coke and ore are mixed and charged at the same time, so that a normal coke charging batch, a coke central charging batch and A technique for simultaneously performing three kinds of charging of a batch for mixed charging is disclosed.
  • Patent Document 3 in order to prevent the instability of the cohesive zone shape in blast furnace operation and improve the gas utilization rate, all ore and all coke are thoroughly mixed when charging the raw material of the blast furnace. is doing.
  • Patent Document 4 as a means of enjoying the effect of improving the reactivity by mixed coke, a high-reactivity coke and ore having low JIS reducing ability are mixed to react the low-reactive ore with high efficiency. A technique for improving the reactivity of is disclosed.
  • Patent Documents 1 to 3 only describe means for mixing coke into the ore layer, and no suitable coke mixing rate distribution in the furnace radial direction is disclosed. Further, Patent Document 4 only describes the reactivity of coke and ore, and the maximum particle size thereof, and clearly shows a suitable coke and ore mixing ratio and a suitable coke mixing ratio distribution in the furnace port direction. Absent.
  • Patent Documents 5 and 6 disclose that a coke mixed layer is charged in the range of 0.8 to 1.0 in dimensionless radius of the blast furnace furnace opening.
  • the ore reducing ability in the blast furnace peripheral part is improved, no mention is made of improving the reducing ability in the central part of the blast furnace. Therefore, in order to further improve the reducibility, it is necessary to examine reducibility improvement means in the central part of the blast furnace.
  • Patent Document 7 discloses that a raw material having a high pulverization rate in a blast furnace called high RDI ore is charged in a range of 0.7 to 1.0 in the dimensionless radius of the blast furnace furnace. However, this is for the first purpose to ensure air permeability in the blast furnace, and the reduction reactivity is not mentioned.
  • the gist configuration of the present invention is as follows. 1. In the blast furnace operation in which a coke slit is formed for each charge into the blast furnace using a swivel chute, and then a mixed layer in which ore raw materials are mixed with coke is charged. The mixed layer uses 60 to 75% by mass of the coke amount in the one charge, and the coke slit uses the remainder of the coke amount in the one charge. Radius: A raw material charging method into a blast furnace in which 70 mass% or more of coke in the mixed layer is charged in a range of 0.4 to 0.8.
  • a large amount of coke is mixed in a portion where the gas flow is small, and further, a low-reactive raw material is unevenly distributed in a portion where the gas flow is large, thereby relatively improving the raw material reactivity in the portion where the gas flow is small.
  • the reactivity in the furnace can be improved and stable blast furnace operation can be performed.
  • a blast furnace is also simply called a furnace.
  • 10 is a blast furnace
  • 12a to 12c are furnace bunker
  • 13 is a flow rate adjusting gate
  • 14 is a collecting hopper
  • 15 is a bell-less charging device
  • 16 is a turning chute.
  • raw materials using ores and coke which are usually used as blast furnace charging raw materials such as sintered ore, pellets, and lump ore, are charged into the blast furnace using a turning chute every charge.
  • one charge in the present invention means that once a coke slit using coke is formed, a mixed layer in which an ore raw material is mixed with coke is charged once.
  • the raw material charging destination of the swivel chute 16 is the inside of the blast furnace, and the top of the furnace where only the coke is charged.
  • a coke layer is formed by charging coke from the bunker 12a.
  • a central coke layer may be formed at the center of the blast furnace, or a peripheral coke layer may be formed from the periphery of the furnace wall toward the center.
  • the coke in the mixed layer is in the range of the furnace port dimensionless radius: 0.4 to 0.8. Adjust so that 70% by mass or more of 60 to 75% by mass is charged.
  • the coke residue used in the mixed layer that is, 25 to 40% by mass of coke is charged as the above-described coke slit (including the central coke layer and the peripheral coke layer in the present invention).
  • the raw materials when charging ore raw materials into the blast furnace (formation of a mixed layer), it is preferable to charge the raw materials at 2 batches per charge.
  • the second batch is charged in the range of 0.6 to 1.0 of the furnace port dimensionless radius, and the amount of coke mixed in the first batch is set to the amount of coke in the mixed layer (the amount of coke in one charge). 60-60 mass%), the in-furnace reactivity can be further improved, and a more stable blast furnace operation can be performed.
  • Fig. 3 shows the status of raw material deposition in the blast furnace.
  • the first batch is charged in the area of 0 to 0.8 with the furnace port dimensionless radius
  • the ore of the second batch is the area up to the furnace wall with the dimensionless dimension of the furnace port of 0.6 or more (furnace port dimensionless radius: 1.0).
  • the second batch is generally charged in the periphery of the furnace where the gas easily flows. Therefore, when the mixed coke is segregated in the first batch and the low-reactive ore is segregated in the second batch, an improvement in reactivity in the reaction delay region is expected.
  • the first batch is not limited to the range of 0 to 0.8 in the furnace port dimensionless radius, it is important that the charging position of the second batch is 0.6 to 1.0 in the dimension of the furnace port dimensionless. Furthermore, the effect of the present invention can be achieved by segregating the low-reactive ore in the second batch.
  • the ore raw material charged in the first batch may be made of an ore raw material having a reducibility (RI) of 60% or more.
  • FIG. 4 shows the relationship between the raw material RI and the shaft efficiency estimated value shown in Non-Patent Document 1.
  • the shaft efficiency is an index representing the reaction efficiency of the ore raw material in the blast furnace.
  • FIG. 4 it is understood that the shaft efficiency is lowered when the RI is less than 60%. Therefore, it is desirable to charge ore with RI: 60% or more in the middle part where the gas flow is small, and charge the raw material with RI: less than 60% into the peripheral part where the gas flow is high and the reactivity is ensured.
  • the more preferable reducibility (RI) of the ore raw material charged in the first batch is 62% or more from FIG.
  • a lump ore can be used as a raw material for ores, and in using a lump ore, the ratio of the lump ore charged in the second batch is set to the total amount per charge of the lump ore. Of these, 70 to 100% by mass is desirable.
  • FIG. 5 shows the relationship between the mass ore segregation ratio to O2 (second batch) and the average RI of O1 (first batch). This figure shows that the RI of O1 rises because the ore charged to O1 is relatively decreased by segregating the ore having a low RI to O2.
  • the lump ore RI was 30%, and the average RI of the sintered ore was 65%. It can be seen that by setting the mass ore segregation ratio to O2 to 70% or more and reducing the amount of mass ore to O1, 62% or more can be secured as the value of RI in O1 in which gas hardly flows. Therefore, it is desirable that the mass ore segregation ratio to O2 be 70% or more.
  • FIG. 6 shows a load softening test apparatus used in this example.
  • 21 is a crucible
  • 22 is a raw material
  • 23 is a load loading device
  • 24 is a punch rod
  • 25 is a heater
  • 26 is a furnace core tube
  • 27 is a thermocouple
  • 28 is a gas mixing device
  • 29 is a gas analyzer
  • 30 Is a drop sampling device.
  • This load softening test apparatus simulates the reaction behavior of the ore in the blast furnace, and can simulate the reactivity in the furnace, that is, the reduction reaction in the blast furnace.
  • a sample temperature and gas composition was simulated under the conditions shown in Tables 1 and 2 and FIGS.
  • a reduction rate reaching 1200 ° C. (hereinafter also simply referred to as reduction rate) was measured.
  • the temperature of the raw material is slow, and the amount of CO, which is the amount of reducing gas, relative to the ore is small.
  • the evaluation of the raw material charged into the intermediate part was made with the temperature and gas composition shown in FIG. 7A based on the model calculation.
  • the temperature of the raw material is fast, and the amount of reducing gas is larger than that of the ore.
  • the evaluation of the raw material charged to the peripheral part was made the temperature and gas composition of FIG. 7B based on the model calculation.
  • Table 1 shows changes in the raw material reducing ability when the amount of mixed layer coke charged to the dimensionless radius of the furnace port: 0.4 to 0.8 is changed.
  • Invention Examples 2 and 4 in which the amount of coke in the mixed layer is increased have an increased reduction rate.
  • Inventive Example 3 increased the amount of coke in the mixed layer compared to Inventive Example 1, but reduced the coke ratio in the mixed layer at the portion where the reduction promotion was required at a furnace port dimensionless radius: 0.4 to 0.8, so the reduction rate was slightly lower. Although it decreased, it was 50% or more.
  • Comparative Example 1 in which the coke ratio in the mixed layer was reduced and in Comparative Example 2 in which the amount of coke in the mixed layer was reduced, the reduction rate was reduced.
  • Comparative Example 3 and Comparative Example 5 in which the charging range of the mixed layer was changed from 0.8 to 0.1 in the furnace port dimensionless radius, even if the coke amount of the mixed layer was secured, the charging range was the dimensionless radius of the furnace port: 0.4 to At 0.8, the coke ratio in the mixed layer at the location where reduction promotion was required decreased, so the reduction rate decreased significantly.
  • Table 2 shows the reduction of the raw material when the mixed layer coke amount ratio is changed by dividing the mixed layer charge into two batches and charging the second batch within the range of 0.6 to 1.0 of the dimensionless radius of the furnace port. It shows a change.
  • Invention Examples 1 to 7 that satisfy the present invention all show a high reduction rate of 51 or more.
  • Comparative Example 1 in which the charging range of the second batch was the dimensionless radius of the furnace port: 0 to 0.8, the reduction rate was significantly reduced even if the mixed layer coke amount was secured.
  • the comparative example 2 which reduced the amount of mixed-layer cokes, and the comparative example 3 which increased the amount of mixed-layer cokes out of the range of this invention are also reducing the reduction rate.
  • FIG. 8 the result of having evaluated the reactivity (reduction rate at 1200 degreeC) of each area

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Abstract

　本発明に従い、原料の混合層は、１チャージ中のコークス量の60～75質量％を使用し、コークススリットは、１チャージ中のコークス量の残分を使用し、さらに、炉口無次元半径：0.4～0.8の範囲に、該混合層中のコークスの70質量％以上を装入することによって、高炉内の水平断面方向にガス流分布が存在し、その断面方向における装入原料の反応速度が異なっていても、高炉内の還元率を高く維持することができる。

Description

高炉への原料装入方法
　本発明は、高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。
　近年、地球温暖化防止の観点からCO2削減が求められている。鉄鋼業においては、CO2排出量の約70％が高炉によるものであり、高炉におけるCO2排出量の削減が求められている。ここに、高炉におけるCO2削減は、高炉で使用する還元材（コークス、微粉炭、天然ガスなど）の削減により可能であると言われている。
　しかしながら、還元材、特にコークスを削減する場合は、炉内通気性を担保しているコークスが減少するために、高炉の炉内通気抵抗が増加してしまう。
　というのは、一般的な高炉では、炉頂から装入された鉱石が軟化を開始する温度に到達すると、上部に存在する原料の自重によって空隙を埋めながら変形して収縮する。そのため、高炉下部では、鉱石層の通気抵抗が極めて大きくガスがほとんど流れない融着層が形成されるが、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いる。そして、この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ということが知られており、鉱石類原料層の適切な混合状態を得るために、多くの研究結果が報告されている。
　例えば、特許文献１においては、ベルレス式高炉において、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堆積させた後、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せしめる技術が開示されている。
　また、特許文献２では、炉頂のバンカーに鉱石とコークスを別々に貯留したのち、コークスと鉱石を同時に混合装入することで、コークスの通常装入用バッチ、コークスの中心装入用バッチおよび混合装入用バッチの３通りの装入を同時に行う技術が開示されている。
　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を防止し、ガス利用率の向上を図るために、高炉の原料を装入する際に、全鉱石と全コークスを完全混合している。
　加えて、特許文献４では、混合コークスによる反応性向上効果を享受する手段として、高反応コークスとＪＩＳ還元性が低い鉱石とを混合することで、低反応性鉱石を高効率に反応させて高炉の反応性を向上させる技術が開示されている。
特開平３－２１１２１０号公報 特開２００４－１０７７９４号公報 特開昭５３－１５２８００号公報 特開昭６４－３６７１０号公報 特開２０１２－１８８７４４号公報 特開２０１２－２１２２７号公報 特開２０１２－１１２０３２号公報
鉄と鋼　72巻 4号　S3頁(1986)
　ところで、融着帯の通気抵抗を改善するためには、前掲した特許文献３に記載され、また前述したように、鉱石層に、予めコークスを混合しておくことが有効であることが知られている。それ故、鉱石層にコークスを混合する技術は、数多く報告されている。
　しかしながら、一般的に、高炉の炉内は無次元炉口半径において、中心部および周辺部はガスが流れやすく、中間部はガスが流れにくいことが多い（図１参照）、といった、半径方向での高炉内のガス流分布が存在している。
　そのため、そのガス流分布に応じて、コークス混合率、ならびに鉱石反応性の半径方向分布を制御する必要がある。
　ところが、特許文献１～３は、鉱石層へコークスを混合する手段が記載されているのみで、炉半径方向の好適なコークス混合率分布は明示されていない。
　また、特許文献４にも、コークスと鉱石の反応性、ならびにその最大粒度が記載されているのみで、好適なコークスと鉱石の配合比と炉口方向の好適なコークス混合率分布は明示されていない。
　上記に加え、特許文献５、６にはいずれも、高炉炉口無次元半径で0.8～1.0の範囲ヘコークス混合層を装入することが開示されている。しかしながらこれらの操作では、高炉周辺部での鉱石還元性は改善されるものの、高炉中央部での還元性改善については言及されていない。
　従って、さらなる還元性改善を図るには高炉中央部での還元性改善手段を検討する必要がある。
　また、特許文献７には、高RDI鉱石という高炉内での粉化率の高い原料を、高炉炉口無次元半径で0.7～1.0の範囲に装入することが開示されている。しかしながらこれは、高炉内通気性を確保することを第１の目的とするものであって、還元反応性については触れられていない。
　本発明は、上述した課題を解決すべく開発されたものであって、高炉内の水平断面方向にガス流分布が存在することで、その断面方向における装入原料の反応速度が異なった場合にもより効率よく原料を反応させることができる高炉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．旋回シュートを使って、高炉内へ、１チャージ毎に、コークススリットを形成したのち、鉱石類原料をコークスと混合した混合層を装入する高炉操業において、
　上記混合層は、上記１チャージ中のコークス量の60～75質量％を使用すると共に、上記コークススリットは、上記１チャージ中のコークス量の残分を使用するものとし、さらに、炉口無次元半径：0.4～0.8の範囲に、該混合層中のコークスの70質量％以上を装入する高炉への原料装入方法。
２．旋回シュートを使って、高炉内へ、１チャージ毎に、コークススリットを形成したのち、鉱石類原料をコークスと混合した混合層を装入する高炉操業において、
　上記混合層は、上記１チャージ中のコークス量の60～75質量％を使用すると共に、上記コークススリットは、上記１チャージ中のコークス量の残分を使用するものとし、さらに、該混合層の装入を２バッチに分け、２バッチ目を炉口無次元半径の0.6～1.0の範囲に装入する高炉への原料装入方法。
３．前記２に記載の高炉への原料装入方法において、
　鉱石類原料として、塊鉱石を用いるにあたり、前記２バッチ目に装入する塊鉱石の割合を、該塊鉱石の１チャージ当たりの合計量のうち70～100質量％とする高炉への原料装入方法。
４．前記３に記載の高炉への原料装入方法において、
　前記２バッチ目に先立つ１バッチ目に装入する鉱石類原料を、還元性（ＲＩ）が60％以上の鉱石類原料からなるものとする高炉への原料装入方法。
　本発明によれば、ガス流れが少ない箇所にコークスを多量混合すること、さらにはガス流れが多い箇所に低反応性原料を偏在させ、ガス流が少ない箇所の原料反応性を相対的に向上させることによって、炉内反応性の向上を図り、安定した高炉操業を行うことができる。
高炉内のガス流分布を示す図である。 高炉への原料装入要領を示す模式図である。 高炉への原料堆積状況を示す図である。 非特許文献１に示された原料ＲＩとシャフト効率推算値の関係を示す図である。 Ｏ２への塊鉱石偏析比率とＯ１の平均ＲＩの関係を示す図である。 実施例に用いた荷重軟化試験装置を表す図である。 (a)および(b)は、ガス流量ならびにガス組成の、炉口無次元半径中間部、あるいは周辺部を模擬した条件を表す図である。 荷重軟化試験における1200℃到達還元率を表す図である。
　以下、本発明を具体的に説明する。
　高炉内に、鉱石類原料およびコークスを装入する具体的な装入要領を、図２に基づいて説明する。なお、高炉は単に炉とも言う。
　なお、図中、10は高炉、12ａ～12ｃは炉頂バンカー、13は流量調整ゲート、14は集合ホッパー、15はベルレス式装入装置、16は旋回シュートである。
　ここに、本発明では、焼結鉱、ペレット、塊鉱石などの高炉装入原料として通常用いられる鉱石類原料およびコークスを用いた原料を、１チャージ毎に旋回シュートを使って高炉内へ装入するが、本発明における１チャージとは、コークスを用いたコークススリットを形成したのち、鉱石類原料をコークスと混合した混合層を装入することを１回行うこと意味する。
　炉頂バンカーからの原料装入順序としては、まず、高炉の中心部に、コークススリットを形成する場合には、旋回シュート16の原料装入先を高炉内部とし、コークスのみを装入した炉頂バンカー12ａからコークスを装入することによって、コークス層を形成する。その際、高炉の中心部に、中心コークス層を形成したり、炉壁周辺から中心部に向かって、周辺コークス層を形成したりしても良い。
　ついで、炉頂バンカー12ａ、12ｂ若しくは12ｃからコークス装入と鉱石装入とを同時切り出しで行うのであるが、その際の装入順序は、高炉の中心軸に近い、すなわち炉口無次元半径が０の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、最後に傾斜側壁の上端（炉口無次元半径：1.0）側が装入されるのである。
　本発明では、特に、１チャージ中のコークス量の60～75質量％を鉱石類原料との混合層として、該混合層中のコークスが、炉口無次元半径：0.4～0.8の範囲に、上記60～75質量％中の70質量％以上が装入されるように調整する。
　また、上記混合層に用いたコークスの残分、すなわち25～40質量％のコークスは、上記したコークススリット（本発明では中心コークス層および周辺コークス層を含む）として装入する。
　これらの装入手順をとることによって、炉内反応性の向上を図り、安定した高炉操業を行うことができるのである。
　また、高炉への鉱石類原料装入（混合層の形成）に際しては、原料の装入を１チャージ当たり２バッチとすることが好ましい。そして、２バッチ目を炉口無次元半径の0.6～1.0の範囲に装入するものとし、上記１バッチ目に混合するコークス量を、上記混合層中のコークス量（１チャージ中のコークス量の60～75質量％）のうち60～80質量％とすることで、より炉内反応性の向上が図れ、一層安定した高炉操業を行うことができるのである。
　図３に高炉への原料堆積状況を示す。１バッチ目は、炉口無次元半径で０～0.8の領域に装入され、２バッチ目の鉱石は炉口無次元半径で0.6以上の炉壁（炉口無次元半径：1.0）までの領域に装入されている。このような装入状態では、２バッチ目がおおむねガスが流れやすい炉周辺部に装入されることが分かる。従って、１バッチ目には混合コークスを偏析させると共に、２バッチ目には低反応性鉱石を偏析させると、反応遅れ領域における反応性の改善が期待されるのである。なお、１バッチ目は炉口無次元半径で０～0.8の領域に限定されるものでなく、２バッチ目の装入位置が炉口無次元半径で0.6～1.0であることが重要であり、さらに２バッチ目に低反応性鉱石を偏析させることで本発明の効果が達成できる。
　さらに、前記１バッチ目に装入する鉱石類原料を、還元性（ＲＩ）が60％以上の鉱石類原料からなるものとすることができる。
　図４に、非特許文献１に示された原料ＲＩとシャフト効率推算値の関係を示す。ここでシャフト効率とは、高炉内における鉱石原料の反応効率を表す指標である。非特許文献１（図４）によると、ＲＩが60％を下回った場合、シャフト効率が低下していることが分かる。従って、ガス流の少ない中間部にＲＩ：60％以上の鉱石を装入し、ＲＩ：60％未満となる原料は、ガス流が多く反応性の担保される周辺部に装入することが望ましい。なお、１バッチ目に装入する鉱石類原料のより好ましい還元性（ＲＩ）は、前掲図４から62％以上である。
　また、本発明は、鉱石類原料として塊鉱石を用いることができ、塊鉱石を用いるに当たっては、前記２バッチ目に装入する塊鉱石の割合を、該塊鉱石の１チャージ当たりの合計量のうち70～100質量％とすることが望ましい。
　Ｏ２（２バッチ目）への塊鉱石偏析比率とＯ１（１バッチ目）の平均ＲＩの関係を図５に示す。
　この図は、Ｏ２へ低ＲＩである塊鉱石を偏析させることによって、Ｏ１へ装入される塊鉱石が相対的に減少するため、Ｏ１のＲＩが上昇することを表している。
　ここで塊鉱石ＲＩは30％、焼結鉱の平均ＲＩは65％とした。Ｏ２への塊鉱石偏析比率を70％以上とし、Ｏ１への塊鉱石量を減らすことにより、ガスが流れにくいＯ１中のＲＩの値として62％以上が確保できることがわかる。よってＯ２への塊鉱石偏析比率は70％以上とすることが望ましい。
　図６に、本実施例に用いた荷重軟化試験装置を示す。図中、21はるつぼ、22は原料、 23は荷重負荷装置、24はパンチ棒、25はヒーター、26は炉芯管、27は熱電対、28はガス混合装置、29はガス分析装置および30は滴下物サンプリング装置である。
　この荷重軟化試験装置は、高炉内の鉱石の反応挙動を模擬したものとなっていて、炉内反応性、すなわち高炉内の還元反応を模擬することができる。本試験装置を用いて、表１および２、図７(a)および(b)に示す条件で、試料温度ならびにガス組成を炉口無次元半径の中間部、あるいは周辺部を模擬したガスを流し1200℃到達還元率（以下、単に還元率ともいう）を測定した。
　高炉の半径方向中間部は、原料の昇温が遅く、また鉱石に対して還元ガス量であるCOが少ないため、還元ガスの消費が早くCOガス濃度が低下する。このことを考慮して、中間部へ装入する原料の評価はモデル計算をもとに、図７（a）の温度とガス組成とした。
　一方高炉の周辺方向は、原料の昇温が速く、また鉱石に対して還元ガス量であるCOが多いため、還元ガスの消費が少ないため、COガス濃度が高い。このことを考慮して、周辺部へ装入する原料の評価はモデル計算をもとに、図７（b）の温度とガス組成とした。
　なお、実験にあたっては、１バッチ目は高炉中間部へ、２バッチ目は高炉周辺部に装入されることから、１バッチ目を模した原料条件のときは図７（a）の条件で、２バッチ目を模した原料条件のときは図７（ｂ）の条件でそれぞれ試験した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　表１は、炉口無次元半径：0.4～0.8へ装入する混合層コークス量を変化させたときの原料還元性の変化を示している。発明例１に対して、混合層のコークス量を増やした発明例２，４は、それぞれ還元率が上昇している。発明例３は発明例１に対し混合層のコークス量を増やしたが炉口無次元半径：0.4～0.8で還元促進が必要な箇所の混合層中のコークス比率を減少させたため、還元率は僅か減少したが５０％以上であった。
一方、混合層中のコークス比率を減らした比較例１、および混合層のコークス量を減らした比較例２は還元率が減少している。
混合層の装入範囲を炉口無次元半径で0.8から0.1へ変更した比較例３、比較例５は混合層のコークス量を確保しても、装入範囲が炉口無次元半径：0.4～0.8で還元促進が必要な箇所の混合層中のコークス比率が減少するため、還元率が大幅に減少した。
装入範囲を炉口無次元半径：0.1～0.4に変更した比較例４も同様に、混合層コークス量を確保しても、装入範囲が炉口無次元半径：0.4～0.8で還元促進が必要な箇所の混合層中のコークス比率が減少するため、還元率が大幅に減少した。
　表２は、混合層の装入を２バッチに分け、２バッチ目を炉口無次元半径の0.6～1.0の範囲に装入する混合層コークス量の比率を変化させたときの原料還元性の変化を示している。本発明を満足する発明例１～７は、いずれも、５１以上の高い還元率を示している。
　一方、２バッチ目の装入範囲を炉口無次元半径：０～0.8とした比較例１は混合層コークス量を確保しても、還元率が大幅に減少した。また、混合層コークス量を減らした比較例２、混合層コークス量を本発明の範囲外に増やした比較例３も還元率が減少している。
　さらに、中間部を模擬したガス温度条件（中間条件）においては、混合コークスのうち７割を１バッチ目の鉱石に装入した条件に相当する混合コークスを混合して実験を行った。また、周辺部を模擬したガス温度条件（周辺条件）においては、２バッチ目にＲＩ≦62％の鉱石原料を装入した条件（case1）、中間部へ混合コークスのうち70質量％を装入し、周辺部は残り30質量％とした条件（case2）、さらには、ＲＩ≦62％の鉱石原料を周辺へ装入し、かつ混合コークスをcase2と同様にした条件（case3）、およびベース条件（Base）で実験を行った。
　図８に、図６の荷重軟化試験装置を用いた場合の各領域の反応性（1200℃到達還元率）を評価した結果をそれぞれ示す。
　これらの結果から、原料を偏析させることで、中間部は還元性が向上し、周辺部では、還元性が若干悪化したことが分かる。
　また、図３に示される鉱石層の層厚分布から中間部および周辺部の鉱石体積を求め体積比に応じて平均した還元率を図８に併せて示すが、偏析装入した場合は、総合的に見ると、均一装入したときと比較して還元率が向上していることが分かる。
　以上より、ガス流れが少ない箇所にコークスを多量混合し、かつ低反応性原料を装入することで炉内反応性の向上を図ることが可能となることが示された。
　１０　高炉
　１２ａ～１２ｃ　炉頂バンカー
　１３　流量調整ゲート
　１４　集合ホッパー
　１５　ベルレス式装入装置
　１６　旋回シュート
　２１　るつぼ
　２２　原料
　２３　荷重負荷装置
　２４　パンチ棒
　２５　ヒーター
　２６　炉芯管
　２７　熱電対
　２８　ガス混合装置
　２９　ガス分析装置
　３０　滴下物サンプリング装置

Claims (4)

  1. 　旋回シュートを使って、高炉内へ、１チャージ毎に、コークススリットを形成したのち、鉱石類原料をコークスと混合した混合層を装入する高炉操業において、
    　上記混合層は、上記１チャージ中のコークス量の60～75質量％を使用すると共に、上記コークススリットは、上記１チャージ中のコークス量の残分を使用するものとし、さらに、炉口無次元半径：0.4～0.8の範囲に、該混合層中のコークスの70質量％以上を装入する高炉への原料装入方法。
  2. 　旋回シュートを使って、高炉内へ、１チャージ毎に、コークススリットを形成したのち、鉱石類原料をコークスと混合した混合層を装入する高炉操業において、
    　上記混合層は、上記１チャージ中のコークス量の60～75質量％を使用すると共に、上記コークススリットは、上記１チャージ中のコークス量の残分を使用するものとし、さらに、該混合層の装入を２バッチに分け、２バッチ目を炉口無次元半径の0.6～1.0の範囲に装入する高炉への原料装入方法。
  3. 　請求項２に記載の高炉への原料装入方法において、
    　鉱石類原料として、塊鉱石を用いるにあたり、前記２バッチ目に装入する塊鉱石の割合を、該塊鉱石の１チャージ当たりの合計量のうち70～100質量％とする高炉への原料装入方法。
  4. 　請求項３に記載の高炉への原料装入方法において、
    　前記２バッチ目に先立つ１バッチ目に装入する鉱石類原料を、還元性（ＲＩ）が60％以上の鉱石類原料からなるものとする高炉への原料装入方法。
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