WO2021230027A1 - 高炉操業方法 - Google Patents

高炉操業方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2021230027A1
WO2021230027A1 PCT/JP2021/016163 JP2021016163W WO2021230027A1 WO 2021230027 A1 WO2021230027 A1 WO 2021230027A1 JP 2021016163 W JP2021016163 W JP 2021016163W WO 2021230027 A1 WO2021230027 A1 WO 2021230027A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
blast furnace
burner
coke
furnace
blown
Prior art date
Application number
PCT/JP2021/016163
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
和平 市川
祥和 早坂
洋平 北村
夏生 石渡
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 JP2021533806A priority Critical patent/JP6947345B1/ja
Priority to EP21804826.2A priority patent/EP4151753A4/en
Priority to KR1020227039539A priority patent/KR20220158103A/ko
Priority to US17/921,208 priority patent/US20230175085A1/en
Priority to BR112022021841A priority patent/BR112022021841A2/pt
Priority to CN202180033998.3A priority patent/CN115516113B/zh
Publication of WO2021230027A1 publication Critical patent/WO2021230027A1/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
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B7/00—Blast furnaces
    • 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
    • F27D13/00—Apparatus for preheating charges; Arrangements for preheating charges
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a blast furnace operating method in which the operation is stopped, the blast furnace is closed, and then the blast furnace is blown again.
  • the blast furnace was installed at the bottom of the tuyere by raising, reducing, and melting iron ore with high-temperature air blown from a hole for blowing air called a tuyere and high-temperature reducing gas generated by the reaction of coke and pulverized coal with oxygen. It is a facility that discharges pig iron and slag from the iron outlet to the outside of the furnace for production. During normal operation of the blast furnace, the reaction heat in the furnace and the heat supply from the tuyere are balanced, so that stable operation of the blast furnace is possible.
  • the feathers in the adjacent part Open the mouth and gradually increase the number of open tuyere to restore normal operation.
  • Patent Documents 1 and 2 Other methods include blowing oxygen gas from the iron outlet to burn and heat the charcoal material and pig iron in the furnace to heat the temperature of the bottom of the furnace, or a burner at the iron outlet provided at the bottom of the blast furnace.
  • a burner for raising the temperature of the bottom of the furnace has been proposed as a method of starting the blast furnace to start the blast furnace in a short time by installing the fuel to burn the fuel and raising the temperature of the furnace bottom efficiently.
  • the melt in the furnace is discharged as much as possible when the blast furnace is shut down to reduce the amount of solidified material, and the particle size and porosity of the coke packed bed remaining in the furnace are kept large to maintain the flow path of the melt. There is a need.
  • the heating effect of the burner installed at the ironing port (hereinafter, also referred to as the ironing port burner) was found in the vicinity of the ironing port, the ironing port and the wings. It was found that the area between the mouths is particularly large, and coagulum existing in other areas may not be discharged well.
  • the coke remaining in the furnace during the blast furnace shutdown has a reduced particle size due to the reaction in the furnace and wear due to the movement in the furnace. It was found that the particle size was low and the porosity was low due to the presence of coke powder generated by the above. In addition, pig iron, slag, etc. often adhere to the coke remaining in the furnace, and as the temperature inside the furnace rises, they may redissolve and increase the amount of solidified matter. I also found that.
  • An object of the present invention is to remove residual coke that remains in the furnace when the wind is closed and hinders the discharge of solidified matter as much as possible, whereby the blast furnace can be smoothly started up from the closed wind and operated. It is to propose a method.
  • the present invention was developed to solve the above-mentioned problems. That is, by using the following method, the surface of the packed layer of the raw material directly above the blast furnace tuyere, that is, the contents of the blast furnace, is reduced from the upper end of the blast furnace morning glory, and the wind is stopped, and then the air is blown again. It becomes possible to raise.
  • the blast furnace operating method of the present invention is a blast furnace operating method in which the height of the surface of the raw material filling layer directly above the blast furnace tuyere is reduced from the height of the upper end of the blast furnace morning glory to suspend the wind, and then the air is blown again. Oxygen or oxygen and combustible gas are blown from the burner inserted into the pig iron to burn the coke remaining in the furnace, reduce the volume of the residue in the furnace, and newly charge the coke in the volume reduction area. After that, it is characterized by blowing air from the tuyere.
  • the tip of the burner In the blast furnace operating method of the present invention, (1) Insert the tip of the burner at a dimensionless radius of 0.1 to 0.8 with the central part of the blast furnace shaft as 0 and the wall surface of the blast furnace floor as 1. (2) Insert the tip of the burner at a dimensionless radius of 0.1 to 0.7 with the central part of the blast furnace shaft as 0 and the wall surface of the blast furnace floor as 1. (3)
  • the burner has a heavy pipe structure including an inner pipe and an outer pipe through which gas flows, and is a cap that covers the ends of the inner pipe and the outer pipe.
  • the blown gas is discharged from the outer pipe without leaking to the outside, or the gas blown from the outer pipe is discharged from the inner pipe without leaking to the outside, and if the cap is not present, the gas blown from the inner pipe or the outer pipe.
  • the blast furnace operation method of the present invention it is possible to perform stable start-up in the blast furnace operation in which the surface of the raw material filling layer directly above the blast furnace tuyere is reduced from the upper end of the blast furnace morning glory to suspend the wind and then blown again. Will be.
  • FIG. 1 It is a schematic diagram of the lower part of the furnace when the ironing port burner is used.
  • (A) and (b) are schematic views of the burner used in this invention, respectively. It is a schematic diagram when the residual coke was burned using the ironing port burner. It is a graph which shows the relationship between the burner tip position and the combustible volume. It is a graph which shows the relationship between the burner tip position and the replaceable coke ratio. It is a graph which shows the relationship between a replaceable coke ratio and a pressure loss.
  • FIG. 1 shows a schematic view of the lower part of the furnace when the ironing port burner is used in the present invention.
  • the ironing port is normally closed with a material called a mud material, but the ironing port is opened in order to insert the burner into the furnace.
  • a known tap opening machine can be used for the opening. After the pig iron for inserting the burner opens, insert the burner.
  • FIG. 2 shows a schematic diagram of the burner used in the present invention.
  • the burner shown in FIGS. 2 (a) and 2 (b) has a double pipe structure of an inner pipe and an outer pipe through which gas flows, and a cap covering the ends of the inner pipe and the outer pipe is attached to the outside of the outer pipe.
  • the cap is present as shown in FIG. 2A, the gas blown from the gas introduction port of the inner pipe is discharged from the gas discharge port of the outer pipe without leaking to the outside.
  • the cap is not present as shown in FIG. 2B, the gas blown from the gas introduction port of the inner pipe is supplied into the furnace. Therefore, since the burner has a function of flowing gas from the inner pipe to the outer pipe to cool the burner in the presence of the cap, it can be stably inserted into the furnace.
  • the cap is melted and removed, for example, the gas for combustion is blown into the furnace from the inner pipe of the burner, and the combustion is supported from the outer pipe. It is carried out by blowing an oxygen-containing gas as a gas.
  • an oxygen-containing gas as a gas.
  • the temperature at the tip of the burner exceeds the combustion start temperature (generally 800 ° C.) of the coke existing in the surroundings, the gas blown from the burner is switched to only the oxygen-containing gas to burn the coke.
  • the oxygen-containing gas it is most preferable to blow pure oxygen, but a gas having an oxygen concentration lower than 100% may be used as long as the combustion of coke can be sustained.
  • FIG. 2A exemplifies a mechanism in which gas flows from the inner pipe to the outer pipe, it may be a mechanism in which gas flows from the outer pipe to the inner pipe.
  • the gas is blown for cooling the burner, it is preferable to blow it from the outer pipe of the burner.
  • FIG. 3 shows a schematic diagram when the residual coke is burned using this burner. As shown in this schematic diagram, when the coke is burnt down by combustion, the coke rolls further to the tip of the coke according to the angle of repose, and the coke burns out repeatedly to reduce the volume.
  • FIG. 4 shows the coke combustible volume by the above mechanism.
  • the relationship between the burner tip position and the coke combustible volume is such that the tip position of the burner is a dimensionless radius (from the center) where the center position of the blast furnace is 0 and the wall surface of the blast furnace floor (tuyere) is 1.0.
  • the relationship between the tip position of the dimensionless burner and the relative combustion volume where the coke combustible volume when the tip position of the burner is 1.0 (the tuyere) is 1.00 is shown. From this figure, the center of the blast furnace shaft is 0.
  • the coke combustible volume is 1.1 times or more that of the blast furnace floor wall surface, and the combustion region is maximized with a non-dimensional radius of 0.4. It can be seen that it can be done.
  • the replacement rate when the combustion region is replaced with new coke is shown in FIG. 5. As in FIG. 4, the peak is at 0.4.
  • the replacement ratio is (replaced the combustion region). Volume of new coke packed bed) / (volume of coke packed bed before combustion).
  • FIG. 6 shows the measurement results. It can be seen that the pressure loss can be reduced when the coke replacement rate (hereinafter referred to as the coke replacement rate) at the lower part (between the tuyere and the ironing port) is 0.7 or more.
  • the coke replacement rate in order to reduce the pressure loss and ensure the ventilation and liquid permeability of the coke packed bed, it is desirable to set the coke replacement rate to 0.65 or more, and the burner charging in which this coke replacement rate can be achieved is desirable. It can be seen that the position is in the region of 0.1 to 0.8 in the dimensionless radius where the central portion of the blast furnace shaft is 0 and the wall surface portion of the blast furnace floor is 1. It is more desirable to set the coke replacement rate to 0.70 or more, and the burner charging position where this coke replacement rate can be achieved is 0 in the dimensionless radius where the central part of the blast furnace shaft is 0 and the wall surface of the blast furnace floor is 1. It is a region of 1 to 0.70.
  • the coke substitution rate is preferably 0.65 or more, and more preferably 0.70 or more.
  • the tip of the burner at a dimensionless radius of 0.1 to 0.8 with the blast furnace shaft center portion being 0 and the blast furnace hearth side wall portion being 1 and 0.1 to 0. It is more suitable to insert it in 70. If dust accumulation is confirmed on the surface layer of the raw material, such as when the period from the rest of the wind to the burner combustion is long, the burner combustion may be performed after the dust is removed, if necessary.
  • Example 1 In a blast furnace with an internal volume of 5000 m 3, the height of the upper surface of the raw material filling layer in the furnace just above the tuyere was reduced to 1 m below the upper end of the morning glory of the blast furnace, and the wind was closed. Before starting up from the rest of the wind, install the burner shown in Fig. 2 at the ironing port so that the tip position is 0.4 in the non-dimensional radius in the furnace, and first blow LNG and oxygen. It was burned, and when the coke temperature exceeded 800 ° C., the coke was burned by switching to full oxygen injection.
  • the blown oxygen is almost consumed by combustion when coke is present at the tip of the burner, but when the coke at the tip of the burner disappears and the state is as shown in the coke filling layer of FIG. 3, the oxygen consumption decreases. Therefore, by measuring the oxygen concentration in the furnace, it is possible to know how much coke has been consumed. After confirming that the oxygen concentration in the furnace had increased, the oxygen injection from the ironing port burner was stopped and unused coke was filled from the upper part of the blast furnace. The outlet burner is reburned to heat the newly filled coke, and when the temperature of the coke at the tip of the tuyere exceeds 2000 ° C, hot air of 1100 ° C is blown from the tuyere and from the tuyere. When the blast furnace was started up by switching to the heating of the above, the melt in the furnace could be discharged smoothly, and the steady operation could be achieved smoothly.
  • Example 2 In a blast furnace with an internal volume of 5000 m 3, the height of the upper surface of the raw material filling layer in the furnace just above the tuyere was reduced to 1 m below the upper end of the morning glory of the blast furnace, and the wind was closed. Before starting up from the rest of the wind, install the burner shown in Fig. 2 at the ironing port so that the tip position is at the position of 0.6 with a dimensionless radius in the furnace, and blow oxygen for 48 hours to burn it. Burned coke. By burning the burner from each of the four taps, about 60% of the coke in the furnace could be replaced, and a good start-up was achieved.
  • the ironing port burner is installed so that the tip is at a position with a dimensionless radius of 0.95, and the ironing port burner is burned to heat the space between the ironing port and the tuyere.
  • the method of the present invention was able to smoothly discharge the melt in the furnace, it is judged that the method of the present invention contributes to the smooth start-up of the blast furnace.
  • blast furnace operating method it is possible to provide a stable operating method not only in the restart of the blast furnace but also in various vertical melting furnaces other than the blast furnace.

Landscapes

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

Abstract

休風時に炉内に残留し、凝固物の排出の障害となる残留コークスを極力除去し、それにより休風から高炉をスムーズに立ち上げ、操業をおこなうことができる高炉操業方法に関し、高炉羽口の直上の原料充填層表面の高さを高炉朝顔部上端の高さよりも減じて休風し、その後再度送風する高炉操業方法において、高炉休風後に出銑口に挿入したバーナより、酸素または、酸素および可燃ガスを吹き込み、炉内に残留したコークスを燃焼させ、炉内残留物の体積を低減させるとともに、当該体積減少領域に新たにコークスを装入した後に、羽口から送風を行うこと。

Description

高炉操業方法
　本発明は、操業を停止して高炉を休風し、その後再度送風する高炉操業方法に関する。
　高炉は、羽口と呼ばれる送風用の穴から吹き込んだ高温空気及び酸素とコークスおよび微粉炭の反応によって生成した高温還元ガスによって、鉄鉱石の昇温、還元、溶解を行い羽口下部に設置した出銑口から銑鉄とスラグを炉外に排出して生産する設備である。高炉の通常操業時においては、炉内の反応熱と羽口からの熱供給がバランスしているため、高炉の安定的な操業が可能である。
　ここで、高炉の長時間の休風または休止を行う際には、高炉内への熱供給が停止する。一方で、高炉内部の温度と大気の温度差によって放熱が継続するため、炉内の冷却が進行し、一部の溶融物は凝固する。再送風時には、炉内の凝固層を溶解させるとともに、凝固物が通過するコークス充填層を溶融物が通過できるまで加熱する必要がある。そのため高炉の長期休風、または再稼働が見込まれる休止時には、炉内のコークス比を上げて休風に入り、送風後に微粉炭の吹込みが開始できるまでの熱補償を行うとともに、出銑口上の１－２本の羽口以外を耐火物等により閉塞させ、送風に伴って生成する溶銑滓の量を制限し、少量の溶融物の円滑な排出のサイクルを確立した後、隣接部の羽口を開口し、徐々に開口羽口本数を増やし通常の操業まで回復させる方法をとる。
　他の方法としては、出銑口から酸素ガスを吹き込んで炉内の炭材や銑鉄を燃焼、発熱させて炉底部を昇温させる方法や、高炉の炉底に設けられた出銑口にバーナを設置して燃料を燃焼させ、炉底を効率よく昇温し、長時間休風から短時間のうちに立ち上げることができる高炉の送風開始方法として炉底昇温用バーナが提案されている(特許文献１、２)。
特開２０１６－３０８３３号公報 特開２０１３－２２１１８４号公報
　前述のように、高炉の長期休止からの立ち上げには炉内に存在する溶融物を円滑に排出できるようになることが重要である。そのためには、長期休止に入る際に炉内に残存する溶融物の量の低減を図るとともに、立ち上げ直後に溶解する凝固物および送風により生成する溶融物などからなる融体の炉内移動を円滑にする必要がある。このためには、高炉休止時に炉内の溶融物を可能な限り排出させ凝固物量の低減を図るとともに、炉内に残留するコークス充填層の粒度と空隙率を大きく保ち融体の流路を保つ必要がある。
　炉内に蓄積した凝固物を低減させる手段として、特許文献１、２に例示したような出銑口に設置するバーナが用いられてきた。出銑口にバーナを設置して炉内を加熱することによって、ある程度凝固物を低減させる効果はあるが、発明者らは、単に出銑口にバーナを設置して加熱するのみでは、凝固物が十分に排出できず、その結果、休風からの立ち上げがうまく行われない場合があることを見出した。さらに凝固物が十分に排出できない原因を詳細に検討したところ、出銑口に設置したバーナ（以下、出銑口バーナと呼ぶこともある）の加熱効果は出銑口近傍と出銑口と羽口の間の領域が特に大きく、それ以外の領域に存在する凝固物がうまく排出できない場合があることを知見した。
　さらに、凝固物が排出しにくくなる原因を検討した結果、高炉休風時に炉内に残留しているコークスは炉内での反応を経て粒径が低下しているとともに、炉内移動に伴う摩耗等により発生するコークス粉の存在により、低粒径かつ低空隙率となっていることを知見した。また、炉内に残留しているコークスには銑鉄やスラグ等が付着していることが多く、炉内の温度が上がるにしたがい、それらが再溶解して凝固物の量を増大させる場合があることも知見した。従って、再送風時までこれらの残留コークス充填層を、付着物がなく、炉内での反応を受けていない未反応コークスで置換できると、炉内のコークス充填層の粒径と空隙率の上昇を図ることができ、円滑な液流れが期待できることを知見した。
　炉内に残留したコークスを排出するための手法として、まず高炉休止後、炉内に機材を搬入できる温度になるまで冷却するのを確認した後、炉内に残留したコークス充填層を機械的に掻き出す手法が考えられる。しかしながら本手法では炉内の冷却を待つため、溶融物が強固に凝固する可能性が高く、炉内残存物を円滑に掻き出すことは難しい。また、送風羽口からの高温空気により炉内に残存するコークスを燃焼消費する手法が考えられるが、この方法も羽口より下の部分すなわち、羽口から出銑口間に残存するコークスの消費はできない。一方、特許文献１、２に記載のバーナを利用して、休風を行う際の炉内温度が高い状態で極力内部のコークスを燃焼させ消費しておくことも考えられる。しかし、休風入り直後に本バーナを使用する場合、炉内残存溶融物が少ないことを確認できている場合は、バーナの損傷を招くことなく使用可能であるものの、その確認を行わなかった場合は、排出しきれず炉内に残存した溶融物等によりバーナが損傷し、バーナを用いた十分な燃焼が行えない場合があることも知見した。
　本発明の目的は、休風時に炉内に残留し、凝固物の排出の障害となる残留コークスを極力除去し、それにより休風から高炉をスムーズに立ち上げ、操業をおこなうことができる高炉操業方法を提案することにある。
　本発明は前述の課題を解決すべく開発されたものである。すなわち、下記の手法を用いることで、高炉羽口の直上の原料すなわち高炉の内容物の充填層表面を高炉朝顔部上端よりも減じて休風し、その後再度送風する高炉操業において、安定した立上げを行うことが可能となる。
　本発明の高炉操業方法は、高炉羽口の直上の原料充填層表面の高さを高炉朝顔部上端の高さよりも減じて休風し、その後再度送風する高炉操業方法において、高炉休風後に出銑口に挿入したバーナより、酸素または、酸素および可燃ガスを吹き込み、炉内に残留したコークスを燃焼させ、炉内残留物の体積を低減させるとともに、当該体積減少領域に新たにコークスを装入した後に、羽口から送風を行うことを特徴とする。
　なお、本発明の高炉操業方法においては、
（１）バーナ先端の設置位置を、高炉軸中心部を０とし高炉炉床壁面部を１とする無次元半径において、０．１～０．８に挿入すること、
（２）バーナ先端の設置位置を、高炉軸中心部を０とし高炉炉床壁面部を１とする無次元半径において、０．１～０．７に挿入すること、
（３）前記バーナとして、気体が流通する内管と外管を含む重管構造を有し、内管と外管との端部を覆うキャップであって、キャップが存在する場合は内管から吹き込んだ気体が外部に漏れずに外管から排出されるかまたは外管から吹き込んだ気体が外部に漏れずに内管から排出され、キャップが存在しない場合は内管または外管から吹き込んだ気体が内管または外管の端部からバーナの外部に排出される構造を有するキャップであって、かつ、高炉内において除去可能なキャップを有するバーナを用いること、
がそれぞれ好ましい態様となるものと考えられる。
　本発明の高炉操業方法によれば、高炉羽口の直上の原料充填層表面を高炉朝顔部上端よりも減じて休風し、その後再度送風する高炉操業において、安定した立上げを行うことが可能となる。
出銑口バーナを用いる際の炉下部の模式図である。 （ａ）、（ｂ）は、それぞれ、本発明で使用するバーナの模式図である。 出銑口バーナを用いて残存コークスを燃焼したときの模式図である。 バーナ先端位置と燃焼可能体積の関係を示すグラフである。 バーナ先端位置と置換可能コークス比率の関係を示すグラフである。 置換可能コークス比率と圧力損失の関係を示すグラフである。
　図１は、本発明において出銑口バーナを用いる際の炉下部の模式図を表す。本発明では、まず、通常出銑口はマッド材と呼ばれる材質で閉塞されているが、バーナを炉内に挿入するために出銑口を開口する。開口には、公知の出銑口開口機を用いることができる。バーナ挿入用の出銑口が開口後、バーナを挿入する。
　図２に、本発明で使用するバーナの模式図を示す。図２（ａ）、（ｂ）に示すバーナは、気体が流通する内管と外管との２重管構造を有するとともに、内管と外管との端部を覆うキャップを、外管外部にバーナ温度測定する熱電対を有している。そして、図２（ａ）に示すようにキャップが存在する場合は、内管の気体導入口から吹き込んだ気体が外部に漏れずに外管の気体排出口から排出される。一方、図２（ｂ）に示すようにキャップが存在しない場合は、内管の気体導入口から吹き込んだ気体が炉内に供給される。そのため、バーナは、キャップを存在させた状態で内管から外管に気体を流してバーナを冷却する機能を有するため、安定して炉内に挿入することが可能となる。
　また、燃焼開始は、内管から外管の気体の流通による冷却を止め、キャップを溶解させて除去し、例えばバーナの内管から炉内に燃焼用のガスを吹き込み、外管から支燃性ガスとして酸素含有ガスを吹き込むことで実施する。バーナ先端部の温度が、周囲に存在するコークスの燃焼開始温度（概ね８００℃）を超えたら、バーナから吹き込むガスを酸素含有ガスのみに切り替えてコークスを燃焼させる。酸素含有ガスとしては純酸素を吹き込むことが最も好ましいが、コークスの燃焼が持続できれば酸素濃度が１００％よりも低いガスでもよい。この時、若干の燃焼用ガスを吹き込み続けてもよいし、バーナを炉内温度から保護し冷却するために、不活性ガスあるいは、酸素濃度の低いガスを同時に吹き込んでもよい。なお、図２（ａ）では、内管から外管にガスが流通するする機構を例示したが、外管から内管にガスが流通する機構としてもよい。バーナ冷却のためにガスを吹き込む場合は、バーナの外管から吹き込むことが好ましい。
　バーナにより高炉下部の残存コークスを燃焼し未使用の新規コークスに置換する効果について、高炉下部を模した試験装置により評価した。まず、バーナを装入すべき位置について検討を行った。図３に、本バーナを用いて残存コークスを燃焼したときの模式図を示す。本模式図で示す通り、燃焼によりコークスが焼失した場合はその先端にさらに安息角に応じてコークスが転がり込み、そのコークスが燃焼消失することを繰り返し体積が減じていく。図４に、上記メカニズムによるコークス燃焼可能体積を示す。ここで、バーナ先端位置とコークス燃焼可能体積の関係は、バーナの先端位置を高炉の中心位置が０とし高炉炉床壁面部（羽口部）が１．０とする無次元半径（中心からの無次元バーナ先端位置と、バーナの先端位置が１．０（羽口部）のときのコークス燃焼可能体積を１．００とした相対燃焼体積の関係で示す。この図から高炉軸中心部を０とし高炉炉床壁面部を１とする無次元半径が０．８の場合、コークス燃焼可能体積が高炉炉床壁面部の１．１倍以上となり、無次元半径０．４で燃焼領域を最大化できることがわかる。また燃焼領域を新規のコークスで置き換えた場合の置換率を図５に示す。図４と同様に０．４でピークとなる。ここで、置換率は、（燃焼領域を置き換えた新規のコークス充填層の体積）／（燃焼前のコークス充填層の体積）である。
　この置換率を基に同様の装置を用いて、羽口から出銑口間のコークス置換の効果を確認した。この場合、コークスを置換した場合の圧力損失を測定することで、コークス充填層の通気・通液性の評価指数とした。図６に測定結果を示す。下部（羽口から出銑口間）コークス置換率（以下、コークス置換率と称す）を０．７以上とすると圧力損失が低減可能であることがわかる。ここで、図６の縦軸は無次元化された圧力損失の値であり、コークス置換率＝０のコークス充填層の圧力損失の値を１．０とした相対値を示した。すなわち、同じ条件で測定した種々の置換率の充填層の圧力損失の、コークス置換率＝０の場合の圧力損失に対する比を、無次元化された圧力損失（無次元圧損）の値とした。
　これらの結果から、圧力損失を低減しコークス充填層の通気・通液性を確保するには、コークス置換率を０．６５以上とすることが望ましく、このコークス置換率が達成可能なバーナ装入位置は高炉軸中心部を０とし高炉炉床壁面部を１とする無次元半径において、０．１～０．８の領域であることがわかる。コークス置換率を０．７０以上とすることがさらに望ましく、このコークス置換率が達成可能なバーナ装入位置は高炉軸中心部を０とし高炉炉床壁面部を１とする無次元半径において、０．１～０．７０の領域である。
　この結果から、高炉羽口直上の原料充填層を高炉朝顔部上端より減じて休風に入る高炉操業において、高炉休風後に出銑口に挿入したバーナより、可燃ガスおよび／または酸素を吹き込み、炉内に残留したコークスを燃焼させてそこに未使用のコークスを装入してコークス充填層の通液性を向上させ、炉内残留物の量を低減させることで、安定した高炉長期休止からの立ち上げが可能であることがわかる。この時、コークス置換率を０．６５以上とすることが好ましく、０．７０以上とすることがさらに好ましい。さらにバーナ先端の設置位置を、高炉軸心部を０とし高炉炉床側壁部を１とする無次元半径において、０．１～０．８に挿入するとより好適であり、０．１～０．７０に挿入するとさらに好適である。なお、休風からバーナ燃焼までの間が長期間に及んだ場合などで、原料表層にダスト堆積が確認された場合、必要に応じて、ダスト除去後にバーナ燃焼を行ってもよい。
（実施例１）
　内容積５０００ｍ３の高炉において、羽口直上の炉内の原料充填層の上面高さを高炉朝顔部上端より１ｍ下まで減尺して休風を行った。休風から立ち上げを行う前に、出銑口に図２のバーナを、先端位置が炉内の無次元半径で０．４の位置にくるように設置し、最初はＬＮＧと酸素を吹き込んで燃焼させ、コークス温度が８００℃を超えた時点で全量酸素吹込みに切り替えてコークスを燃焼させた。吹き込んだ酸素は、バーナ先端にコークスが存在する場合には燃焼によりほぼ消費されるが、バーナ先端のコークスが消失して図３のコークス充填層のような状態になると、酸素の消費量が減少するため、炉内の酸素濃度を測定するとどの程度までコークスが消費されたかがわかる。炉内の酸素濃度が上昇してきたことを確認した後、出銑口バーナからの酸素吹込みを停止して高炉上部から未使用のコークスを充填した。出銑口バーナを再度燃焼させて新規に充填されたコークスを加熱し、羽口先端部のコークスの温度が２０００℃を超えた時点で、羽口から１１００℃の熱風を送風し、羽口からの加熱に切り替えて高炉を立ち上げたところ、炉内溶融物の排出がスムーズに行え、順調に定常操業に至ることができた。
（実施例２）
　内容積５０００ｍ３の高炉において、羽口直上の炉内の原料充填層の上面高さを高炉朝顔部上端より１ｍ下まで減尺して休風を行った。休風から立ち上げを行う前に、出銑口に図２のバーナを、先端位置が炉内の無次元半径で０．６の位置にくるように設置し、酸素を４８時間吹き込んで燃焼させてコークスを燃焼させた。４本の出銑口からそれぞれバーナを燃焼することで炉内コークスの６割程度置換でき、良好な立上げを達成できた。
（比較例）
　実施例と同じ高炉において、出銑口バーナの設置位置を先端が無次元半径０．９５の位置にくるように設置し、出銑口バーナを燃焼させて出銑口と羽口の間を加熱した後、羽口からの熱風送風に切り替えて高炉の立ち上げを試みたところ、３０％の頻度で溶融物の排出がうまくいかないケースが発生した。
　本発明の方法では、炉内溶融物の排出が順調に行える例がほとんどであったことを考慮すると、本発明の方法は、高炉の順調な立ち上げに寄与するものと判断される。
　本発明に係る高炉操業方法によれば、高炉の再稼働だけでなく、高炉以外の様々の竪型溶解炉においても、安定した操業方法を提供できる。

Claims (4)

  1. 　高炉羽口の直上の原料充填層表面の高さを高炉朝顔部上端の高さよりも減じて休風し、その後再度送風する高炉操業方法において、高炉休風後に出銑口に挿入したバーナより、酸素または、酸素および可燃ガスを吹き込み、炉内に残留したコークスを燃焼させ、炉内残留物の体積を低減させるとともに、当該体積減少領域に新たにコークスを装入した後に、羽口から送風を行うことを特徴とする高炉操業方法。
  2. 　バーナ先端の設置位置を、高炉軸中心部を０とし高炉炉床壁面部を１とする無次元半径において、０．１～０．８に挿入することを特徴とする請求項１に記載の高炉操業方法。
  3. 　バーナ先端の設置位置を、高炉軸中心部を０とし高炉炉床壁面部を１とする無次元半径において、０．１～０．７に挿入することを特徴とする請求項１に記載の高炉操業方法。
  4. 　前記バーナとして、気体が流通する内管と外管を含む重管構造を有し、内管と外管との端部を覆うキャップであって、キャップが存在する場合は内管から吹き込んだ気体が外部に漏れずに外管から排出されるかまたは外管から吹き込んだ気体が外部に漏れずに内管から排出され、キャップが存在しない場合は内管または外管から吹き込んだ気体が内管または外管の端部からバーナの外部に排出される構造を有するキャップであって、かつ、高炉内において除去可能なキャップを有するバーナを用いることを特徴とする請求項１～３のいずれかに記載の高炉操業方法。
PCT/JP2021/016163 2020-05-15 2021-04-21 高炉操業方法 WO2021230027A1 (ja)

Priority Applications (6)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2021533806A JP6947345B1 (ja) 2020-05-15 2021-04-21 高炉操業方法
EP21804826.2A EP4151753A4 (en) 2020-05-15 2021-04-21 BLASTIC FURNACE OPERATION PROCESS
KR1020227039539A KR20220158103A (ko) 2020-05-15 2021-04-21 고로 조업 방법
US17/921,208 US20230175085A1 (en) 2020-05-15 2021-04-21 Blast furnace operation method
BR112022021841A BR112022021841A2 (pt) 2020-05-15 2021-04-21 Método de operação de alto-forno
CN202180033998.3A CN115516113B (zh) 2020-05-15 2021-04-21 高炉操作方法

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2020-085674 2020-05-15
JP2020085674 2020-05-15

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2021230027A1 true WO2021230027A1 (ja) 2021-11-18

Family

ID=78525627

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2021/016163 WO2021230027A1 (ja) 2020-05-15 2021-04-21 高炉操業方法

Country Status (2)

Country Link
TW (1) TWI776499B (ja)
WO (1) WO2021230027A1 (ja)

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH05171231A (ja) * 1991-12-26 1993-07-09 Kawasaki Steel Corp 高炉の炉芯活性法
JP2013221184A (ja) 2012-04-17 2013-10-28 Nippon Steel & Sumitomo Metal Corp 高炉炉底部の装入物及び残留物の昇温方法
JP2016030833A (ja) 2014-07-25 2016-03-07 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉の送風開始方法および炉床部昇温用バーナー
JP2017061716A (ja) * 2015-09-24 2017-03-30 新日鐵住金株式会社 高炉炉底部における装入物および炉内残留物の昇温方法
JP2017193771A (ja) * 2016-04-22 2017-10-26 株式会社神戸製鋼所 高炉休風方法

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US20170234805A1 (en) * 2014-08-27 2017-08-17 Sahajanand Technologies Private Limited Mobile gemstone identification
CN107475470B (zh) * 2017-08-16 2019-07-02 唐山钢铁集团有限责任公司 一种高炉在护炉状态下使用高比例球团的休风方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH05171231A (ja) * 1991-12-26 1993-07-09 Kawasaki Steel Corp 高炉の炉芯活性法
JP2013221184A (ja) 2012-04-17 2013-10-28 Nippon Steel & Sumitomo Metal Corp 高炉炉底部の装入物及び残留物の昇温方法
JP2016030833A (ja) 2014-07-25 2016-03-07 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉の送風開始方法および炉床部昇温用バーナー
JP2017061716A (ja) * 2015-09-24 2017-03-30 新日鐵住金株式会社 高炉炉底部における装入物および炉内残留物の昇温方法
JP2017193771A (ja) * 2016-04-22 2017-10-26 株式会社神戸製鋼所 高炉休風方法

Also Published As

Publication number Publication date
TWI776499B (zh) 2022-09-01
TW202208637A (zh) 2022-03-01

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP6947345B1 (ja) 高炉操業方法
RU2453608C2 (ru) Способ производства расплавленного чугуна
JP3309657B2 (ja) 廃棄物ガス化溶融炉
WO2021230027A1 (ja) 高炉操業方法
JP7306421B2 (ja) 高炉の休風立ち上げ方法
RU2812287C1 (ru) Способ работы доменной печи
JP2023152641A (ja) 高炉操業方法
KR19980703298A (ko) 수직로의 조업방법
JP2024013311A (ja) 高炉操業方法
CA2061147C (en) Method of starting a plant for the production of pig iron or steel pre-material as well as arrangement for carrying out the method
JP2023152640A (ja) 高炉操業方法
JP2002303412A (ja) 廃棄物ガス化溶融方法
JP3734177B2 (ja) 塵芥の溶融方法
WO2024122239A1 (ja) 高炉操業方法
WO2023021870A1 (ja) 高炉炉内充填物の堆積形状の推定方法および高炉炉内コークスの置換方法
JP5012596B2 (ja) 高炉の減尺操業方法
JP2024014725A (ja) 高炉操業方法
JP3650193B2 (ja) 金属原料の溶解方法
JP2019019347A (ja) 高炉の操業方法
JP3031203B2 (ja) 溶銑の製造方法
JP2009235437A (ja) 大減尺休風時の高炉操業管理方法
JP2024004659A (ja) 高炉操業方法
JPH08199213A (ja) 溶銑の製造方法
JP2002275554A (ja) 転炉保温方法
JP2023172090A (ja) 高炉操業方法

Legal Events

Date Code Title Description
ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2021533806

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: 21804826

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

REG Reference to national code

Ref country code: BR

Ref legal event code: B01A

Ref document number: 112022021841

Country of ref document: BR

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 20227039539

Country of ref document: KR

Kind code of ref document: A

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2021804826

Country of ref document: EP

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2021804826

Country of ref document: EP

Effective date: 20221215

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 112022021841

Country of ref document: BR

Kind code of ref document: A2

Effective date: 20221027