WO2015146114A1 - 高炉への原料装入方法 - Google Patents

高炉への原料装入方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2015146114A1
WO2015146114A1 PCT/JP2015/001596 JP2015001596W WO2015146114A1 WO 2015146114 A1 WO2015146114 A1 WO 2015146114A1 JP 2015001596 W JP2015001596 W JP 2015001596W WO 2015146114 A1 WO2015146114 A1 WO 2015146114A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
coke
blast furnace
layer
ore
charged
Prior art date
Application number
PCT/JP2015/001596
Other languages
English (en)
French (fr)
Other versions
WO2015146114A8 (ja
Inventor
和平 市川
寿幸 廣澤
渡壁　史朗
Original Assignee
Ｊｆｅスチール株式会社
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Ｊｆｅスチール株式会社 filed Critical Ｊｆｅスチール株式会社
Priority to KR1020167026825A priority Critical patent/KR101767358B1/ko
Priority to BR112016022237-7A priority patent/BR112016022237B1/pt
Priority to TR2016/13510T priority patent/TR201613510T1/tr
Priority to JP2015537065A priority patent/JP5884208B1/ja
Priority to CN201580016632.XA priority patent/CN106133151B/zh
Publication of WO2015146114A1 publication Critical patent/WO2015146114A1/ja
Publication of WO2015146114A8 publication Critical patent/WO2015146114A8/ja

Links

Images

Classifications

    • 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
    • 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
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/10—Charging directly from hoppers or shoots
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2300/00—Process aspects
    • C21B2300/04—Modeling of the process, e.g. for control purposes; CII
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/006—Automatically controlling the process
    • 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.
  • ore materials such as sintered ore, pellets, and massive ore and coke are charged alternately in layers from the top of the furnace, and combustion gas flows 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 blast furnace abdomen, and ore reduction and raw material temperature rise occur.
  • the ore raw material layer gradually deforms while filling the gaps between the ore raw materials due to the temperature rise and the load from above, and in the blast furnace belly, the ventilation resistance is very large and gas hardly flows. Form a layer.
  • CO 2 reduction in the blast furnace can be realized by reducing reducing materials (coke, pulverized coal, natural gas, etc.) used in the blast furnace. In that case, it is important to improve the reduction efficiency of the ore layer. Become.
  • Non-Patent Document 1 As a method for improving the reduction efficiency of such an ore layer, for example, as shown in Non-Patent Document 1, it is known to reduce the thickness of the ore layer to reduce the unreduced ore.
  • the thickness of the ore layer when the thickness of the ore layer is reduced, the thickness of the coke layer is also reduced at the same time.
  • the airflow resistance increases in the cohesive zone where the ore softens and melts.
  • the ventilation resistance of the cohesive zone has a great influence on the air permeability of the entire blast furnace, and it has been empirically known that the stable operation of the blast furnace is hindered when the ventilation resistance of the cohesive zone increases. ing.
  • Non-Patent Document 2 shows that the lower limit layer thickness of the coke layer is about 190 mm as an average value in the blast furnace belly, and if the layer thickness is less than that, the ventilation resistance of the cohesive zone increases. It is shown that the stable operation of the blast furnace is hindered.
  • Patent Document 1 discloses that the coke charging amount is adjusted so that the average thickness of the coke layer per layer at the blast furnace throat is 60 cm (600 mm) or more, and the coke layer is locally thinned.
  • a blast furnace charge distribution control method that avoids stratification is disclosed.
  • the layer thickness of the coke layer in the blast furnace furnace part is generally the same as that in the blast furnace furnace part. It is about 2.2 times the thickness of the coke layer.
  • Patent Document 2 discloses a blast furnace operating method in which the coke layer thickness in the blast furnace abdomen is 250 mm or more in order to prevent an increase in ventilation resistance in the cohesive zone.
  • the average coke layer thickness in the blast furnace abdomen needs to be a certain level or more, and even in actual blast furnace operation, the average coke layer in the blast furnace abdomen
  • the current situation is that coke is charged with a thickness of at least about 190 mm and, depending on conditions, at least 250 mm.
  • Patent Document 4 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, so that a coke normal charging batch and a coke central charging batch are used. And three batches for mixing and charging are performed simultaneously.
  • Patent Document 5 in order to prevent instability of the cohesive zone shape in blast furnace operation and decrease in gas utilization rate near the center, and to improve safety operation and thermal efficiency, the raw material charging method in the blast furnace is In addition, after all ore and all coke are thoroughly mixed, they are charged into the furnace.
  • Patent Document 6 as a means of enjoying the reactivity improvement effect by mixed coke, by mixing high reaction coke and ore having a low reduction rate measured by JIS M 8713, so-called JIS reduction rate, A technique for improving the reactivity of a blast furnace by reacting a low-reactive ore with high efficiency is disclosed.
  • the gas flow in the blast furnace is measured using an apparatus that simulates the blast furnace cohesive zone. It needs to be reproduced accurately.
  • the blast furnace cohesive zone is composed of two layers of an ore fusion layer having a very high ventilation resistance because it softens and shrinks and a coke layer that does not soften and shrink and has a low ventilation resistance. Therefore, the gas flowing through the cohesive zone flows sideways in the coke layer. Therefore, in order to simulate the gas flow in the blast furnace cohesive zone, it is necessary to reproduce the gas flow in the lateral direction.
  • Patent Document 7 a sample heating furnace and a gas heating unit having a sample filling container in which iron ore and / or sintered ore and coke can be filled.
  • a reactor simulating a blast furnace cohesive zone having a structure in which a furnace is arranged in parallel and the gas heated in the gas heating furnace flows horizontally from the sample packed bed in the sample packed container. Disclosed.
  • the reactor simulating this blast furnace cohesive zone has a structure in which gas is circulated from the horizontal direction to the sample packed bed and a load is applied to the ore in the vertical direction. And by setting it as such a structure, the gas flow of the horizontal direction in a blast furnace cohesive zone which could not be reproduced with the apparatus (for example, patent documents 8 and nonpatent literature 3) which simulated the conventional blast furnace cohesive zone, In other words, the gas flow in the vicinity of the cohesive zone can be accurately reproduced, and this makes it possible to measure the ventilation resistance of the blast furnace cohesive zone in accordance with the actual machine.
  • the present invention makes use of the above-mentioned reaction apparatus to elucidate the gas permeability control factor of the cohesive zone in the blast furnace abdomen, which could not be clarified in the past, and by performing the optimum layer structure design, It aims at providing the raw material charging method to a blast furnace which can implement
  • the inventors used a reactor simulating the blast furnace cohesive zone disclosed in Patent Document 7, and used the blast furnace charging material in the blast furnace without mixing coke with the ore raw material.
  • the thickness of the coke layer and the ore layer was changed variously, and the gas flow in the vicinity of the cohesive zone and the ventilation resistance of the cohesive zone were studied earnestly.
  • the coke layer and the mixed layer of coke and ore raw material are used.
  • the gist configuration of the present invention is as follows. 1. A raw material charging method to a blast furnace in which ore raw materials and coke blast furnace charging raw materials are charged into the blast furnace using a turning chute, The coke charged into the blast furnace is not mixed with the ore raw material as a coke layer and ore layer, or a part of the coke charged into the blast furnace is mixed with the ore raw material to obtain a coke layer and coke.
  • the blast furnace charging raw material shall be charged into the blast furnace,
  • the ratio between the minimum thickness of the coke layer in the blast furnace belly and the arithmetic average particle size of the coke is expressed by the following formula (1) or A raw material charging method into a blast furnace, wherein the average layer thickness of the coke layer in the blast furnace abdomen is controlled to 190 mm or less while being controlled within the range shown in (2).
  • Lc min / Dc ⁇ 2 When charging the blast furnace into the blast furnace without mixing coke and ore materials: Lc min / Dc ⁇ 2 (1) When mixing a part of coke with ore raw material and charging the blast furnace charging material into the blast furnace: Lc min / Dc ⁇ -0.0063C mix +2 (2)
  • C mix is the coke mixing ratio (kg / t) in the mixed layer
  • Lc min is the minimum layer thickness (mm) in the blast furnace belly of the coke layer charged into the furnace per charge
  • Dc is the coke Arithmetic mean particle size (mm).
  • blast furnace charging material to the ventilation resistance at 1400 ° C. in the case of charging in the blast furnace coke layer thickness Lc and the arithmetic average particle diameter of the coke D C And the ratio (Lc / D C ).
  • invasion form of the molten ore to the coke layer in a cohesion zone (a) is a case where the layer thickness of a coke layer is thick, (b) is a case where the layer thickness of a coke layer is thin.
  • FIG. 1 It is a schematic diagram which shows the raw material charging state in a blast furnace.
  • FIG. 1 shows a schematic diagram of the apparatus used in this experiment.
  • reference numeral 1 denotes a sample heating furnace, and the sample heating furnace 1 includes a sample filling container 2 and a heating device 3 therein.
  • sample filling container 2 In the sample filling container 2, a sample filling layer 6 in which the coke layer 4 and the ore layer 5 are filled in layers is formed.
  • the temperature of the sample packed layer 6 can be controlled by the heating device 3.
  • Reference numeral 7 denotes a gas heating furnace, and the gas heating furnace 7 also includes a heating device 8 therein.
  • 9 is a gas mixer
  • 10 is a gas distribution pipe
  • 11 is a pressure gauge
  • 12 is a thermocouple
  • 13 is a holding plate
  • 14 is a pedestal
  • 15 is a connecting rod.
  • This connecting rod is made of graphite or metal. It is.
  • Reference numeral 16 denotes a load means, and a weight is used here. The weight 16 applies a load simulating the inside of the blast furnace to the sample packed layer 6.
  • this measuring apparatus has the greatest feature in that the sample heating furnace 1 and the gas heating furnace 7 are arranged in parallel. That is, because of the parallel arrangement, the gas heated in the gas heating furnace 7 penetrates into the sample heating furnace 1 from the lateral direction. As a result, the invading heated gas enters the sample in the sample filling container 1. Since the packed bed 6 flows horizontally, the lateral gas flow in the blast furnace cohesive zone can be reproduced.
  • the thickness of the coke layer and the ore layer was changed variously, and the ventilation resistance of the cohesive zone was measured.
  • Table 1 shows the experimental conditions.
  • the gas flow rate was also changed so that the initial gas flow rate per unit volume was constant.
  • the thickness of each layer was adjusted so as to be almost constant regardless of the location.
  • FIG. 2 shows the measurement results of the airflow resistance at 1400 ° C. plotted against the ratio between the coke layer thickness and the arithmetic average particle size of the coke.
  • the coke layer thickness is Lc (mm)
  • the arithmetic average particle size of the coke is Dc (mm).
  • 1400 ° C. is a typical temperature of the cohesive zone in the operating blast furnace. From the figure, it can be seen that when the ratio (Lc / Dc) between the coke layer thickness and the arithmetic average particle size of the coke is less than 2, the airflow resistance increases rapidly.
  • the inventors consider the reason why the airflow resistance rapidly increases when the ratio between the coke layer thickness and the arithmetic average particle size of the coke is less than 2, as follows. That is, as shown in FIGS. 3 (a) and 3 (b), in the cohesive zone, when the layer thickness of the coke layer 4 is smaller than when the coke layer 4 is thick, the molten ore per unit thickness. The number of interfaces between the layer 21a and the coke layer 4 increases.
  • the molten ore enters the coke layer from each interface, when the coke layer is thin, the relative infiltration thickness of the molten ore into the coke layer increases. For this reason, the portion where gas easily flows in the coke layer is reduced, and the ventilation resistance is increased.
  • reference numeral 21b denotes an intrusion layer of molten ore.
  • the coke layer has a thickness less than two coke particles, and a portion in which only one coke particle exists is generated.
  • the coke particles are encapsulated by the ore melted from above and below, the gas flow in the lateral direction is blocked at this portion. Therefore, the inventors believe that when the ratio between the coke layer thickness and the arithmetic average particle size of the coke is less than 2, the airflow resistance rapidly increases.
  • the blast furnace charging material when charging the blast furnace charging material into the blast furnace as the coke layer and the ore layer without mixing the coke and the ore raw material, it is charged into the furnace per charge.
  • the ratio between the minimum thickness of the coke layer and the arithmetic average particle size of the coke in the blast furnace belly is determined to satisfy the relationship of the following formula (1). It is. Lc min / Dc ⁇ 2 (1)
  • Lc min is the minimum layer thickness (mm) in the blast furnace belly of the coke layer charged into the furnace per charge
  • Dc is the arithmetic average particle size (mm) of the coke.
  • the upper limit of the ratio between the minimum thickness of the coke layer and the arithmetic average particle size of the coke in the blast furnace belly is not particularly limited, but from the viewpoint of reducing the average thickness of the coke layer as much as possible, it is 4 or less. It is preferable that
  • the coke and the ore raw material are mixed by controlling the ratio between the minimum thickness of the coke layer and the arithmetic average particle size of the coke in the range of the above formula (1).
  • the average thickness of the coke layer in the blast furnace belly which has been considered to be the lower limit in the past, specifically to 190 mm or less.
  • the ratio of the minimum coke layer thickness to the arithmetic average particle size of the coke in the blast furnace belly must be 2 or more, the lower limit of the average coke layer thickness in the blast furnace belly is about 180 mm. Is realistic.
  • the arithmetic average particle size of coke is not particularly limited, but is preferably in the range of 20 to 60 mm.
  • the arithmetic average particle diameter of the coke here is obtained by obtaining a product of coke mass remaining on each sieve and the product of the sieve by applying a randomly extracted amount of coke to the sieve in descending order. It was determined by dividing the sum of products by the total mass of coke sieved. That is, the arithmetic mean particle size of the coke D (m), coke mass of the total mass of coke sieved remaining M (kg), the sieve of the i-th sieve d i (m), the i-th sieve Where m i (kg) and n is the number of sieves, the arithmetic average particle diameter D of the coke can be expressed as:
  • the coke mixing ratio is C mix (kg / t), and the average thickness of the coke layer charged into the furnace per charge in the blast furnace belly is Lc ave (mm).
  • the coke mixing ratio C mix (kg / t) here means the amount of coke (kg) in the mixed layer when producing hot metal 1t.
  • Example 2 In this experiment, a coke layer and a mixed layer in which coke and ore raw materials were mixed were formed, and the airflow resistance of the cohesive zone was measured using the above apparatus.
  • the coke mixing ratio is 0 kg / t (no mixing of ore raw materials and coke), 80 kg / t, 160 kg / t, and 230 kg / t.
  • coke layer thickness and arithmetic average grain of coke Various ratios with the diameter were changed.
  • the coke layer thickness is Lc (mm)
  • the arithmetic average particle size of the coke is Dc (mm).
  • the thickness of each layer was adjusted so as to be almost constant regardless of the location.
  • the amount of coke required for producing hot metal 1t was constant (320 kg / t).
  • the arithmetic average particle size of the coke used was 10 mm in all cases.
  • the gas flow rate was also changed so that the initial gas flow rate per unit volume was constant.
  • FIG. 4 shows the measurement results of the airflow resistance at 1400 ° C. at each coke mixing ratio, plotted against the ratio (Lc / Dc) between the thickness Lc of the coke layer and the arithmetic average particle diameter Dc of the coke. From the figure, it can be seen that at any coke mixing ratio, the airflow resistance increases as the ratio (Lc / Dc) between the coke layer thickness Lc and the arithmetic average particle diameter Dc of the coke decreases.
  • the value of ventilation resistance when the ratio of the coke layer thickness Lc to the arithmetic average particle diameter Dc of coke is 2 (about 22 kPa / m) when the ore raw material and coke are not mixed.
  • the value of Lc / Dc when reaching this ventilation resistance value was obtained for each coke mixing ratio.
  • the obtained Lc / Dc values are plotted against the coke mixing ratio C mix and are shown in FIG. From the figure, the ratio (Lc / Dc) between the coke layer thickness Lc and the arithmetic average particle diameter Dc of the coke when reaching the standard ventilation resistance value can be approximated by a straight line with respect to the coke mixing ratio C mix . I understand.
  • the ratio of the coke layer thickness to the arithmetic average particle size of the coke is less than 2, If it is in the range of the expression (2), the airflow resistance is ensured because the shrinkage of the softened ore layer is suppressed by the aggregate effect by the mixed coke, so that the penetration of the molten slag into the ore layer is eased. Therefore, the inventors think that the air permeability is improved.
  • the average layer thickness Lc ave of the coke layer in the blast furnace abdomen in the actual blast furnace is related to the minimum layer thickness Lc min of the coke layer in the blast furnace abdomen and the arithmetic average particle diameter Dc of the coke.
  • Lc ave 50 (Lc min / Dc) +80
  • the coke mixing ratio to be mixed with the ore raw material is preferably 80 kg / t or more.
  • the upper limit of the coke mixing ratio mixed with the ore raw material is about 230 g / t.
  • reference numeral 22 is a blast furnace
  • 22a is a blast furnace throat
  • 22b is a blast furnace belly
  • 23a to 23c are furnace bunkers
  • 23d is a central coke layer
  • 23e is a peripheral coke layer
  • 23f is a boundary portion
  • 24 is a collecting hopper.
  • 25 is a bell-less charging device
  • 26 is a turning chute
  • 27 is a tuyered air duct.
  • only the coke is stored in the furnace top bunker 23a, and only the ore raw material is stored in the furnace top bunker 23c.
  • raw material charging in the swirl chute blast furnace is performed by alternately charging ore raw materials and coke with the swirl chute 26. Then, the coke layer 4 and the ore layer 5 are deposited in layers.
  • the raw material charging destination of the swirl chute 26 was set as the inner peripheral portion of the furnace wall of the blast furnace 22, and only the coke was charged.
  • a peripheral coke layer 23e is formed on the inner periphery of the furnace wall. Can be used to form a central coke layer 23d in the axial center of the blast furnace.
  • the coke layer 7 is formed at the boundary 23f between the central coke layer 23d and the peripheral coke layer 23e.
  • the layer thickness is minimized (t min ).
  • the layer thickness of the coke layer in the blast furnace furnace port portion 22a is generally: It is about 2.2 times the thickness of the coke layer in the blast furnace belly 22b.
  • the amount of coke charged into the furnace per charge is determined from the average layer thickness of the coke layer in the target blast furnace core, and the boundary between the central coke layer and the peripheral coke layer where the layer thickness of the coke layer is minimized. If the charging amount is adjusted so as to be about 2.2 times the target coke layer thickness at the blast furnace belly, the target coke layer thickness at the blast furnace belly can be obtained.
  • the raw material charging into the swirl chute type blast furnace includes, for example, charging only the coke from the furnace top bunker 23a, The coke charging and the ore charging from 23a and 23c are performed alternately, and in the furnace, the coke layer 4 and the mixed layer 5 in which coke and ore raw materials are mixed alternately It is deposited in layers.
  • the raw material charging destination of the swivel chute 26 is set as the inner peripheral portion of the furnace wall of the blast furnace 22, and only the coke is charged.
  • a peripheral coke layer 23e is formed on the inner periphery of the furnace wall, and then the coke is supplied from the furnace top bunker 23a with the raw material charging destination of the swivel chute 26 as the axial center of the blast furnace.
  • the coke layer 4 has a minimum thickness at the boundary 23f between the central coke layer 23d and the peripheral coke layer 23e ( t min ).
  • the thickness of the coke layer in the blast furnace furnace port portion 22a is This is about 2.2 times the thickness of the coke layer in the furnace section 22b. Therefore, the average layer thickness of the coke layer in the target blast furnace belly is set from the coke mixing ratio mixed with the ore raw material, and the layer thickness of the coke layer in the blast furnace throat is the coke layer in the set blast furnace belly.
  • the raw material charging method of the present invention can be applied to an actual blast furnace by adjusting the amount of coke charged so as to be about 2.2 times the average layer thickness.
  • Example 1 the coke charged into the blast furnace is charged into the furnace as a coke layer and an ore layer without mixing with the ore raw material.
  • the ratio of the minimum thickness of the coke layer and the arithmetic average particle size of the coke in the blast furnace abdomen is varied with the same output ratio.
  • the operation results in were compared.
  • the results are shown in Table 2.
  • the output ratio is a value obtained by dividing the daily output (t / d) of the blast furnace by the furnace volume (m 3 ).
  • the reducing material ratio, the coke ratio, and the pulverized coal ratio are the amount of reducing material, the amount of coke, and the amount of pulverized coal (kg / t) used when producing hot metal 1t.
  • Example 1 the pressure loss was comparable to that of the conventional example, and no increase in ventilation resistance was observed.
  • Example 1 compared with the conventional example, the average thickness of the coke layer, and hence the thickness of the ore layer, is greatly reduced, and the reduction efficiency can be improved by reducing the reducing material ratio at the same time. I was able to.
  • Comparative Example 1 the ratio between the minimum thickness of the coke layer and the arithmetic average particle size of the coke in the blast furnace abdomen is less than 2, so the pressure loss increases and the ventilation resistance increases compared to the conventional example. did.
  • Example 2 In this example, a part of the coke charged into the blast furnace is mixed with the ore raw material and charged into the furnace as a coke layer and a mixed layer of coke and ore raw material.
  • the coke mixing ratio mixed with the ore raw material at the same output ratio and the average layer thickness of the coke layer in the blast furnace abdomen are variously changed. The operation results in each case were compared. The obtained results are shown in Table 3.
  • the output ratio is a value obtained by dividing the daily output (t / d) of the blast furnace by the furnace volume (m 3 ).
  • the reducing material ratio, the coke ratio, and the pulverized coal ratio are the amount of reducing material, the amount of coke, and the amount of pulverized coal (kg / t) used when producing hot metal 1t.
  • Example 3 The coke mixing ratio was variously changed under the conditions shown in Table 4, and the operation results in each case were compared.
  • Table 4 shows the obtained results.
  • the conditions are the same as those of Invention Example 2 of Example 2 except for the conditions shown in Table 4.
  • Invention Examples 5 and 6 with a coke mixing ratio of 80 kg / t or more have a further reduced pressure loss and better air permeability than Invention Example 4 with a coke mixing ratio of 60 kg / t. You can see that Moreover, the coke ratio was also reduced, and a further reduction in the reducing material ratio could be realized.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • General Engineering & Computer Science (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)

Abstract

　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への原料装入方法であって、高炉内に装入されるコークスを鉱石類原料と混合せずにコークス層および鉱石層として、または、高炉内に装入されるコークスの一部を鉱石類原料と混合し、コークス層およびコークスと鉱石類原料の混合層として、該高炉装入原料を高炉内へ装入するものとし、１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層が高炉炉腹部に到達したとき、該高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比を適正に制御するとともに、該高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚を190mm以下に制御することにより、安定した高炉操業と、鉱石層の薄層化による還元効率の向上とを同時に実現する。

Description

高炉への原料装入方法
　本発明は、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。特に鉄鋼業においては、ＣＯ2排出量の約７０％が高炉によるものであることから、高炉におけるＣＯ2排出量の低減が求められている。
　高炉では、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交互に層状に装入し、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から高炉炉腹部へと降下し、鉱石の還元と原料の昇温が起こる。そして、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、高炉炉腹部においては、通気抵抗が非常に大きくガスが殆ど流れない、いわゆる融着層を形成する。
　ここで、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）の削減により実現できるが、その場合には、鉱石層の還元効率を向上させることが重要となる。
　このような鉱石層の還元効率を向上させる方法として、例えば、非特許文献１に示されるように、鉱石層の層厚を低減して、未還元の鉱石を減少させることが知られている。
　一方、鉱石層の層厚を低減する場合には、コークス層の層厚も同時に減少することになる。しかし、コークス層の層厚が減少すると、鉱石が軟化溶融する融着帯において、通気抵抗が上昇する。ここで、融着帯の通気抵抗は、高炉全体の通気性に大きく影響しており、この融着帯の通気抵抗が上昇すると、高炉の安定操業が阻害されることが、経験的に知られている。
　そこで、高炉内、特に融着帯の通気抵抗の上昇を防止して、高炉の安定操業を実現すべく、コークス層の下限層厚についても、種々検討が行われている。
　たとえば、非特許文献２には、コークス層の下限層厚を高炉炉腹部における平均値で190mm程度とすることが示されており、それ以下の層厚では、融着帯の通気抵抗が上昇して、高炉の安定操業が阻害されることが示されている。
　また、特許文献１には、高炉炉口部での１層あたりのコークス層の平均層厚が60cm（600mm）以上となるようにコークス装入量を調整して、コークス層の局所的な薄層化を回避する高炉装入物分布制御方法が開示されている。
　なお、原料を装入する高炉炉口部と融着帯が形成される高炉炉腹部とでは、内径が異なるため、高炉炉口部におけるコークス層の層厚は、一般的に、高炉炉腹部におけるコークス層の層厚の2.2倍程度となる。
　さらに、特許文献２には、融着帯における通気抵抗上昇を防止するため、高炉炉腹部におけるコークス層厚を250mm以上とする高炉操業法が開示されている。
　以上述べたとおり、安定した高炉操業を行うには、高炉炉腹部における平均コークス層厚を一定以上とする必要があると考えられており、実際の高炉操業においても、高炉炉腹部における平均コークス層厚を少なくとも190mm程度、条件によっては250mm以上確保して、コークスの装入を行っているのが現状である。
　一方、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も知られており、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３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４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５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。
　加えて、特許文献６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 M 8713により測定される還元率、いわゆるJIS還元率の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。
　このように、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、鉱石層にコークスを混合する場合においても、融着帯の通気抵抗を確保するために必要となるコークス層の層厚については、必ずしも明確にはなっていないのが現状である。
特開平7-18310号公報 特開平6-136414号公報 特開平3－211210号公報 特開2004－107794号公報 特開昭55－079810号公報 特開昭64－036710号公報 特願2013-264319号明細書 特開平8-189926号公報
材料とプロセス 63巻 894頁（2000年） 鉄と鋼 87巻5号 342-349頁（2001年） 鉄と鋼 79巻8号 927-933頁（1993年）
　ところで、前述した高炉炉腹部における融着帯の通気抵抗を実際の操業時に測定することは極めて困難であるため、その評価には、高炉融着帯を模擬した装置において、高炉内のガス流れを正確に再現する必要がある。
　ここで、高炉融着帯は軟化収縮するため通気抵抗が非常に大きい鉱石融着層と、軟化収縮せず通気抵抗が小さいコークス層の２層で構成される。従って、融着帯を流れるガスは、コークス層を横向きに流れる。それ故、高炉融着帯におけるガス流れを模擬するには、横方向のガス流れを再現する必要がある。
　これを達成するものとして、発明者らは、先に、特許文献７において、「鉄鉱石および／または焼結鉱ならびにコークスを充填することができる試料充填容器を内部に有する試料加熱炉と気体加熱炉とを並列配置とし、該気体加熱炉において加熱された気体を該試料充填容器内の試料充填層に対し横方向から水平に流通する構造になる高炉融着帯を模擬した反応装置。」を開示した。
　この高炉融着帯を模擬した反応装置は、試料充填層に対し水平方向からガスを流通すると共に、鉱石に対しては鉛直方向に荷重を付加する構造となっている。そして、このような構造とすることで、従来の高炉融着帯を模擬した装置（例えば、特許文献８や非特許文献３）では再現できなかった、高炉融着帯における横方向のガス流れ、つまり融着帯近傍のガス流れを精度良く再現することが可能となり、これにより、実機に則した高炉融着帯の通気抵抗の測定が可能となった。
　本発明は、上記の反応装置を活用して、従来解明することができなかった高炉炉腹部における融着帯のガス通気性支配因子を解明し、最適な層構造設計を行うことにより、安定した高炉操業と、鉱石層の薄層化による還元効率の向上とを同時に実現し得る、高炉への原料装入方法を提供することを目的とする。
　さて、発明者らは、上記の目的を達成するため、特許文献７で開示した高炉融着帯を模擬した反応装置を用い、コークスを鉱石類原料と混合せずに高炉装入原料を高炉内へ装入する場合について、コークス層および鉱石層の層厚を種々変化させて、融着帯近傍におけるガス流れ、さらには当該融着帯の通気抵抗について、鋭意検討を重ねた。
　また、コークスの一部を鉱石類原料と混合して高炉装入原料を高炉内へ装入する場合についても、コークス層およびコークスと鉱石類原料の混合層（以下、混合層ともいう）の層厚を種々変化させて、融着帯近傍におけるガス流れ、さらには当該融着帯の通気抵抗について、鋭意検討を重ねた。
　その結果、従来下限と考えられていたコークス層の平均層厚を下回る場合であっても、コークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比を調整して、最低限の層厚を確保してやれば、融着帯におけるガスの通気性は確保され、高炉の安定操業が可能になるとの知見を得た。また、上記のようにコークス層の層厚を低減することで、鉱石層や混合層も薄層化され、結果として、還元効率の向上も同時に実現できるとの知見を得た。
　さらに、コークスの一部を鉱石類原料との混合層として装入する場合における融着帯のガス通気性は、混合層中におけるコークス混合比と、コークス層の層厚にも影響を受けており、これらの関係を適正に制御することによって、より安定した高炉操業とコークス量の低減とを同時に実現できるとの知見を得た。
　本発明は、上記の知見に基づき、さらに検討を加えた末に完成されたものである。
　すなわち、本発明の要旨構成は次のとおりである。
１．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への原料装入方法であって、
　高炉内に装入されるコークスを鉱石類原料と混合せずにコークス層および鉱石層として、または、高炉内に装入されるコークスの一部を鉱石類原料と混合し、コークス層およびコークスと鉱石類原料の混合層として、該高炉装入原料を高炉内へ装入するものとし、
　１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層が高炉炉腹部に到達したとき、該高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比を、次式（１）または（２）に示す範囲に制御するとともに、該高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚を190mm以下に制御する、高炉への原料装入方法。
　コークスと鉱石類原料を混合せずに、高炉装入原料を高炉内へ装入する場合：
　　　　　　　Ｌcmin／Ｄc ≧ 2　　　　　　　　　（１）
　コークスの一部を鉱石類原料と混合して、高炉装入原料を高炉内へ装入する場合：
　　　　　　　Ｌcmin／Ｄc ≧ －0.0063Ｃmix＋2    （２）
　ここで、Ｃmixは混合層中のコークス混合比（kg/t）、Ｌcminは１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層の高炉炉腹部における最小層厚（mm）、Ｄcはコークスの算術平均粒径（mm）である。
２．前記１に記載の高炉への原料装入方法であって、
　高炉内に装入されるコークスの一部を鉱石類原料と混合し、コークス層およびコークスと鉱石類原料の混合層として、前記高炉装入原料を高炉内へ装入する場合に、
　１チャージ当たり炉内に装入される前記コークス層の高炉炉腹部における平均層厚を、該混合層中におけるコークス混合比に応じて、次式（３）に示す範囲に制御する、高炉への原料装入方法。
　　　　　　　Ｌcave ≧ 50×（－0.0063Ｃmix＋2）＋80　　（３）
　ここで、Ｃmixはコークス混合比（kg/t）、Ｌcaveは１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層の高炉炉腹部における平均層厚（mm）である。
３．前記コークス混合比Ｃmixが80kg/t以上である、前記２に記載の高炉への原料装入方法。
　本発明によれば、安定した高炉操業と、還元効率の向上とを同時に達成することが可能となる。また、コークスの一部を鉱石類原料と混合して高炉装入原料を高炉内へ装入する場合には、コークス量が低減され、CO2排出量の削減も可能となる。
高炉融着帯を模擬した反応装置を示す模式図である。 コークスと鉱石類原料を混合せずにコークス層および鉱石層として、高炉装入原料を高炉内に装入する場合の1400℃における通気抵抗を、コークス層厚Ｌcとコークスの算術平均粒径ＤCとの比（Ｌc／ＤC）に対してプロットしたものである。 融着帯におけるコークス層への溶融した鉱石の侵入形態を示す模式図であり、（ａ）はコークス層の層厚が厚い場合、（ｂ）はコークス層の層厚が薄い場合である。 各コークス混合比における1400℃での通気抵抗を、コークス層厚Ｌcとコークスの算術平均粒径ＤCとの比（Ｌc／ＤC）に対してプロットした図である。 基準となる通気抵抗値に到達するときのコークス層厚Ｌcとコークスの算術平均粒径ＤCとの比（Ｌc／ＤC）を、コークス混合比Ｃmixに対してプロットした図である。 高炉実機における高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚Ｌcminとコークスの算術平均粒径ＤCとの比（Ｌcmin／Ｄc）と、高炉炉腹部のコークス層の平均層厚Ｌcaveとの関係を示す図である。 高炉内での原料装入状態を示す模式図である。
　以下、本発明を具体的に説明する。
　まず、コークスと鉱石類原料を混合せずにコークス層および鉱石層として、高炉装入原料を高炉内に装入する場合に、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比を適正にする必要性を知るに至った実験（実験１）について、説明する。
（実験１）
　図１に、この実験に用いた装置の概略図を示す。図中、符号１は試料加熱炉であり、この試料加熱炉１はその内部に試料充填容器２および加熱装置３をそなえている。また、試料充填容器２内には、コークス層４および鉱石層５を層状に充填した試料充填層６が形成されている。そして、試料充填層６の温度は、加熱装置３によりコントロールできる。
　７は気体加熱炉であり、この気体加熱炉７もその内部に加熱装置８をそなえている。なお、９はガス混合器、10はガス流通用の配管、11は圧力計、12は熱電対、13は押え板、14は台座、15は接続棒であり、この接続棒は黒鉛または金属製である。そして、16が負荷手段であり、ここでは錘を用いている。そして、この錘16により、高炉内を模擬した荷重を試料充填層６に付加している。
　また、この測定装置は、図示したように、試料加熱炉１と気体加熱炉７とを並列配置としたところに最大の特徴がある。すなわち、並列配置としたが故に、気体加熱炉７で加熱された気体は、試料加熱炉１内に横方向から侵入することになり、その結果、侵入した加熱気体は試料充填容器１内の試料充填層６を水平に流れることから、高炉融着帯における横方向のガス流れを再現できるのである。
　さらに、この測定装置では、台座14上に錘16を載せることにより、接続棒15および押え板13を介して、操業条件に応じた一定の荷重を試料充填層に付加することができ、このため、上記した水平方向のガス流れと相まって、高炉融着帯における層構造を反映した通気抵抗の評価が可能となるのである。
　ここで、この実験では、上記の装置を用い、コークス層および鉱石層の層厚を種々変化させて、融着帯の通気抵抗を測定した。実験条件を表１に示す。
　なお、コークス層の層厚を変えた場合には、初期の単位体積あたりのガス流通量が一定となるようにガス流量も併せて変更した。また、各層の厚みを、場所によらずほぼ一定となるように調整した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　図２に、1400℃での通気抵抗の測定結果を、コークス層厚とコークスの算術平均粒径との比に対してプロットして示す。ここで、コークス層厚をＬc（mm）、コークスの算術平均粒径をＤc（mm）とする。なお、1400℃は、操業中の高炉における融着帯の代表的な温度である。
　同図より、コークス層厚とコークスの算術平均粒径との比（Ｌc／Ｄｃ）が２未満になると、通気抵抗が急激に上昇することがわかる。
　ここに、コークス層厚とコークスの算術平均粒径との比が２未満になると、通気抵抗が急激に上昇する理由について、発明者らは、次のように考えている。
　すなわち、図３（ａ）および（ｂ）に示すように、融着帯では、コークス層４の層厚が厚い場合に比べ、コークス層４の層厚が薄くなると、単位厚み当たりにおいて、溶融鉱石層21aとコークス層４とが接する界面数が増加する。ここで、溶融した鉱石は、それぞれの界面からコークス層へ浸入していくため、コークス層が薄い場合、溶融した鉱石のコークス層への相対的な浸入厚さが増加する。このため、コークス層中にガスが容易に流れる部分が減少して、通気抵抗が上昇する。図３中、符号21bは、溶融した鉱石の侵入層である。
　特に、コークス層厚とコークスの算術平均粒径との比が２未満である場合、コークス層はコークス粒子２個分未満の層厚となり、コークス粒子が１個しか存在しない部分が生じることとなる。この場合、このコークス粒子が、上下より溶融した鉱石によって包み込まれるため、この部分で横方向のガス流れが閉塞されることになる。
　それ故、コークス層厚とコークスの算術平均粒径との比が２未満になると、通気抵抗が急激に上昇するものと発明者らは考えている。
　以上の実験結果から、本発明では、コークスと鉱石類原料を混合せずにコークス層および鉱石層として、高炉装入原料を高炉内へ装入する場合、１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層が高炉炉腹部に到達したとき、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比が次式（１）の関係を満足するように装入することとしたのである。
　　　　　　　Ｌcmin／Ｄc ≧ 2　　　　　　　　　（１）
　ここで、Ｌcminは１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層の高炉炉腹部における最小層厚（mm）、Ｄcはコークスの算術平均粒径（mm）である。
　また、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比の上限は特に限定されるものではないが、コークス層の平均層厚を極力低減する観点からは、４以下とすることが好ましい。
　このように、本発明では、上記した（１）式の範囲に高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比を制御することで、コークスと鉱石類原料を混合せずに装入する場合に、従来下限と考えられていた高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚をさらに低減すること、具体的には190mm以下とすることが可能になる。
　ただし、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比を２以上とする必要があるため、高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚の下限値としては、180mm程度が現実的である。
　なお、コークスの算術平均粒径は特に限定されるものではないが、20～60mmの範囲とすることが好適である。
　また、ここでいうコークスの算術平均粒径は、無作為に抽出した一定量のコークスを篩目の大きい順に篩にかけ、それぞれの篩に残留したコークス質量とその篩目の積を求め、求めた積の和を篩にかけたコークスの全質量で除することにより求めた。
　すなわち、コークスの算術平均粒径をＤ（ｍ）、篩にかけたコークスの全質量をＭ（ｋｇ）、ｉ番目の篩の篩目をｄi（ｍ）、ｉ番目の篩に残留したコークス質量をｍi（ｋｇ）、篩の数をｎとすると、コークスの算術平均粒径Ｄは次式のように表すことができる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-M000001
　次に、コークスの一部を鉱石類原料と混合して高炉装入原料を高炉内へ装入する場合に、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比を適正にする必要性を知るに至った実験（実験２）について説明する。また、この場合に、融着帯のガス通気性を支配する、混合層中におけるコークス混合比とコークス層の層厚との関係、具体的には、混合層中におけるコークス混合比と、１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層の高炉炉腹部における平均層厚との関係を見出すに至った点ついても、説明する。
　なお、ここでは、コークス混合比をＣmix（kg/t）、１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層の高炉炉腹部における平均層厚をＬcave（mm）とする。また、ここでいうコークス混合比Ｃmix（kg/t）とは、溶銑１ｔを製造する際の混合層中におけるコークス量（kg）を意味する。なお、この実験でも、上述した図１の装置と同じものと用いた。
（実験２）
　この実験では、コークス層と、コークスと鉱石類原料とを混合した混合層を形成し、上記の装置を用いて、融着帯の通気抵抗を測定した。その際、コークス混合比は０kg/t（鉱石類原料とコークスの混合なし）、80kg/t、160kg/t、230kg/tとし、各コークス混合比にて、コークス層厚とコークスの算術平均粒径との比を種々変化させた。ここで、コークス層厚をＬc（mm）、コークスの算術平均粒径をＤc（mm）とする。また、各層の厚みを、場所によらずほぼ一定となるように調整した。
　なお、この実験では、溶銑１ｔを製造する際に必要となるコークス量、いわゆるコークス比は一定（320kg/t）とした。また、使用したコークスの算術平均粒径は、いずれも10mmであった。さらに、コークス層の層厚を変えた場合には、初期の単位体積あたりのガス流通量が一定となるようにガス流量も併せて変更した。
　図４に、各コークス混合比における1400℃での通気抵抗の測定結果を、コークス層の層厚Ｌcとコークスの算術平均粒径Ｄcとの比（Ｌc／Ｄc）に対してプロットして示す。
　同図より、いずれのコークス混合比であっても、コークス層の層厚Ｌcとコークスの算術平均粒径Ｄcとの比（Ｌc／Ｄc）が小さくなるにつれ、通気抵抗が上昇することがわかる。
　特に、鉱石類原料とコークスの混合を行わない場合（混合比が０kg/tの場合）には、実験１でも示したように、コークス層の層厚Ｌcとコークスの算術平均粒径Ｄcとの比（Ｌc／Ｄc）が２未満になると、通気抵抗が急激に上昇することがわかる。
　そこで、鉱石類原料とコークスの混合を行わない場合における、コークス層厚Ｌcとコークスの算術平均粒径Ｄcとの比（Ｌc／Ｄc）が２のときの通気抵抗の値（約22kPa/m）を基準として、この通気抵抗値に到達するときのＬc／Ｄcの値を、各コークス混合比について求めた。求めたＬc／Ｄcの値を、コークス混合比Ｃmixに対してプロットして、図５に示す。
　同図より、基準となる通気抵抗値に到達するときのコークス層厚Ｌcとコークスの算術平均粒径Ｄcとの比（Ｌc／Ｄc）は、コークス混合比Ｃmixに対して、直線で近似できることがわかる。このことから、コークス層厚Ｌcとコークスの算術平均粒径Ｄcとの比（Ｌc／Ｄc）を、コークス混合比Ｃmixに対して、下式（２ａ）のように制御することで、所期した通気抵抗を確保できることがわかる。
　　　　　　　Ｌc／Ｄc ≧ －0.0063Ｃmix＋2    （２ａ）
　ただし、実機の高炉では、同じチャージで堆積されたコークス層であっても、位置によって層厚が異なる。このため、実機の高炉において十分な通気抵抗を確保するには、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚が上記した（２ａ）式の関係を満足することが重要となる。ここで、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚をＬcmin（mm）とすると、この関係は次式（２）のように表すことができる。
　　　　　　　Ｌcmin／Ｄc ≧ －0.0063Ｃmix＋2    （２）
　なお、コークスの一部を鉱石類原料と混合して高炉装入原料を高炉内へ装入する場合に、コークス層厚とコークスの算術平均粒径との比が２未満となっても、上掲式（２）の範囲であれば、通気抵抗が確保されるのは、混合コークスによる骨材効果により軟化鉱石層の収縮が抑制されるため、溶融スラグの鉱石層への浸透が緩和されることから、通気性が改善するため、と発明者らは考えている。
　また、図６に示すように、実機高炉における高炉炉腹部のコークス層の平均層厚Ｌcaveを、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚Ｌcminおよびコークスの算術平均粒径Ｄcとの関係で整理すると、ＬcaveとＬcmin／Ｄcとの間には相関性が見られ、これらの関係は次式（３ａ）のように表すことができる。
　　　　　　　Ｌcave ＝ 50（Ｌcmin／Ｄc）＋80　　（３ａ）
　上記した（２）式および（３ａ）式より、コークス混合比Ｃmixと、１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層の高炉炉腹部における平均層厚Ｌcaveとの関係式（３）が得られる。
　　　　　　　Ｌcave ≧ 50（－0.0063Ｃmix＋2）＋80　　（３）
　以上の実験結果から、コークスの一部を鉱石類原料と混合して高炉装入原料を高炉内へ装入する場合における、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比の適正な関係、さらには、コークス層の高炉炉腹部における平均層厚との好適な関係を見出すに至ったのである。
　なお、この場合についても、高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚Ｌcaveの上限は、コークス量を低減する観点から190mm以下とする。
　また、鉱石類原料と混合するコークス混合比としては、80kg/t以上とすることが好ましい。ただし、鉱石類原料と混合するコークス混合比の上限としては、230g/t程度である。
　次に、本発明の原料装入方法を、実機の旋回シュート方式の高炉に適用する場合の例について、図７に基づき説明する。
　図中、符号22は高炉、22ａは高炉炉口部、22ｂは高炉炉腹部、23ａ～23ｃは炉頂バンカー、23ｄは中心コークス層、23ｅは周辺コークス層、23ｆは境界部、24は集合ホッパー、25はベルレス式装入装置、26は旋回シュート、27は羽口の送風管である。
　なお、この例では、炉頂バンカー23ａにはコークスのみが、さらに炉頂バンカー23ｃには鉱石類原料のみが、それぞれ貯留されている。
　コークスを鉱石類原料を混合せずに装入する場合の旋回シュート方式の高炉における原料装入は、旋回シュート26によって鉱石類原料とコークスとを交互に装入することにより行っており、炉内ではコークス層４と鉱石層５とが交互に層状となって堆積されている。
　ここで、具体的なコークス層の装入手順の例としては、いわゆる順傾動方式により、まず、旋回シュート26の原料装入先を高炉22の炉壁内周部とし、コークスのみを装入した炉頂バンカー23ａからコークスを装入することによって、炉壁内周部に周辺コークス層23ｅを形成し、ついで旋回シュート26の原料装入先を高炉の軸心部として、炉頂バンカー23ａからコークスを装入することにより、高炉の軸心部に中心コークス層23ｄを形成する方法が挙げられる。
　このようにして中心コークス層23ｄと周辺コークス層23ｅからなるコークス層４を形成する場合、通常、図７に示すとおり、中心コークス層23ｄと周辺コークス層23ｅの境界部23ｆにおいて、コークス層７の層厚が最小（tmin）になる。
　ここで、原料を装入する高炉炉口部22ａと融着帯が形成される高炉炉腹部22ｂとでは、内径が異なるため、高炉炉口部22ａにおけるコークス層の層厚は、一般的に、高炉炉腹部22ｂにおけるコークス層の層厚の2.2倍程度となる。
　従って、目標とする高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚から１チャージ当たり炉内に装入するコークス量を決定し、コークス層の層厚が最小となる中心コークス層と周辺コークス層の境界部において、高炉炉腹部で目標とするコークス層厚の2.2倍程度となるように、装入量を調整してやれば、高炉炉腹部において目標とするコークス層の層厚が得られるのである。
　また、コークスの一部を鉱石類原料との混合層として装入する場合における旋回シュート方式の高炉への原料装入は、例えば、炉頂バンカー23ａからのコークスのみの装入と、炉頂バンカー23ａおよび23cからのコークス装入と鉱石装入の同時切り出しを交互に行うことにより実施しており、炉内では、コークス層４とコークスと鉱石類原料が混合された混合層５が、交互に層状となって堆積されている。
　ここで、コークス層の具体的な装入手順の例としては、いわゆる順傾動方式により、まず、旋回シュート26の原料装入先を高炉22の炉壁内周部とし、コークスのみを装入した炉頂バンカー23ａからコークスを装入することによって、炉壁内周部に周辺コークス層23ｅを形成し、ついで旋回シュート26の原料装入先を高炉の軸心部として、炉頂バンカー23ａからコークスを装入することにより、高炉の軸心部に中心コークス層23ｄを形成する方法が挙げられる。
　なお、このような装入手順でコークス層の装入を行った場合、やはり図７に示すとおり、中心コークス層23ｄと周辺コークス層23ｅの境界部23ｆにおいて、コークス層４の層厚が最小（tmin）になる。
　また、一般的に、原料を装入する高炉炉口部22ａと融着帯が形成される高炉炉腹部22ｂとでは、内径が異なるため、高炉炉口部22ａにおけるコークス層の層厚は、高炉炉腹部22ｂにおけるコークス層の層厚の2.2倍程度となる。
　従って、鉱石類原料と混合するコークス混合比から、目標とする高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚を設定し、高炉炉口部におけるコークス層の層厚が、設定した高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚の2.2倍程度となるように、コークス装入量を調整してやることで、本発明の原料装入方法を高炉実機へ適用することができる。
（実施例１）
　この例は、高炉内に装入されるコークスを鉱石類原料と混合せずにコークス層および鉱石層として炉内に装入した場合である。
　図７に示したような旋回シュート方式の高炉実機において、同一出銑比で、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比を種々変化させて、それぞれの場合における操業成績を比較した。結果を表２に示す。
　ここで、出銑比は、高炉の一日当たりの出銑量（t/d）を炉内容積（m3）で除した値である。また、還元材比、コークス比及び微粉炭比は、溶銑１ｔを製造する際に使用した還元材量、コークス量及び微粉炭量（kg/t）である。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　同表より、発明例１では、圧力損失が従来例と同等程度であり、通気抵抗の上昇は見られなかったことがわかる。また、発明例１では、従来例と比較して、コークス層の平均層厚、ひいては鉱石層の層厚も大幅に低減されており、還元材比の低減による還元効率の向上も同時に実現することができた。
　一方、比較例１は、高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比が２未満であるため、従来例と比べて圧力損失が増加して、通気抵抗が上昇した。
（実施例２）
　この例は、高炉内に装入されるコークスの一部を鉱石類原料と混合し、コークス層およびコークスと鉱石類原料の混合層として炉内に装入した場合である。
　図７に示したような旋回シュート方式の高炉実機において、同一出銑比で、鉱石類原料と混合するコークス混合比と、高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚を種々変化させて、それぞれの場合における操業成績を比較した。得られた結果を表３に示す。
　ここで、出銑比は、高炉の一日当たりの出銑量（t/d）を炉内容積（m3）で除した値である。また、還元材比、コークス比及び微粉炭比は、溶銑１ｔを製造する際に使用した還元材量、コークス量及び微粉炭量（kg/t）である。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
　同表より、発明例２および３では、圧力損失が小さく、十分な通気性を確保できていることがわかる。また、コークス比も低減しており、還元材比の低減も併せて実現することができた。
　一方、比較例２では、コークス層の高炉炉腹部における平均層厚が前記（１）式で規定した下限未満であるため、圧力損失が増加して、通気性が悪化した。また、比較例２は、通気性の悪化に伴い、コークス比も増大した。
（実施例３）
　表４の条件でコークス混合比を種々変化させて、それぞれの場合における操業成績を比較した。得られた結果を表４に示す。なお、表４に示す条件以外は、実施例２の発明例２と同じ条件である。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
　同表より、コークス混合比を80kg/ｔ以上とした発明例５および６では、コークス混合比を60kg/ｔとした発明例４に比べ、圧力損失が一層低下し、より良好な通気性が得られていることがわかる。また、コークス比も低減され、還元材比の一層の低減も実現することができた。
　１　　試料加熱炉
　２　　試料充填容器
　３　　加熱装置
　４　　コークス層
　５　　鉱石層
　６　　試料充填層
　７　　気体加熱炉
　８　　加熱装置
　９　　ガス混合器
　10　　ガス流通用の配管
　11　　圧力計
　12　　熱電対
　13　　押え板
　14　　台座
　15　　接続棒
　16　　負荷手段（錘）
　21ａ　溶融鉱石層
　21ｂ　溶融した鉱石の侵入層
　22　　高炉
　22ａ　高炉炉口部
　22ｂ　高炉炉腹部
　23ａ～23ｃ　炉頂バンカー
　23ｄ　中心コークス層
　23ｅ　周辺コークス層
　23ｆ　境界部
　24　　集合ホッパー
　25　　ベルレス式装入装置
　26　　旋回シュート
　27　　羽口の送風管

Claims (3)

  1. 　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への原料装入方法であって、
    　高炉内に装入されるコークスを鉱石類原料と混合せずにコークス層および鉱石層として、または、高炉内に装入されるコークスの一部を鉱石類原料と混合し、コークス層およびコークスと鉱石類原料の混合層として、該高炉装入原料を高炉内へ装入するものとし、
    　１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層が高炉炉腹部に到達したとき、該高炉炉腹部におけるコークス層の最小層厚とコークスの算術平均粒径との比を、次式（１）または（２）に示す範囲に制御するとともに、該高炉炉腹部におけるコークス層の平均層厚を190mm以下に制御する、高炉への原料装入方法。
    　コークスと鉱石類原料を混合せずに、高炉装入原料を高炉内へ装入する場合：
    　　　　　　　Ｌcmin／Ｄc ≧ 2　　　　　　　　　（１）
    　コークスの一部を鉱石類原料と混合して、高炉装入原料を高炉内へ装入する場合：
    　　　　　　　Ｌcmin／Ｄc ≧ －0.0063Ｃmix＋2    （２）
    　ここで、Ｃmixは混合層中のコークス混合比（kg/t）、Ｌcminは１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層の高炉炉腹部における最小層厚（mm）、Ｄcはコークスの算術平均粒径（mm）である。
  2. 　請求項１に記載の高炉への原料装入方法であって、
    　高炉内に装入されるコークスの一部を鉱石類原料と混合し、コークス層およびコークスと鉱石類原料の混合層として、前記高炉装入原料を高炉内へ装入する場合に、
    　１チャージ当たり炉内に装入される前記コークス層の高炉炉腹部における平均層厚を、該混合層中におけるコークス混合比に応じて、次式（３）に示す範囲に制御する、高炉への原料装入方法。
    　　　　　　　Ｌcave ≧ 50×（－0.0063Ｃmix＋2）＋80　　（３）
    　ここで、Ｃmixはコークス混合比（kg/t）、Ｌcaveは１チャージ当たり炉内に装入されるコークス層の高炉炉腹部における平均層厚（mm）である。
  3. 　前記コークス混合比Ｃmixが80kg/t以上である、請求項２に記載の高炉への原料装入方法。
PCT/JP2015/001596 2014-03-28 2015-03-20 高炉への原料装入方法 WO2015146114A1 (ja)

Priority Applications (5)

Application Number Priority Date Filing Date Title
KR1020167026825A KR101767358B1 (ko) 2014-03-28 2015-03-20 고로에의 원료 장입 방법
BR112016022237-7A BR112016022237B1 (pt) 2014-03-28 2015-03-20 método para carregar matéria-prima em alto-forno
TR2016/13510T TR201613510T1 (tr) 2014-03-28 2015-03-20 Yüksek fırına ham madde yükleme yöntemi.
JP2015537065A JP5884208B1 (ja) 2014-03-28 2015-03-20 高炉への原料装入方法
CN201580016632.XA CN106133151B (zh) 2014-03-28 2015-03-20 向高炉装入原料的方法

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2014-070372 2014-03-28
JP2014070372 2014-03-28
JP2014118011 2014-06-06
JP2014-118011 2014-06-06

Publications (2)

Publication Number Publication Date
WO2015146114A1 true WO2015146114A1 (ja) 2015-10-01
WO2015146114A8 WO2015146114A8 (ja) 2016-08-18

Family

ID=54194664

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2015/001596 WO2015146114A1 (ja) 2014-03-28 2015-03-20 高炉への原料装入方法

Country Status (6)

Country Link
JP (1) JP5884208B1 (ja)
KR (1) KR101767358B1 (ja)
CN (1) CN106133151B (ja)
BR (1) BR112016022237B1 (ja)
TR (1) TR201613510T1 (ja)
WO (1) WO2015146114A1 (ja)

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH06136415A (ja) * 1992-10-28 1994-05-17 Nippon Steel Corp 高炉操業法
JP2006152317A (ja) * 2004-10-29 2006-06-15 Jfe Steel Kk 高炉操業方法
JP2014142337A (ja) * 2012-12-25 2014-08-07 Jfe Steel Corp 高炉融着帯を模擬した反応装置

Family Cites Families (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5910402B2 (ja) 1978-12-08 1984-03-08 川崎製鉄株式会社 混合装入物による高炉の操業方法
JPH0776366B2 (ja) 1987-07-31 1995-08-16 新日本製鐵株式会社 高炉操業方法
JP2820478B2 (ja) 1990-01-16 1998-11-05 川崎製鉄株式会社 ベルレス高炉における原料装入方法
JPH06136414A (ja) 1992-10-28 1994-05-17 Nippon Steel Corp 高炉操業法
JP2945820B2 (ja) 1993-07-07 1999-09-06 新日本製鐵株式会社 高炉装入物分布制御方法
JPH08189926A (ja) 1995-01-06 1996-07-23 Nippon Steel Corp 鉱石の荷重軟化試験方法
JP4269847B2 (ja) 2002-08-30 2009-05-27 Ｊｆｅスチール株式会社 ベルレス高炉の原料装入方法
US10058948B2 (en) 2010-12-29 2018-08-28 Illinois Tool Works Inc. Weld cell system with communication
CN104302785B (zh) * 2012-05-17 2016-08-17 杰富意钢铁株式会社 向高炉装入原料的方法
CN104302784A (zh) * 2012-05-18 2015-01-21 杰富意钢铁株式会社 朝高炉装入原料的原料装入方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH06136415A (ja) * 1992-10-28 1994-05-17 Nippon Steel Corp 高炉操業法
JP2006152317A (ja) * 2004-10-29 2006-06-15 Jfe Steel Kk 高炉操業方法
JP2014142337A (ja) * 2012-12-25 2014-08-07 Jfe Steel Corp 高炉融着帯を模擬した反応装置

Also Published As

Publication number Publication date
CN106133151A (zh) 2016-11-16
TR201613510T1 (tr) 2017-02-21
JP5884208B1 (ja) 2016-03-15
KR101767358B1 (ko) 2017-08-10
JPWO2015146114A1 (ja) 2017-04-13
BR112016022237B1 (pt) 2021-02-09
KR20160129032A (ko) 2016-11-08
WO2015146114A8 (ja) 2016-08-18
CN106133151B (zh) 2018-02-23

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP5776866B1 (ja) 高炉への原料装入方法
JP6041072B1 (ja) 高炉への原料装入方法
CN101896627A (zh) 高炉用自熔性球团矿及其制造方法
WO2013172035A1 (ja) 高炉への原料装入方法
EP2851437B1 (en) Method for loading raw material into blast furnace
EP2851435B1 (en) Method for charging starting material into blast furnace
JP5754109B2 (ja) 高炉への原料装入方法
JP5884208B1 (ja) 高炉への原料装入方法
JP5589765B2 (ja) 高炉操業方法
JP5871062B2 (ja) 高炉への原料装入方法
JP5768563B2 (ja) 高炉操業方法
JP6260751B2 (ja) 高炉への原料装入方法
JP6198649B2 (ja) 高炉の原料装入方法
JP2012021227A (ja) 高炉操業方法および炉頂バンカー
WO2016157794A1 (ja) 高炉への原料装入方法
JP6070131B2 (ja) 還元鉄の製造方法
JP5966608B2 (ja) 高炉への原料装入方法
JP6269549B2 (ja) 高炉操業方法
JP2010150644A (ja) 高炉への原料装入方法
JP5626072B2 (ja) 竪型溶解炉の操業方法
JP2017088950A (ja) 高炉への原料装入方法
JP2023080449A (ja) 高炉操業方法
JP5292884B2 (ja) 高炉操業方法

Legal Events

Date Code Title Description
ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2015537065

Country of ref document: JP

Kind code of ref document: A

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 15768348

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2016/13510

Country of ref document: TR

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 20167026825

Country of ref document: KR

Kind code of ref document: A

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

REG Reference to national code

Ref country code: BR

Ref legal event code: B01A

Ref document number: 112016022237

Country of ref document: BR

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 15768348

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 112016022237

Country of ref document: BR

Kind code of ref document: A2

Effective date: 20160926