WO2022049780A1 - 銑鉄製造方法 - Google Patents

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WO2022049780A1
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reduced iron
iron
layer
blast furnace
molded body
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昭人 笠井
将大 燒谷
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株式会社神戸製鋼所
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    • C21B2300/00—Process aspects
    • C21B2300/04—Modeling of the process, e.g. for control purposes; CII

Definitions

  • the present invention relates to a pig iron manufacturing method.
  • the first layer containing the ore raw material and the second layer containing the coke are alternately laminated in the blast furnace, and the auxiliary fuel is blown into the blast furnace by the hot air blown from the tuyere to reduce and dissolve the ore raw material. Therefore, a method for producing pig iron is known.
  • the coke serves as a heat source for melting the ore raw material, a reducing material for the ore raw material, a carburizing material for carburizing into molten iron to lower the melting point, and a spacer for ensuring air permeability in the blast furnace. Is playing.
  • the loading of the charged material is stabilized and the blast furnace is operated stably.
  • the present invention has been made based on the above circumstances, and an object of the present invention is to provide a pig iron manufacturing method capable of reducing the amount of coke used while maintaining stable operation of a blast furnace.
  • the pig iron production method is a pig iron production method for producing pig iron using a blast furnace having a tuyere, the first layer containing an ore raw material and the second layer containing coke in the blast furnace.
  • the hot air is provided with a step of alternately laminating the above-mentioned layers and a step of reducing and melting the laminated ore raw material of the first layer while blowing auxiliary fuel into the blast furnace by the hot air blown from the tuyere.
  • An aggregate for ventilating to the center of the blast furnace is mixed in the first layer, and the aggregate contains a reduced iron molded body obtained by compression-molding reduced iron.
  • the first layer containing the ore raw material contains a reduced iron molded body obtained by compression-molding reduced iron as an aggregate. Since the reduced iron molded body facilitates the passage of hot air during the softening and fusion of the first layer in the melting step, the pig iron production method requires a small amount of coke to ensure air permeability. Therefore, by using the pig iron production method, it is possible to reduce the amount of coke used while maintaining stable operation of the blast furnace.
  • the "center” of the blast furnace refers to a region where the distance from the center is 0.2R or less, where R is the radius of the furnace mouth.
  • the amount of the reduced iron molded body charged is 100 kg or more per ton of pig iron, the ratio of the average particle size of the reduced iron molded body to the average particle size of the ore raw material is 1.3 or more, and the reduced iron molding.
  • the aeration resistance index after the tumbler rotation test of the body is preferably 0.1 or less.
  • the "ventilation resistance index after the tumbler rotation test" of the reduced iron molded body is calculated as follows. First, a tumbler rotation test is performed according to a method for measuring the rotational strength of iron ore (JIS-M8712: 2000), and the particle size distribution by sieving the reduced iron molded body is obtained. This particle size distribution is represented by the representative particle size (median) between the sieved meshes as di [cm] and the weight fraction of the reduced iron compact belonging to the representative particle size di as wi . .. Using this particle size distribution, the harmonic mean diameter D p [cm] and the particle size composition index I sp are calculated by the following equation 1.
  • the draft resistance index K is obtained by the following equation 1 using the gravity conversion coefficient g c [9.807 (g ⁇ cm) / (G ⁇ sec 2 )].
  • the rotation condition of the tumbler in the tumbler rotation test is 24 ⁇ 1 rpm and 600 rotations.
  • the basicity of the reduced iron molded product is 0.9 or more.
  • the shrinkage start temperature of the reduced iron molded body is raised, so that the shrinkage amount of the first layer is suppressed. Therefore, the air permeability of the fusion zone is improved, and the hot air can be reliably ventilated to the center of the blast furnace. Therefore, the amount of coke used can be reduced.
  • Basis refers to the ratio of the mass of CaO to the mass of SiO 2 .
  • the reduced iron molded body contains aluminum oxide, and the content of the aluminum oxide in the reduced iron molded body is 1.5% by mass or less.
  • Aluminum oxide increases the viscosity of slag and deteriorates the drip property of slag. Therefore, by setting the content of aluminum oxide in the reduced iron molded product to the above upper limit or less, it is possible to prevent an increase in the amount of coke used.
  • the content of the reduced iron molded product in the first layer is preferably 30% by mass or less. Since the reduced iron compact is larger than the ore raw material and has a large individual weight, it is easy to separate and segregate when it is charged into the blast furnace together with the ore raw material. By setting the content of the reduced iron molded product to the above upper limit or less, this separation and segregation can be suppressed. Therefore, since the reduced iron compact exists relatively uniformly up to the center of the blast furnace, the aggregate effect is exhibited in the fusion zone, and the hot air can be reliably ventilated to the center of the blast furnace. Become. Therefore, the amount of coke used can be reduced.
  • the ore raw material contains iron ore pellets having a porosity of 21% or more in coarse open pores having a pore diameter of 4 ⁇ m or more.
  • the reduction rate of the ore raw material can be increased, so that the amount of coke used can be further increased. Can be reduced.
  • porosity of coarse open pores having a pore diameter of 4 ⁇ m or more refers to the ratio of the volume of coarse open pores having a pore diameter of 4 ⁇ m or more to the apparent volume of iron ore pellets, and is a mercury intrusion type.
  • a step of charging a mixture of coke and a reduced iron molded body into the center of the blast furnace is provided, and the ratio of the reduced iron molded body having a particle size of 5 mm or more to 90% by mass or more in the reduced iron molded body in the mixture is provided. It is preferable that the content of the reduced iron compact in the mixture is 75% by mass or less.
  • the hot air reaches the center of the blast furnace, it rises in this center.
  • a part of the reduced iron molded body is crushed into powder by a transport process or the like. Since such powder reduces the air permeability in the blast furnace, it is not suitable to use it as the first layer. Moreover, since this powder has a large specific surface area, it reoxidizes to iron oxide. Breathability can be improved by blowing the auxiliary fuel containing iron oxide from the tuyere.
  • the reduced iron molded body can be effectively used. It is possible to improve the air permeability in the blast furnace.
  • the pig iron production method of the present invention can reduce the amount of coke used while maintaining stable operation of the blast furnace.
  • FIG. 1 is a flow chart showing a pig iron production method according to an embodiment of the present invention.
  • FIG. 2 is a schematic view showing the inside of the blast furnace used in the pig iron manufacturing method of FIG.
  • FIG. 3 is a schematic partially enlarged view of the vicinity of the drip zone from the fusion zone of FIG.
  • FIG. 4 is a flow chart showing a pig iron production method according to another embodiment of the present invention, which is different from FIG. 1.
  • FIG. 5 is a schematic view showing the inside of the blast furnace used in the pig iron manufacturing method of FIG.
  • FIG. 6 is a flow chart showing a pig iron production method according to still another embodiment of the present invention, which is different from FIGS. 1 and 4.
  • FIG. 1 is a flow chart showing a pig iron production method according to an embodiment of the present invention.
  • FIG. 2 is a schematic view showing the inside of the blast furnace used in the pig iron manufacturing method of FIG.
  • FIG. 3 is a schematic partially enlarged view of the vicinity of the
  • FIG. 7 is a diagram schematically showing the treatment performed at the tuyere in the melting step of FIG.
  • FIG. 8 is a schematic cross-sectional view showing the configuration of the large load reduction experimental furnace used in the examples.
  • FIG. 9 is a graph showing the temperature profile for heating the sample packed bed in the example in which the maximum pressure drop shown in FIGS. 11 to 14 was investigated.
  • FIG. 10 is a graph showing the relationship between the temperature of the sample packed bed and the flow rate of the supplied gas in the examples in which the maximum pressure drop shown in FIGS. 11 to 14 was investigated.
  • FIG. 11 is a graph showing the relationship between the HBI particle size ratio and the maximum pressure drop in the examples.
  • FIG. 12 is a graph showing the relationship between the HBI charge amount and the maximum pressure drop in the examples.
  • FIG. 13 is a graph showing the relationship between the basicity of HBI and the maximum pressure drop in the examples.
  • FIG. 14 is a graph showing the relationship between the Al 2 O 3 content of HBI and the maximum pressure drop in the examples.
  • FIG. 15 is a schematic diagram showing the configuration of the blast furnace charge distribution experimental device used in the examples.
  • FIG. 16 is a graph showing the relationship between the HBI content and the ore deposition inclination angle ⁇ in the example when the size of the iron plate is 20 ⁇ 7 ⁇ 4 mm.
  • FIG. 17 is a graph showing the relationship between the HBI content and the ore deposition inclination angle ⁇ in the example when the size of the iron plate is 10 ⁇ 7 ⁇ 4 mm.
  • FIG. 18 is a graph showing the temperature profile for heating the sample packed bed in the example in which the reduction rate was investigated.
  • FIG. 19 is a graph showing the relationship between the temperature of the sample packed bed and the flow rate of the supplied gas in the example in which the reduction rate was investigated.
  • FIG. 20 is a graph showing the relationship between the porosity and the reduction rate of coarsely open pores having a pore diameter of 4 ⁇ m or more in the examples.
  • FIG. 21 is a graph showing the relationship between the HBI content of the central layer and the maximum pressure drop in the examples.
  • FIG. 22 is a graph showing the relationship between the amount of HBI blown and the amount of pressure drop change in the examples.
  • the pig iron production method shown in FIG. 1 is a pig iron production method for producing pig iron using the blast furnace 1 shown in FIG. 2, and includes a laminating step S1 and a melting step S2.
  • the blast furnace 1 has a tuyere 1a provided in the lower part of the furnace and an ironing port 1b. A plurality of tuyere 1a are usually provided.
  • the blast furnace 1 is a solid-air countercurrent type shaft furnace, and hot air obtained by adding hot air with high temperature or normal temperature oxygen as needed to high temperature air is blown into the furnace from the tuyere 1a to form the ore raw material 11 described later. Pig iron can be taken out from the hot metal outlet 1b by performing a series of reactions such as reduction and melting.
  • the blast furnace 1 is equipped with a bell armor type raw material charging device 2. The raw material charging device 2 will be described later.
  • the laminating step S1 As shown in FIG. 2, the first layer 10 and the second layer 20 are alternately laminated in the blast furnace 1. That is, the number of layers of the first layer 10 and the second layer 20 is 2 or more, respectively.
  • the first layer 10 contains the ore raw material 11. Further, the aggregate 12 is mixed in the first layer 10.
  • the ore raw material 11 refers to ores that are raw materials for iron, and mainly contains iron ore.
  • the ore raw material 11 include calcined ore (iron ore pellets, sinter), lump ore, carbonaceous interior lump ore, and metal.
  • the ore raw material 11 is heated and reduced by the hot air blown from the tuyere 1a in the melting step S2 to become hot metal.
  • the reduced iron molded body contained in the aggregate 12 described later can also be an iron raw material, but the reduced iron molded body is not included in the ore raw material 11 in the present specification.
  • auxiliary raw materials such as limestone, dolomite, and silica stone may be charged together in the first layer 10.
  • the aggregate 12 is for improving the air permeability of the fusion zone D, which will be described later, and allowing the hot air to be ventilated to the center of the blast furnace 1.
  • the aggregate 12 contains a reduced iron molded product (HBI, Hot Briquette Iron) obtained by compression molding reduced iron.
  • HBI is obtained by molding reduced iron DRI (Direct Reduced Iron) in a hot state. While DRI has a high porosity and has a drawback of oxidative heat generation during marine transportation and outdoor storage, HBI has a low porosity and is difficult to reoxidize.
  • DRI Direct Reduced Iron
  • the aggregate 12 After ensuring the air permeability of the first layer 10, the aggregate 12 functions as a metal and becomes a hot metal. Since the aggregate 12 has a high metallization rate and does not need to be reduced, it does not require much reducing material when it becomes the hot metal. Therefore, CO 2 emissions can be reduced.
  • the "metallization rate” means the ratio [mass%] of metallic iron to the total iron content.
  • the lower limit of the charge amount of the reduced iron molded body is 100 kg per ton of pig iron, and 150 kg is more preferable. If the amount of the reduced iron molded product charged is less than the above lower limit, the function of ensuring the air permeability of the aggregate 12 in the fusion zone D may not sufficiently work in the melting step S2.
  • the upper limit of the charge amount of the reduced iron molded body is appropriately determined within the range where the aggregate is excessive and the aggregate effect is not reduced, but the upper limit of the charged amount of the reduced iron molded body is, for example, 1 ton of pig iron. It is said to be 700 kg per hit.
  • the lower limit of the ratio of the average particle size of the reduced iron molded body to the average particle size of the ore raw material 11 is 1.3, more preferably 1.4.
  • a part of the ore raw material 11 of the first layer 10 is melted and moved to the lower part of the blast furnace 1 as a dropping slag 13, and even when the ore raw material 11 is softened and shrunk, the above-mentioned reduction of the high melting point is achieved.
  • the iron molded body does not soften.
  • the reduced iron molded body larger than a certain level is mixed with the ore raw material 11 as the aggregate 12, the aggregate effect of the reduced iron molded body is likely to be exhibited, and the entire first layer 10 can be prevented from shrinking. ..
  • the ratio of the average particle size to the lower limit or more, the flow path of hot air as shown by the arrow in FIG. 3 can be secured, and the air permeability in the melting step S2 can be improved.
  • the upper limit of the ratio of the average diameter 10 is preferable, and 5 is more preferable. If the ratio of the average diameter exceeds the upper limit, it becomes difficult to uniformly mix the reduced iron molded body with the first layer 10, and segregation may increase.
  • the upper limit of the aeration resistance index after the tumbler rotation test of the reduced iron molded product is 0.1, more preferably 0.08.
  • the reduced iron molded product is transported differently from a factory that is generally manufactured and a factory that is used. If a reduced iron compact whose volume is broken and the particle size distribution is changed during this period is used, there is a possibility that the air permeability in the massive band E, which will be described later, may be lowered in the blast furnace operation. On the other hand, by using a reduced iron molded body in which the ventilation resistance index is guaranteed to be below a certain value even after the tumbler rotation test, volume destruction can be suppressed, so that ventilation in the massive band E is ensured. can do.
  • the lower limit of the air permeability resistance index is not particularly limited and may be a value close to 0, which is the theoretical limit value by definition, but is usually about 0.03. It should be noted that it is sufficient that a reduced iron molded body having a property that the aeration resistance index is equal to or less than a predetermined value is used, and it does not mean that a tumbler rotation test is required in the pig iron manufacturing method.
  • the charged amount of the reduced iron molded body is set to the above lower limit or more, the ratio of the average particle size of the reduced iron molded body is set to the above lower limit or more, and the aeration resistance index of the reduced iron molded body is set to the above upper limit or less.
  • the air permeability of the massive zone E and the fusion zone D is improved, and the hot air can be reliably ventilated to the center of the blast furnace 1. Therefore, the amount of coke used can be reduced.
  • the lower limit of the basicity of the reduced iron molded product is 0.9, more preferably 1.0.
  • the basicity of the reduced iron compact By setting the basicity of the reduced iron compact to be equal to or higher than the lower limit in this way, the shrinkage start temperature of the reduced iron molded body becomes high, so that the amount of shrinkage of the first layer 10 is suppressed. Therefore, the air permeability of the fusion zone D is improved in the melting step S2, and the hot air can be reliably ventilated to the center of the blast furnace 1. Therefore, the amount of coke used can be reduced.
  • the upper limit of the basicity of the reduced iron molded product 1.4 is preferable, and 1.3 is more preferable. If the basicity of the reduced iron molded product exceeds the above upper limit, the strength of the reduced iron molded product may decrease.
  • the basicity of the reduced iron molded product can be adjusted by adding an auxiliary material such as limestone during the production of the reduced iron molded product.
  • the reduced iron molded product contains aluminum oxide.
  • the upper limit of the content of the aluminum oxide in the reduced iron molded product is 1.5% by mass, more preferably 1.3% by mass. If the content of the aluminum oxide exceeds the upper limit, it may be difficult to secure the air permeability in the lower part of the furnace due to the increase in the temperature of the melting point of the slag and the increase in the viscosity. Therefore, by setting the content of aluminum oxide in the reduced iron molded product to the above upper limit or less, it is possible to prevent an increase in the amount of coke used.
  • the content of the aluminum oxide may be more than 0% by mass, but the lower limit of the content of the aluminum oxide is more preferably 0.5% by mass. If the content of the aluminum oxide is less than the above lower limit, the reduced iron molded body becomes expensive, and the production cost of pig iron may increase.
  • the second layer 20 contains coke 21.
  • the coke 21 is a heat source for melting the ore raw material 11, generates CO gas which is a reducing material necessary for reducing the ore raw material 11, carburizes into molten iron to lower the melting point, and is used in the blast furnace 1. It acts as a spacer to ensure breathability.
  • Laminating method Various methods can be used as a method for alternately laminating the first layer 10 and the second layer 20.
  • the method will be described by taking as an example a blast furnace 1 equipped with a bell-armor type raw material charging device 2 (hereinafter, also simply referred to as “raw material charging device 2”) as shown in FIG.
  • the raw material charging device 2 is provided at the top of the furnace. That is, the first layer 10 and the second layer 20 are charged from the top of the furnace. As shown in FIG. 2, the raw material charging device 2 has a bell cup 2a, a lower bell 2b, and an armor 2c.
  • the bell cup 2a is a part for filling the raw material to be charged.
  • the raw material constituting the first layer 10 is filled in the bell cup 2a, and when charging the second layer 20, the raw material constituting the second layer 20 is filled.
  • the lower bell 2b has a conical shape that spreads downward and is arranged in the bell cup 2a.
  • the lower bell 2b can be moved up and down (in FIG. 2, the state of moving upward is shown by a solid line, and the case of moving downward is shown by a broken line).
  • FIG. 2 the state of moving upward is shown by a solid line, and the case of moving downward is shown by a broken line.
  • the armor 2c is provided on the furnace wall of the blast furnace 1 below the lower bell 2b. When the lower bell 2b is moved downward, the raw material falls from the gap, and the armor 2c is a repulsion plate for repelling the falling raw material. Further, the armor 2c is configured to be able to move in and out toward the inside (central portion) of the blast furnace 1.
  • the first layer 10 can be laminated as follows. The same applies to the second layer 20. Further, the first layer 10 and the second layer 20 are laminated alternately.
  • the lower bell 2b is positioned above, and the raw material of the first layer 10 is charged into the bell cup 2a.
  • the lower bell 2b is located above, the lower part of the bell cup 2a is sealed, so that the raw material is filled in the bell cup 2a.
  • the filling amount is the stacking amount of each layer.
  • the lower bell 2b moves downward.
  • a gap is generated between the bell cup 2a and the raw material, and the raw material falls toward the furnace wall from this gap and collides with the armor 2c.
  • the raw material that collided with and repelled the armor 2c is charged into the furnace. Since the raw material falls while moving toward the inside of the furnace due to the repulsion of the armor 2c, it is deposited while flowing from the dropped position toward the center side of the inside of the furnace. Since the armor 2c is configured to be able to move in and out toward the center, the drop position of the raw material can be adjusted by moving the armor 2c back and forth. By this adjustment, the first layer 10 can be deposited in a desired shape.
  • the ore raw material 11 of the laminated first layer 10 is reduced and melted while the auxiliary fuel is blown into the blast furnace by the hot air blown from the tuyere 1a.
  • the blast furnace operation is a continuous operation, and the melting step S2 is continuously performed.
  • the laminating step S1 is performed intermittently, and the first layer to be newly treated in the melting step S2 depending on the status of the reduction and melting treatment of the first layer 10 and the second layer 20 in the melting step S2. 10 and the second layer 20 are added.
  • FIG. 2 shows the state in the melting step S2.
  • a raceway A which is a hollow portion in which the coke 21 swirls and exists in a remarkably sparse state, is formed in the vicinity of the tuyere 1a due to the hot air from the tuyere 1a.
  • the temperature of this raceway A is the highest, about 2000 ° C.
  • Adjacent to the raceway A there is a core B, which is a pseudo-stagnation area of coke, inside the blast furnace 1. Further, the dropping zone C, the fusion zone D, and the massive zone E are present above the core B in this order.
  • the temperature inside the blast furnace 1 rises from the top toward Raceway A. That is, the temperature is higher in the order of the massive zone E, the fusion zone D, and the dropping zone C. ..
  • the temperature of the furnace core B differs in the radial direction, and the temperature at the center of the furnace core B may be lower than that of the dropping zone C. Further, by stably circulating hot air in the center of the furnace, a fusion zone D having an inverted V-shaped cross section is formed, and the air permeability and reducing property in the furnace are ensured.
  • the iron ore raw material 11 is first heated and reduced in the massive zone E.
  • the ore reduced in the massive zone E softens and contracts.
  • the softened and shrunk ore descends to form dripping slag and moves to the dripping zone C.
  • the melting step S2 the reduction of the ore raw material 11 proceeds mainly in the massive zone E, and the dissolution of the ore raw material 11 mainly occurs in the dropping zone C.
  • the dropping zone C and the core B the direct reduction in which the falling liquid iron oxide FeO and the carbon of the coke 21 directly react with each other proceeds.
  • the aggregate 12 containing the reduced iron molded body exhibits the aggregate effect in the fusion zone D. That is, even in the state where the ore is softened and shrunk, the reduced iron compact having a high melting point is not softened, and a ventilation path for surely ventilating the hot air to the center of the blast furnace 1 is secured.
  • the hot metal F in which the reduced iron is melted is deposited on the hearth, and the molten slag G is deposited on the upper part of the hot metal F.
  • the hot metal F and the hot metal slag G can be taken out from the hot metal outlet 1b.
  • Examples of the auxiliary fuel blown from the tuyere 1a include pulverized coal obtained by finely pulverizing coal to a particle size of about 50 ⁇ m, heavy oil, natural gas, and the like.
  • the auxiliary fuel functions as a heat source, a reducing agent and a carbonizing material. That is, among the roles played by the coke 21, roles other than the spacer are substituted.
  • the first layer 10 containing the ore raw material 11 includes a reduced iron molded body obtained by compression-molding reduced iron as the aggregate 12. Since the reduced iron molded body facilitates the passage of hot air during the softening and fusion of the first layer 10 in the melting step S2, the amount of coke 21 for ensuring air permeability can be reduced in the pig iron production method. Therefore, by using the pig iron production method, it is possible to reduce the amount of coke 21 used while maintaining stable operation of the blast furnace.
  • the pig iron production method shown in FIG. 3 is a pig iron production method for producing pig iron using a blast furnace 1 having a tuyere 1a shown in FIG. 4, and is a first layer 10 containing an ore raw material 11 and a coke 21 in the blast furnace 1.
  • the ore raw material 11 of the first layer 10 laminated while alternately laminating the second layer 20 including the above (lamination step S1) and blowing auxiliary fuel into the blast furnace 1 by hot air blown from the tuyere 1a.
  • the aggregate 12 for ventilating the hot air to the center of the blast furnace 1 is mixed in the first layer 10, and the aggregate 12 contains the reduced iron. Includes compression-molded reduced iron molded bodies.
  • the pig iron manufacturing method includes a central charging step S3.
  • blast furnace 1 Since the blast furnace 1 is the same as the blast furnace 1 of the first embodiment, the same configuration is assigned the same number and the description thereof will be omitted.
  • the ore raw material 11 contains iron ore pellets having a porosity of 21% or more in coarse open pores having a pore diameter of 4 ⁇ m or more.
  • Iron ore pellets are made by using pellet feed, iron ore fine powder, and auxiliary raw materials as needed to improve the quality to the properties suitable for blast furnace (for example, size, strength, reducing property, etc.). It is.
  • Iron ore pellets are mainly composed of coarse grains, which are pellet feeds, and fine powder, which is a raw material for crushing iron ore, and a large number of pores are formed inside.
  • the iron ore pellets may contain auxiliary raw materials. Examples of such auxiliary raw materials include limestone and dolomite.
  • the present inventors have found that the reduction rate of an ore raw material can be increased by including iron ore pellets having a porosity of coarse open pores having a pore diameter of 4 ⁇ m or more of 21% or more in the ore raw material 11. ..
  • the lower limit of the porosity of the coarse open pores is more preferably 23% and even more preferably 25%.
  • the lower limit of the crushing strength of the iron ore pellet is preferably 180 kg / P, more preferably 190 kg / P, and even more preferably 200 kg / P. If the crushing strength is less than the above lower limit, the iron ore pellet 1 is likely to be pulverized in the blast furnace, which may make the blast furnace operation difficult.
  • the iron ore pellet has a fine powder agglutination structure.
  • the aggregated structure refers to a state in which a plurality of dispersed fine particles are aggregated to form secondary particles, and specifically, 5 or more, preferably 10 or more fine particles are in contact with each other. Say the state of doing.
  • fine powder refers to particles having the same volume and a diameter (particle size) of a true sphere of less than 0.5 mm.
  • the upper limit of the content of the reduced iron molded product in the first layer 10 is 30% by mass, more preferably 25% by mass. Since the reduced iron molded body is larger than the ore raw material 11 and has a large individual weight, when it is charged into the blast furnace 1 together with the ore raw material 11, it is separated from the ore raw material 11 and easily segregated. By setting the content of the reduced iron compact to the above upper limit or less, this separation and segregation can be suppressed, and the ore deposition inclination angle becomes stable at a low level. Therefore, the reduced iron molded body exists relatively uniformly in the first layer 10, and the hot air can be reliably ventilated to the center of the blast furnace 1. Therefore, the amount of coke 21 used can be reduced.
  • the ore deposit inclination angle means the angle from the horizontal of the inclined surface of the ore deposit layer (first layer 10 or the like).
  • the lower limit of the charge amount of the reduced iron molded body 100 kg per ton of pig iron is preferable, and 150 kg is more preferable. If the amount of the reduced iron molded product charged is less than the above lower limit, the function of ensuring the air permeability of the aggregate 12 in the fusion zone D may not sufficiently work in the melting step S2.
  • the lower limit of the ratio of the average particle size of the reduced iron compact to the average particle size of the ore raw material 11 is preferably 1.3, more preferably 1.4.
  • the ratio of the average particle size is less than the above lower limit, the aggregate effect of the reduced iron molded product is likely to be exhibited, and the air permeability in the cohesive zone D may be lowered.
  • the upper limit of the aeration resistance index of the reduced iron molded product after the tumbler rotation test is preferably 0.1, more preferably 0.08. If the ventilation resistance index exceeds the upper limit, the ventilation in the massive band E may decrease.
  • the lower limit of the basicity of the reduced iron molded product is preferably 0.9, more preferably 1.0.
  • the basicity of the reduced iron molded body is less than the above lower limit, the shrinkage start temperature of the reduced iron molded body is lowered, so that the shrinkage of the first layer 10 in the fusion zone D is likely to occur, and the air is aerated. There is a risk of deterioration.
  • the reduced iron molded product may contain aluminum oxide.
  • the upper limit of the content of the aluminum oxide in the reduced iron molded body is preferably 1.5% by mass, more preferably 1.3% by mass. If the content of the aluminum oxide exceeds the upper limit, the air permeability at the lower part of the furnace may decrease due to the increase in the temperature of the melting point of the slag and the increase in the viscosity.
  • the proportion of the reduced iron molded body 32 having a particle size of 5 mm or more in the above mixture is preferably 90% by mass or more, and more preferably 95% by mass or more.
  • the temperature of the central layer 30 is raised.
  • the reduced iron molded body having a particle size of 5 mm or more in the central layer 30 at least the above lower limit, the sensible heat of the high temperature gas can be recovered without obstructing the flow of the hot air. Further, the reduced iron molded body 32 having a small particle size is easily reoxidized.
  • the temperature of the central portion of the blast furnace 1, which is preferably high temperature, is lowered. Further, the reoxidized reduced iron molded body 32 reacts with the coke of the central layer 30 and the core B, and deteriorates the coke. From the above, sensible heat can be effectively utilized by including the reduced iron molded product having a particle size of 5 mm or more, which is difficult to be reoxidized, at the above lower limit or more. Therefore, the amount of coke 21 used can be further reduced.
  • the upper limit of the particle size of the reduced iron molded product 32 is not particularly limited, but may be, for example, 100 mm.
  • the content of the reduced iron molded product 32 in the above mixture may be larger from the viewpoint of reducing the amount of coke 31 used, but the upper limit of the content is preferably 75% by mass, more preferably 70% by mass. If the content exceeds the upper limit, the air permeability of the central layer 30 may decrease.
  • Laminating method Various methods can be used for laminating the central layer 30, but for example, it can be performed by using the bell armor type raw material charging device 2 as in the first layer 10 and the second layer 20. Specifically, during the laminating of the first layer 10 and the second layer 20, that is, after laminating the first layer 10 and before laminating the next second layer 20, and after laminating the second layer 20. Before stacking the next first layer 10, a part of the central layer 30 (to the thickness of the second layer 20 or the first layer 10 to be laminated immediately afterwards) is set in the center of the blast furnace 1 using the raw material charging device 2. It is advisable to stack (corresponding thickness). That is, the laminating step S1 and the central charging step S3 proceed at the same time.
  • dissolution step S2 can be the same as the dissolution step S2 of the first embodiment, detailed description thereof will be omitted.
  • the reduced iron molded body in the first layer 10 since the content of the reduced iron molded body in the first layer 10 is 30% by mass or less, the reduced iron molded body can suppress separation and segregation in the peripheral portion of the blast furnace. Therefore, since the reduced iron molded body exists relatively uniformly up to the center of the blast furnace 1, the aggregate effect is exhibited in the fusion zone D, and the hot air in the melting step S2 is surely ventilated to the center of the blast furnace 1. You will be able to do it.
  • the pig iron production method includes a step of charging a mixture of coke 31 and a reduced iron molded body 32 into the center of the blast furnace 1, and among the reduced iron molded bodies in the mixed product, reduced iron having a particle size of 5 mm or more is provided.
  • the proportion of the compact is 90% by mass or more, and the content of the reduced iron compact in the mixture is 75% by mass or less.
  • the amount of coke used can be reduced in the pig iron manufacturing method.
  • the pig iron production method shown in FIG. 6 is a pig iron production method for producing pig iron using a blast furnace 1 having a tuyere 1a shown in FIG. 1, and is a first layer 10 containing an ore raw material 11 and a coke 21 in the blast furnace 1.
  • the ore raw material 11 of the first layer 10 laminated while alternately laminating the second layer 20 including the above (lamination step S1) and blowing auxiliary fuel into the blast furnace 1 by hot air blown from the tuyere 1a.
  • the aggregate 12 for ventilating the hot air to the center of the blast furnace 1 is mixed in the first layer 10, and the aggregate 12 contains the reduced iron. Includes compression-molded reduced iron molded bodies.
  • the pig iron production method includes a fine pulverization step S4.
  • blast furnace 1 Since the blast furnace 1 is the same as the blast furnace 1 of the first embodiment, detailed description thereof will be omitted.
  • the reduced iron molded body is crushed into powder during the transportation process. Since this powder has a large specific surface area, it reoxidizes from metallic iron to iron oxide. Since the reoxidized reduced iron powder also reduces the air permeability in the blast furnace 1, it is not suitable for use in the first layer 10.
  • a reduced iron molded body that is not used for the first layer 10 is used.
  • the upper limit of the particle size of the reduced iron compact to be pulverized in the fine pulverization step S4 is preferably 3 mm, more preferably 1 mm. If the particle size exceeds the upper limit, the degree of reoxidation is small and the metallization rate is high, so that the flux may not sufficiently function as a flux for improving the aeration of the bird's nest.
  • Fine pulverization can be performed using a roller mill, a ball mill, or the like.
  • the maximum particle size of the reduced iron compact and coal after pulverization is preferably 500 ⁇ m or less, and the average particle size is preferably 100 ⁇ m or less.
  • the melting step S2 is the same as the melting step S2 of the first embodiment except that the fine powder 41 obtained in the fine pulverization step S4 is included as an auxiliary fuel.
  • the point that the fine powder 41 is included as an auxiliary fuel will be described below, and other description will be omitted.
  • the blast furnace 1 is provided with a tubular auxiliary fuel blowing port 1c connected to the tuyere 1a, and the fine powder 41 is blown into the tuyere 1a from the auxiliary fuel blowing port 1c.
  • the fine powder 41 contains a reduced iron molded product (fine powder reduced iron 41a) and coal (fine powder coal 41b) obtained in the fine pulverization step S4.
  • the auxiliary fuel inlet 1c has its outlet toward the downstream side of the hot air H so that the fine powder 41 is blown to the depth of the raceway A on the air flow of the hot air H blown from the tuyere 1a. is set up.
  • the raceway A is a hollow portion in which the coke 21 swivels and exists in a remarkably sparse state with respect to the surrounding area filled with the coke 21 as described above (see FIG. 7).
  • the auxiliary fuel that has been blown is mainly sprayed onto the coke 21 at the back of Raceway A. Then, the acidic slag derived from the ash in which the pulverized coal 41b is melted increases in the back of the raceway A, and the bird's nest slag J, which is a slag layer in which the slag having increased viscosity and melting point stays (holds up), is formed. .. When the bird's nest slag J grows, the air permeability in the lower part of the furnace near the raceway A of the blast furnace 1 deteriorates.
  • the fine powder 41 contains a reduced iron molded product that has been reoxidized as described above.
  • the auxiliary fuel containing iron oxide is blown from the tuyere 1a, it is heated and melted in the raceway A, assimilated and slags with the bird's nest slag J formed up to that point, and is rapidly dropped as the dropping slag 13.
  • the bird's nest slag J becomes difficult to grow, and the air permeability can be maintained. If the air permeability is maintained, the hot air H can be easily ventilated to the center of the blast furnace 1, and as a result, the amount of coke 21 used can be reduced.
  • the lower limit of the blown amount of the reduced iron compact contained in the fine powder 41 is preferably 3 kg per ton of pig iron, more preferably 5 kg. If the amount of blown water is less than the above lower limit, the effect of improving air permeability may be insufficient.
  • the powder derived from the reduced iron molded body is finely pulverized and used as an auxiliary fuel to be blown from the tuyere 1a, whereby the reduced iron molded body can be effectively used and the inside of the blast furnace 1 can be used effectively. Breathability can be improved.
  • the charged amount of the reduced iron compact is 100 kg or more per ton of pig iron, and the ratio of the average particle size of the reduced iron molded body to the average particle size of the ore raw material is 1. .3 or more, and the aeration resistance index of the reduced iron molded body after the tumbler rotation test is 0.1 or less, (2) the basicity of the reduced iron molded body is 0.9 or more, and (3).
  • the reduced iron molded body contains aluminum oxide and the content of the aluminum oxide in the reduced iron molded body is 1.5% by mass or less has been described, but the conditions (1) to (3) above have been described.
  • the central charging process is not an essential process and can be omitted. Even if the central charging process is omitted, the amount of coke used can be reduced.
  • the central charging step may be provided in the pig iron manufacturing method of the first embodiment.
  • the case where the bell armor method is used as the laminating method or the charging method has been described.
  • Method can also be used.
  • a bellless method can be mentioned.
  • a swivel chute can be used to perform stacking or charging while adjusting the angle.
  • the case where the laminating of the first layer and the second layer and the charging of the central layer are performed separately has been described, but the laminating and the charging are performed at the same time by the same device. You can also.
  • the first layer or the second layer can be laminated and the chute can be used to charge the central portion.
  • FIG. 8 shows the large load reduction experimental furnace 7 used in this experiment.
  • the inner diameter of the graphite crucible 71 filled with the sample was ⁇ 75 mm.
  • the sample packed layer 72 was composed of an upper coke layer 72a (height 20 mm), an ore layer 72b (height 110 mm), and a lower coke layer 72c (height 40 mm) from the top.
  • the ore layer 72b corresponds to the first layer 10 of the present invention
  • the upper coke layer 72a and the lower coke layer 72c correspond to the second layer 20.
  • the ore layer 72b includes a reduced iron compact (HBI), a sintered ore (grain size 11.2 to 13.2 mm), iron ore pellets (grain size 8.0 to 11.2 mm), and a lump ore (grains). It was prepared as a mixture with a diameter of 11.2 to 13.2 mm). The total iron content (T.Fe) of the ore layer 72b was constant. Further, by changing the particle size of HBI, the ratio of the average particle size of HBI to the average particle size of the ore raw material was changed. Specifically, there are three types of HBI: (1) particle size of 8.0 to 11.2 mm, (2) particle size of 11.2 to 13.2 mm, and (3) particle size of 13.2 to 16.0 mm. I prepared the one. The chemical properties of the HBI used are shown in Table 1. The amount of HBI charged was 400 kg per ton of pig iron.
  • the sample packed bed 72 was heated with the temperature profile shown in FIG. 9 using an electric furnace 73, and the gas (reducing gas) having the composition shown in FIG. 10 was supplied.
  • the gas was supplied from the gas supply pipe 74 provided in the lower part of the large load reduction experimental furnace 7 and discharged from the gas discharge pipe 75 provided in the upper part.
  • the total supply amount of the gas was 40 NL / min, and the temperature was controlled by two thermocouples 76.
  • the load applied to the sample packed bed 72 was 1 kgf / cm 2 . This load was added by adding the weight of the weight 78 via the load rod 77.
  • T.I. Two kinds containing Fe and Al 2 O 3 were prepared.
  • the charge amount of HBI per ton of pig iron is 250 kg
  • the basicity is changed.
  • the maximum pressure drop was measured.
  • the basicity was adjusted by changing the amount of auxiliary materials such as limestone and the brand of iron ore.
  • the other conditions were the same as in the above-mentioned embodiment of the particle size ratio. The results are shown in FIG.
  • FIG. 15 shows the blast furnace charge distribution experimental device 8 used in this experiment.
  • the blast furnace charge distribution experimental device 8 shown in FIG. 15 is a two-dimensional slice cold model simulating a bell-armor type raw material charge device on a scale of 1 / 10.7.
  • the size of the blast furnace charge distribution experimental device 8 is 1450 mm in height (length of L1 in FIG. 15), 580 mm in width (length of L2 in FIG. 15), and 100 mm in depth (length in the direction perpendicular to the paper surface in FIG. 15). It is).
  • each component of the blast furnace charge distribution experimental device 8 is numbered the same as the corresponding component of the same function of the bell armor type raw material charge device 2 in FIG. Since the functions are the same, detailed description thereof will be omitted. Further, as shown in FIG. 15, the blast furnace charge distribution experimental device 8 has a central charge chute 8a for charging coke imitating the central charge.
  • the coke layer 81, the central charged coke layer 82, and the ore layer 83, which are the bases, are charged into the blast furnace charge distribution experimental device 8 in this order, and then the experimental layer 84, which is an ore layer, is charged, and the ore deposition inclination angle is charged. ⁇ was measured.
  • HBI has a higher apparent density than calcined ore (sintered ore pellets) and lump ore because it has a high metallization rate (low proportion of oxides) and a low porosity.
  • the size is large and the mass per particle is also large. Therefore, when HBI is charged into a blast furnace together with calcination or lump ore, separation and segregation are likely to occur. Separation and segregation occur, and if local segregation occurs in the peripheral part, the gas flow becomes peripheral flow, and there is a risk that the ratio of reducing agent will increase due to equipment wear and heat loss increase.
  • the raw materials used for charging the experimental layer 84 were sinter and sinter simulating lump ore (particle size 2.8 to 4.0 mm), alumina balls simulating iron ore pellets ( ⁇ 2 mm), and lump coke.
  • Coke particle size 8.0 to 9.5 mm simulating HBI, iron plate simulating HBI (20 ⁇ 7 ⁇ 4 mm, 10 ⁇ 7 ⁇ 4 mm).
  • the raw material was scaled to 2 / 11.2.
  • FIG. 16 shows the results when the size of the iron plate simulating HBI is 20 ⁇ 7 ⁇ 4 mm
  • FIG. 17 shows the results when the size of the iron plate is 10 ⁇ 7 ⁇ 4 mm.
  • the large load reduction experimental furnace 7 shown in FIG. 8 was used.
  • the inner diameter of the graphite crucible 71 filled with the sample was ⁇ 85 mm.
  • the sample packed layer 72 was composed of an upper coke layer 72a (height 20 mm), an ore layer 72b (height 150 mm), and a lower coke layer 72c (height 40 mm) from the top.
  • the ore layer 72b was a mixture of sintered ore (grain size 16 to 19 mm), the above iron ore pellets (grain size 11.2 to 13.2 mm), and an iron block (30 mm square cube x 2) simulating HBI. ..
  • the sample packed bed 72 was heated with the temperature profile shown in FIG. 18 using an electric furnace 73, and the gas (reducing gas) having the composition shown in FIG. 19 was supplied.
  • the gas was supplied from the gas supply pipe 74 provided in the lower part of the large load reduction experimental furnace 7 and discharged from the gas discharge pipe 75 provided in the upper part.
  • the total amount of the gas supplied was 58.4 NL / min up to a sample temperature of 200 ° C. and 50.4 NL / min from a sample temperature of 200 ° C. to 1250 ° C., and the temperature was controlled by two thermocouples 76.
  • the load applied to the sample packed bed 72 was 1 kgf / cm 2 . This load was added by adding the weight of the weight 78 via the load rod 77.
  • the reduction rate was measured using three iron ore pellets with different open porosities. The measurement was performed twice only for the iron ore pellet having the lowest porosity, and once for the other two iron ore pellets. The results are shown in FIG. In the graph of FIG. 20, for those measured twice, the result is shown by a bar and the average value is shown by a dot. From the results of FIG. 20, it can be seen that the reducing property is enhanced by using the iron ore pellet having a porosity of 21% in the coarse open pores having a pore diameter of 4 ⁇ m or more.
  • the average particle size of the powder derived from the reduced iron molded body was fixed at 50 ⁇ m, and the amount of pulverized coal contained in the fine powder was fixed at 226 kg per ton of pig iron.
  • the amount of finely pulverized HBI blown was changed, and the dissolution rate of the fine powder, the slag viscosity, the drop line velocity, and the hold-up amount were calculated by a known method. The amount of change in pressure loss was calculated from these results.
  • the pig iron manufacturing method of the present invention can reduce the amount of coke used while maintaining the stable operation of the blast furnace.

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Abstract

本発明の一態様に係る銑鉄製造方法は、羽口を有する高炉を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であって、上記高炉内に鉱石原料を含む第１層とコークスを含む第２層とを交互に積層する工程と、上記羽口から送風する熱風により補助燃料を高炉内へ吹込みつつ、積層された上記第１層の上記鉱石原料を還元及び溶解する工程とを備え、上記熱風を上記高炉の中心部まで通気させるための骨材が上記第１層に混合されており、上記骨材が、還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む。

Description

銑鉄製造方法
　本発明は、銑鉄製造方法に関する。
　高炉内に鉱石原料を含む第１層とコークスを含む第２層とを交互に積層し、羽口から送風する熱風により補助燃料を高炉内へ吹込みつつ、上記鉱石原料を還元し、溶解することで銑鉄を製造する方法が公知である。このとき、上記コークスは、鉱石原料の溶解のための熱源、鉱石原料の還元材、溶鉄へ浸炭し融点を低下させるための加炭材、及び高炉内の通気性を確保するためのスペーサーの役割を果たしている。このコークスにより通気性を維持することで、装入物の荷下がりを安定させ、高炉の安定操業を図っている。
　高炉操業においては、コスト削減の観点からはこのコークスの割合が低いことが望ましい。しかし、コークスの割合を低くすると、上述のコークスの果たす役割も低下する。例えばコークスの割合を低減、すなわち鉱石原料の割合を増加させる方法として、高炉周辺部に小粒径の還元鉄を限定装入する高炉操業方法が提案されている（特開平１１－３１５３０８号公報参照）。上記高炉操業方法では、還元の必要がない還元鉄を炉の周辺部にのみ装入することで、炉の中心部分でのコークスの熱源、還元材、加炭材及びスペーサーとしての役割を維持させつつ、原料の充填率を上げることができるとされている。
特開平１１－３１５３０８号公報
　昨今のＣＯ２排出量削減の要求から、高炉操業においてコークスの使用量のさらなる削減が求められている。上記従来の高炉操業方法において、コークスの有する役割のうち、熱源、還元材及び加炭材については羽口から吹き込む補助燃料により代替可能である。一方、スペーサーの役割はコークスによってのみ担われている。上記従来の高炉操業方法では、還元鉄の装入位置が炉の周辺部のみに限定されている。また、コークスの使用量は、還元鉄の装入により相対的に減少するに留まる。従って、上記従来の高炉操業方法では、コークスの使用量の削減には限界があり、昨今のＣＯ２削減の要求に十分に応えられるものとは言えない。
　本発明は、上述のような事情に基づいてなされたものであり、高炉の安定操業を維持しつつコークスの使用量を低減できる銑鉄製造方法の提供を目的とする。
　本発明の一態様に係る銑鉄製造方法は、羽口を有する高炉を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であって、上記高炉内に鉱石原料を含む第１層とコークスを含む第２層とを交互に積層する工程と、上記羽口から送風する熱風により補助燃料を高炉内へ吹込みつつ、積層された上記第１層の上記鉱石原料を還元及び溶解する工程とを備え、上記熱風を上記高炉の中心部まで通気させるための骨材が上記第１層に混合されており、上記骨材が、還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む。
　当該銑鉄製造方法では、鉱石原料を含む第１層が、骨材として還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む。この還元鉄成形体により、溶解工程で第１層の軟化融着時に熱風が通過し易くなるため、当該銑鉄製造方法では、通気性を確保するためのコークスの量が少なくて済む。従って、当該銑鉄製造方法を用いることで高炉の安定操業を維持しつつコークスの使用量を低減することができる。
　ここで、高炉の「中心部」とは、炉口部の半径をＲとするとき、中心からの距離が０．２Ｒ以下の領域を指す。
　上記還元鉄成形体の装入量が銑鉄１トン当たり１００ｋｇ以上であり、上記鉱石原料の平均粒径に対する上記還元鉄成形体の平均粒径の比が１．３以上であり、上記還元鉄成形体のタンブラー回転試験後の通気抵抗指数が０．１以下であるとよい。還元鉄成形体の装入量を上記下限以上とし、上記還元鉄成形体の平均粒径の比を上記下限以上とし、かつ上記還元鉄成形体の通気抵抗指数を上記上限以下とすることで、上記熱風を上記高炉の中心部まで確実に通気させることができるようになる。従って、コークスの使用量を低減することができる。
　ここで、還元鉄成形体の「タンブラー回転試験後の通気抵抗指数」は、以下のようにして算出される。まず、鉄鉱石類の回転強度測定法（ＪＩＳ－Ｍ８７１２：２０００）に準じてタンブラー回転試験を行い、還元鉄成形体の篩分けによる粒径分布を取得する。この粒度分布は、篩分けを行った篩目間の代表粒径（中央値）をｄｉ［ｃｍ］、代表粒径ｄｉに属する還元鉄成形体の重量分率をｗｉとして表される。この粒度分布を用いて、調和平均径Ｄｐ［ｃｍ］、粒度構成指数Ｉｓｐを下記式１により算出する。さらに、重力換算係数ｇｃ［９．８０７（ｇ・ｃｍ）／（Ｇ・ｓｅｃ２）］を用いて、下記式１により通気抵抗指数Ｋを求める。なお、上記タンブラー回転試験でのタンブラーの回転条件は、２４±１ｒｐｍで、６００回転とされる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-M000001
　上記還元鉄成形体の塩基度が０．９以上であるとよい。このように還元鉄成形体の塩基度を上記下限以上とすることで、還元鉄成形体の収縮開始温度が高温化するので、第１層の収縮量が抑制される。このため、融着帯の通気性が改善され、上記熱風を上記高炉の中心部まで確実に通気させることができるようになる。従って、コークスの使用量を低減することができる。
　ここで、「塩基度」とは、ＳｉＯ２の質量に対するＣａＯの質量の割合を指す。
　上記還元鉄成形体が酸化アルミニウムを含み、上記還元鉄成形体中の上記酸化アルミニウムの含有量が１．５質量％以下であるとよい。酸化アルミニウムは、スラグ粘度を上昇させ、スラグの滴下性を悪化させる。このため、還元鉄成形体中の酸化アルミニウムの含有量を上記上限以下とすることで、コークスの使用量が増大することを抑止できる。
　上記第１層における上記還元鉄成形体の含有量が３０質量％以下であるとよい。還元鉄成形体は鉱石原料に比べて大きく、個重が大きいため、鉱石原料とともに高炉へ装入すると、分離し偏析し易い。還元鉄成形体の含有量を上記上限以下とすることで、この分離及び偏析を抑止することができる。このため、還元鉄成形体が高炉の中心部まで比較的均一に存在するので、融着帯で骨材効果を発揮し、上記熱風を上記高炉の中心部まで確実に通気させることができるようになる。従って、コークスの使用量を低減することができる。
　上記鉱石原料が、気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率が２１％以上である鉄鉱石ペレットを含むとよい。このように気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率が２１％以上である鉄鉱石ペレットを鉱石原料に含めることで、鉱石原料の還元率を高めることができるので、コークスの使用量をさらに低減することができる。
　ここで、「気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率」とは、気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔が鉄鉱石ペレットの見かけの体積に対して占める体積の割合を言い、水銀圧入式ポロシメータ（例えば島津製作株式会社の「オートポアＩＩＩ９４００」）を用いて測定した鉄鉱石ペレットの開気孔率ε０［％］、鉄鉱石ペレットの単位重量当たりの全細孔容積Ａ［ｃｍ３／ｇ］、鉄鉱石ペレットの単位重量当たりの気孔径４μｍ以上の全細孔容積Ａ＋４［ｃｍ３／ｇ］とするとき、ε０×Ａ＋４／Ａ［％］で算出される量である。なお、開気孔とは、鉄鉱石ペレットの外部にまで通じている気孔を言い、閉気孔とは、鉄鉱石ペレットの内部で閉じている気孔を言う。
　上記高炉の中心部にコークス及び還元鉄成形体の混合物を装入する工程を備え、上記混合物における上記還元鉄成形体のうち、粒径５ｍｍ以上の還元鉄成形体が占める割合が９０質量％以上であり、上記混合物における上記還元鉄成形体の含有量が７５質量％以下であるとよい。上記熱風は、高炉の中心部まで到達すると、この中心部を上昇する。このように中心部に粒径の大きい還元鉄成形体を上記上限以下の含有量で含めることで、上記熱風の流れを妨げることなく顕熱を効果的に利用できる。従って、コークスの使用量をさらに低減することができる。
　還元鉄成形体に由来する粉体及び石炭を微粉砕する工程を備え、上記補助燃料として上記微粉砕工程で得られる微粉体を含めるとよい。還元鉄成形体は、搬送過程等により一部が破砕され粉体となる。このような粉体は高炉内の通気性を低下させるため、第１層として使用することは適当ではない。また、この粉体は比表面積が大きいため、酸化鉄へと再酸化する。この酸化鉄を含む補助燃料を羽口から吹き込むと通気性を改善することができる。従って、還元鉄成形体に由来する粉体を石炭とともに微粉砕し、微粉砕した上記粉体及び上記石炭を含む微粉体を羽口から吹き込む補助燃料として用いることで、還元鉄成形体の有効利用を図ることができるとともに、高炉内の通気性を改善することができる。
　以上説明したように、本発明の銑鉄製造方法は、高炉の安定操業を維持しつつコークスの使用量を低減できる。
図１は、本発明の一実施形態に係る銑鉄製造方法を示すフロー図である。 図２は、図１の銑鉄製造方法で使用する高炉内部を示す模式図である。 図３は、図２の融着帯から滴下帯付近の模式的部分拡大図である。 図４は、図１とは異なる本発明の別の一実施形態に係る銑鉄製造方法を示すフロー図である。 図５は、図４の銑鉄製造方法で使用する高炉内部を示す模式図である。 図６は、図１及び図４とは異なる本発明のさらに別の一実施形態に係る銑鉄製造方法を示すフロー図である。 図７は、図６の溶解工程において羽口で行われる処理を模式的に示した図である。 図８は、実施例で用いた大型荷重還元実験炉の構成を示す模式的断面図である。 図９は、図１１～図１４に示す最大圧損を調査した実施例での試料充填層を加熱する温度プロファイルを示すグラフである。 図１０は、図１１～図１４に示す最大圧損を調査した実施例での試料充填層の温度と供給するガス流量との関係を示すグラフである。 図１１は、実施例におけるＨＢＩ粒径比と最大圧損との関係を示すグラフである。 図１２は、実施例におけるＨＢＩ装入量と最大圧損との関係を示すグラフである。 図１３は、実施例におけるＨＢＩの塩基度と最大圧損との関係を示すグラフである。 図１４は、実施例におけるＨＢＩのＡｌ２Ｏ３含有量と最大圧損との関係を示すグラフである。 図１５は、実施例で用いた高炉装入物分布実験装置の構成を示す模式図である。 図１６は、鉄板の大きさが２０×７×４ｍｍである場合の実施例におけるＨＢＩの含有量と鉱石堆積傾斜角θとの関係を示すグラフである。 図１７は、鉄板の大きさが１０×７×４ｍｍである場合の実施例におけるＨＢＩの含有量と鉱石堆積傾斜角θとの関係を示すグラフである。 図１８は、還元率を調査した実施例での試料充填層を加熱する温度プロファイルを示すグラフである。 図１９は、還元率を調査した実施例での試料充填層の温度と供給するガス流量との関係を示すグラフである。 図２０は、実施例における気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率と還元率との関係を示すグラフである。 図２１は、実施例における中心層のＨＢＩの含有量と最大圧損との関係を示すグラフである。 図２２は、実施例におけるＨＢＩの吹込み量と圧損変化量との関係を示すグラフである。
　以下、本発明の各実施形態に係る銑鉄製造方法について説明する。
［第１実施形態］
　図１に示す銑鉄製造方法は、図２に示す高炉１を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であり、積層工程Ｓ１と、溶解工程Ｓ２とを備える。
＜高炉＞
　高炉１は、図２に示すように、炉下部に設けられた羽口１ａと、出銑口１ｂとを有する。羽口１ａは通常複数設けられる。高炉１は、固気向流型のシャフト炉であり、高温の空気に、必要に応じて高温又は常温の酸素を加えた熱風を羽口１ａから炉内に吹き込んで、後述する鉱石原料１１の還元及び溶融等の一連の反応を行い、出銑口１ｂから銑鉄を取り出すことができる。また、高炉１には、ベル・アーマー方式の原料装入装置２が装備されている。この原料装入装置２については、後述する。
＜積層工程＞
　積層工程Ｓ１では、図２に示すように、高炉１内に第１層１０と第２層２０とを交互に積層する。つまり、第１層１０及び第２層２０の層数は、それぞれ２以上である。
（第１層）
　第１層１０は、鉱石原料１１を含む。また、第１層１０には、骨材１２が混合されている。
　鉱石原料１１は、鉄原料となる鉱石類を指し、主として鉄鉱石を含有する。鉱石原料１１としては、焼成鉱（鉄鉱石ペレット、焼結鉱）、塊鉱石、炭材内装塊成鉱、メタル等を挙げることができる。鉱石原料１１は、溶解工程Ｓ２で羽口１ａより吹き込まれる熱風により昇温還元されて溶銑となる。なお、後述する骨材１２に含まれる還元鉄成形体も鉄原料となり得るが、本明細書において還元鉄成形体は鉱石原料１１には含めない。
　第１層１０には、鉱石原料１１に加えて、石灰石、ドロマイト、珪石等の副原料を一緒に装入してもよい。
　骨材１２は、後述する融着帯Ｄの通気性を改善し、上記熱風を高炉１の中心部まで通気させるためのものである。骨材１２は、還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体（ＨＢＩ、Ｈｏｔ　Ｂｒｉｑｕｅｔｔｅ　Ｉｒｏｎ）を含む。
　ＨＢＩは、還元鉄ＤＲＩ（Ｄｉｒｅｃｔ　Ｒｅｄｕｃｅｄ　Ｉｒｏｎ）を熱間状態で成形したものである。ＤＲＩが、気孔率が高く、海上輸送や屋外保存時に酸化発熱する欠点を有するのに対し、ＨＢＩは気孔率が低く、再酸化し難い。骨材１２は、第１層１０の通気性の確保を果たした後は、メタルとして機能し、溶銑となる。骨材１２は金属化率が高く還元の必要がないので、この溶銑となる際に還元材をあまり必要としない。従って、ＣＯ２排出量を削減できる。なお、「金属化率」とは、全鉄分に対する金属鉄の割合［質量％］をいう。
　上記還元鉄成形体の装入量の下限としては、銑鉄１トン当たり１００ｋｇであり、１５０ｋｇがより好ましい。上記還元鉄成形体の装入量が上記下限未満であると、溶解工程Ｓ２で、融着帯Ｄでの骨材１２の通気性確保機能が十分に働かないおそれがある。一方、上記還元鉄成形体の装入量の上限は、骨材過多となり骨材効果が小さくならない範囲で適宜決定されるが、上記還元鉄成形体の装入量の上限は、例えば銑鉄１トン当たり７００ｋｇとされる。
　鉱石原料１１の平均粒径に対する上記還元鉄成形体の平均粒径の比の下限としては、１．３であり、１．４がより好ましい。図３に示すように、第１層１０の鉱石原料１１の一部が溶解して滴下スラグ１３として高炉１の下方へ移動し、鉱石原料１１が軟化収縮した際にも、高融点の上記還元鉄成形体は軟化しない。鉱石原料１１に対して一定以上大きい上記還元鉄成形体を骨材１２として混合させると、上記還元鉄成形体の骨材効果が発現し易く、第１層１０全体が層収縮することを抑止できる。従って、上記平均粒径の比を上記下限以上とすることで、図３の矢印で示すような熱風の流路を確保できるので、溶解工程Ｓ２での通気性を向上させることができる。一方、上記平均径の比の上限としては、１０が好ましく、５がより好ましい。上記平均径の比が上記上限を超えると、上記還元鉄成形体を第１層１０に均一に混合させ難くなり偏析が増大するおそれがある。
　上記還元鉄成形体のタンブラー回転試験後の通気抵抗指数の上限としては、０．１であり、０．０８がより好ましい。上記還元鉄成形体は、一般に製造される工場と使用される工場とが異なり輸送される。この間に体積破壊し粒度分布が変化した還元鉄成形体が用いられると、高炉操業において後述する塊状帯Ｅでの通気性が低下するおそれがある。これに対し、上記タンブラー回転試験後においても通気抵抗指数が一定値以下となることが担保される還元鉄成形体を用いることで、体積破壊を抑制できるから、塊状帯Ｅでの通気性を確保することができる。一方、上記通気性抵抗指数の下限は、特に限定されず、定義上の理論限界値である０に近い値であってもよいが、通常０．０３程度となる。なお、上記通気抵抗指数が所定値以下となる性状を有する還元鉄成形体が用いられていればよく、当該銑鉄製造方法においてタンブラー回転試験を要することを意味するものではない。
　なお、上記還元鉄成形体の装入量を上記下限以上とし、上記還元鉄成形体の平均粒径の比を上記下限以上とし、かつ上記還元鉄成形体の通気抵抗指数を上記上限以下とすることで、塊状帯Ｅ及び融着帯Ｄの通気性を改善し、上記熱風を高炉１の中心部まで確実に通気させることができるようになる。従って、コークスの使用量を低減することができる。
　上記還元鉄成形体の塩基度の下限としては、０．９であり、１．０がより好ましい。このように上記還元鉄成形体の塩基度を上記下限以上とすることで、上記還元鉄成形体の収縮開始温度が高温化するので、第１層１０の収縮量が抑制される。このため、溶解工程Ｓ２で融着帯Ｄの通気性が改善され、上記熱風を高炉１の中心部まで確実に通気させることができるようになる。従って、コークスの使用量を低減することができる。一方、上記還元鉄成形体の塩基度の上限としては、１．４が好ましく、１．３がより好ましい。上記還元鉄成形体の塩基度が上記上限を超えると、上記還元鉄成形体の強度が低下するおそれがある。なお、上記還元鉄成形体の塩基度は、還元鉄成形体の製造時に石灰石等の副原料を添加することで調整できる。
　また、上記還元鉄成形体は、酸化アルミニウムを含む。上記還元鉄成形体中の上記酸化アルミニウムの含有量の上限としては、１．５質量％であり、１．３質量％がより好ましい。上記酸化アルミニウムの含有量が上記上限を超えると、スラグ融点の高温化や粘度の増加により炉下部での通気性の確保が困難となるおそれがある。このため、還元鉄成形体中の酸化アルミニウムの含有量を上記上限以下とすることで、コークスの使用量が増大することを抑止できる。なお、上記酸化アルミニウムの含有量は、０質量％超であればよいが、上記酸化アルミニウムの含有量の下限としては、０．５質量％がより好ましい。上記酸化アルミニウムの含有量が上記下限未満であると、還元鉄成形体が高価なものとなり、銑鉄の製造コストが高くなるおそれがある。
（第２層）
　第２層２０はコークス２１を含む。
　コークス２１は、鉱石原料１１の溶解のための熱源、鉱石原料１１の還元に必要な還元材であるＣＯガスの生成、溶鉄へ浸炭し融点を低下させるための加炭材、及び高炉１内の通気性を確保するためのスペーサーの役割を果たす。
（積層方法）
　第１層１０及び第２層２０を交互に積層する方法には、種々の方法を用いることができる。ここでは、図２に示すようなベル・アーマー方式の原料装入装置２（以下、単に「原料装入装置２」ともいう）を搭載した高炉１を例にとり、その方法について説明する。
　原料装入装置２は、炉頂部に備えられている。つまり、第１層１０及び第２層２０は、炉頂より装入される。原料装入装置２は、図２に示すように、ベルカップ２ａと、下ベル２ｂと、アーマー２ｃとを有する。
　ベルカップ２ａは、装入する原料を充填する部位である。第１層１０を装入する際は、第１層１０を構成する原料をベルカップ２ａに充填し、第２層２０を装入する際は、第２層２０を構成する原料を充填する。
　下ベル２ｂは下方に広がる円錐状であり、ベルカップ２ａ内に配設される。下ベル２ｂは上下に移動可能である（図２で、上方に移動した状態を実線、下方に移動した場合を破線で示している）。下ベル２ｂは、上方に移動した場合、ベルカップ２ａの下部を密閉し、下方に移動した場合ベルカップ２ａの側壁の延長上に隙間が構成されるようになっている。
　アーマー２ｃは、下ベル２ｂより下方で、高炉１の炉壁部に設けられている。下ベル２ｂを下方に移動した際、上記隙間から原料が落下するが、アーマー２ｃは、この落下する原料を反発させるための反発板である。また、アーマー２ｃは、高炉１の内部（中心部）に向かって出退可能に構成されている。
　この原料装入装置２を用いて、以下のようにして、第１層１０を積層することができる。なお、第２層２０についても同様である。また、第１層１０及び第２層２０の積層は、交互に行われる。
　まず、下ベル２ｂを上方に位置させ、第１層１０の原料をベルカップ２ａに装入する。下ベル２ｂが上方に位置する場合、ベルカップ２ａの下部は密閉されるので、ベルカップ２ａ内に上記原料が充填される。なお、その充填量は、各層の積層量とする。
　次に、下ベル２ｂを下方へ移動させる。そうすると、ベルカップ２ａとの間に隙間が生じるので、この隙間から上記原料は炉壁方向へ落下し、アーマー２ｃに衝突する。アーマー２ｃに衝突し、反発した上記原料は、炉内に装入される。上記原料には、アーマー２ｃでの反発により炉内方向に移動しつつ落下するので、落下した位置から炉内の中心側に向かって流れ込みながら堆積する。アーマー２ｃは、中心部に向かって出退可能に構成されているから、上記原料の落下位置は、アーマー２ｃを出退させることで調整することができる。この調整により第１層１０を所望の形状に堆積させることができる。
＜溶解工程＞
　溶解工程Ｓ２では、羽口１ａから送風する熱風により補助燃料を高炉内へ吹込みつつ、積層された第１層１０の鉱石原料１１を還元及び溶解する。なお、高炉操業は連続操業であり、溶解工程Ｓ２は連続して行われている。一方、積層工程Ｓ１は間欠的に行われており、溶解工程Ｓ２で第１層１０及び第２層２０の還元及び溶解処理の状況に応じて、新たに溶解工程Ｓ２で処理すべき第１層１０及び第２層２０が追加されていく。
　図２は、溶解工程Ｓ２での状態を示している。図２に示すように、羽口１ａからの熱風により羽口１ａ付近には、コークス２１が旋回し著しく疎な状態で存在する空洞部分であるレースウェイＡが形成されている。高炉１内では、このレースウェイＡの温度が最も高く２０００℃程度である。レースウェイＡに隣接して、高炉１の内部においてコークスの擬停滞域である炉心Ｂが存在する。また、炉心Ｂから上方に滴下帯Ｃ、融着帯Ｄ及び塊状帯Ｅがこの順で存在する。
　高炉１内の温度は頂部からレースウェイＡに向かって上昇する。つまり、塊状帯Ｅ、融着帯Ｄ、滴下帯Ｃの順に温度が高く、例えば塊状帯Ｅで２０℃以上１２００℃以下程度であるのに対し、炉心Ｂは１２００℃以上１６００℃以下程度となる。なお、炉芯Ｂの温度は径方向で異なり、炉芯Ｂの中心部では滴下帯Ｃより温度が低くなる場合もある。また、炉内の中心部に熱風を安定して流通させることで、断面が逆Ｖ字型の融着帯Ｄを形成させ、炉内の通気性と還元性を確保している。
　高炉１内では、鉄鉱石原料１１は、まず塊状帯Ｅで昇温還元される。融着帯Ｄでは、塊状帯Ｅで還元された鉱石が軟化収縮する。軟化収縮した鉱石は降下して滴下スラグとなり、滴下帯Ｃへ移動する。溶解工程Ｓ２で、鉱石原料１１の還元は、主に塊状帯Ｅで進行し、鉱石原料１１の溶解は、主に滴下帯Ｃで生じる。なお、滴下帯Ｃや炉心Ｂでは、降下してきた液状の酸化鉄ＦｅＯとコークス２１の炭素とが直接反応する直接還元が進行する。
　還元鉄成形体を含む骨材１２は、融着帯Ｄで骨材効果を発揮する。つまり、鉱石が軟化収縮した状態でも、高融点の上記還元鉄成形体は軟化せず、上記熱風を高炉１の中心部まで確実に通気させる通気路が確保される。
　また、炉床部には、還元された鉄が溶融した溶銑Ｆが堆積しており、その溶銑Ｆの上部に溶融スラグＧが堆積している。この溶銑Ｆ及び溶融スラグＧは、出銑口１ｂから取り出すことができる。
　羽口１ａから吹き込む補助燃料としては、石炭を粒径５０μｍ程度に微粉砕した微粉炭、重油や天然ガス等を挙げることができる。上記補助燃料は、熱源、還元材及び加炭材として機能する。つまり、コークス２１の果たす役割のうち、スペーサー以外の役割を代替する。
＜利点＞
　当該銑鉄製造方法では、鉱石原料１１を含む第１層１０が、骨材１２として還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む。この還元鉄成形体により、溶解工程Ｓ２で第１層１０の軟化融着時に熱風が通過し易くなるため、当該銑鉄製造方法では、通気性を確保するためのコークス２１の量が少なくて済む。従って、当該銑鉄製造方法を用いることで高炉の安定操業を維持しつつコークス２１の使用量を低減することができる。
［第２実施形態］
　図３に示す銑鉄製造方法は、図４に示す羽口１ａを有する高炉１を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であって、高炉１内に鉱石原料１１を含む第１層１０とコークス２１を含む第２層２０とを交互に積層する工程（積層工程Ｓ１）と、羽口１ａから送風する熱風により補助燃料を高炉１内へ吹込みつつ、積層された第１層１０の鉱石原料１１を還元及び溶解する工程（溶解工程Ｓ２）とを備え、上記熱風を高炉１の中心部まで通気させるための骨材１２が第１層１０に混合されており、骨材１２が、還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む。また、当該銑鉄製造方法は、中心部装入工程Ｓ３を備える。
＜高炉＞
　高炉１は、第１実施形態の高炉１と同様であるので、同一構成に同一番号を付して説明を省略する。
＜積層工程＞
（第１層）
　鉱石原料１１が、気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率が２１％以上である鉄鉱石ペレットを含むとよい。鉄鉱石ペレットとは、ペレットフィードと、鉄鉱石微粉と、必要に応じて副原料とを用い、高炉用に適した性状（例えばサイズ、強度、還元性など）に、品質を向上させて作り込んだものである。
　鉄鉱石ペレットは、主としてペレットフィードである粗粒と、鉄鉱石の粉砕原料である微粉とから構成され、内部には多数の気孔が形成されている。上述のように鉄鉱石ペレットは、副原料を含んでもよい。このような副原料としては、石灰石、ドロマイトなどを挙げることができる。
　本発明者らは、気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率が２１％以上である鉄鉱石ペレットを鉱石原料１１に含めることで、鉱石原料の還元率を高めることができることを見出している。上述の鉄鉱石ペレットを鉱石原料１１に含めることで、コークスの使用量をさらに低減することができる。なお、上記粗大開気孔の気孔率の下限としては、２３％がより好ましく、２５％がさらに好ましい。
　上記鉄鉱石ペレットの圧潰強度の下限としては、１８０ｋｇ／Ｐが好ましく、１９０ｋｇ／Ｐがより好ましく、２００ｋｇ／Ｐがさらに好ましい。圧潰強度が上記下限未満であると、当該鉄鉱石ペレット１が高炉内で粉化し易くなり、高炉操業が困難となるおそれがある。
　上記鉄鉱石ペレットが、微粉の凝集構造を有することが好ましい。このように微粉の凝集構造を有することで、気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率を向上させつつ、圧潰強度を高められる。ここで、「凝集構造」とは、分散している微粉が複数個集合し、二次粒子を形成している状態を言い、具体的には５個以上、好ましくは１０個以上の微粉が接触している状態を言う。なお、「微粉」とは、同体積となる真球の直径（粒径）で０．５ｍｍ未満の粒子を指すものとする。
　なお、上記鉄鉱石ペレットに代えて、あるいは上記鉄鉱石ペレットとともに炭材内装塊成鉱を用いても同様の効果を奏する。
　第１層１０における上記還元鉄成形体の含有量の上限としては、３０質量％であり、２５質量％がより好ましい。還元鉄成形体は鉱石原料１１に比べて大きく、個重が大きいため、鉱石原料１１とともに高炉１へ装入すると、鉱石原料１１と分離し、偏析し易い。還元鉄成形体の含有量を上記上限以下とすることで、この分離及び偏析を抑止することができ、鉱石堆積傾斜角が低位安定する。このため、還元鉄成形体が第１層１０内で比較的均一に存在し、上記熱風を高炉１の中心部まで確実に通気させることができるようになる。従って、コークス２１の使用量を低減することができる。また、還元鉄成形体の偏析による第１層１０の不安定さを回避できるので、溶解工程Ｓ２で下方から溶解し、上層が降下していく際に層崩れが発生することを抑止できる。なお、鉱石堆積傾斜角とは、鉱石堆積層（第１層１０等）の傾斜面の水平からの角度を言う。
　上記還元鉄成形体の装入量の下限としては、銑鉄１トン当たり１００ｋｇが好ましく、１５０ｋｇがより好ましい。上記還元鉄成形体の装入量が上記下限未満であると、溶解工程Ｓ２で、融着帯Ｄでの骨材１２の通気性確保機能が十分に働かないおそれがある。
　鉱石原料１１の平均粒径に対する上記還元鉄成形体の平均粒径の比の下限としては、１．３が好ましく、１．４がより好ましい。上記平均粒径の比が上記下限未満であると、上記還元鉄成形体の骨材効果が発現し易く、融着帯Ｄでの通気性が低下するおそれがある。
　上記還元鉄成形体のタンブラー回転試験後の通気抵抗指数の上限としては、０．１が好ましく、０．０８がより好ましい。上記通気抵抗指数が上記上限を超えると、塊状帯Ｅでの通気性が低下するおそれがある。
　上記還元鉄成形体の塩基度の下限としては、０．９が好ましく、１．０がより好ましい。上記還元鉄成形体の塩基度が上記下限未満であると、上記還元鉄成形体の収縮開始温度が低温化するので、融着帯Ｄでの第１層１０の収縮が発生し易くなり、通気性が低下するおそれがある。
　上記還元鉄成形体は、酸化アルミニウムを含んでもよい。上記還元鉄成形体が酸化アルミニウムを含む場合、上記還元鉄成形体中の上記酸化アルミニウムの含有量の上限としては、１．５質量％が好ましく、１．３質量％がより好ましい。上記酸化アルミニウムの含有量が上記上限を超えると、スラグ融点の高温化や粘度の増加により炉下部での通気性が低下するおそれがある。
（第２層）
　第２層２０は、第１実施形態の第２層２０と同様に構成されるので、詳細説明を省略する。
（積層方法）
　第１層１０及び第２層２０を交互に積層する方法としては、第１実施形態で説明した方法と同様の方法を用いることができるので、詳細説明を省略する。
＜中心部装入工程＞
　中心部装入工程Ｓ３では、高炉１の中心部にコークス３１及び還元鉄成形体３２の混合物を装入する。この混合物の装入により、図５に示すように中心層３０が形成される。
（中心層）
　上記混合物における還元鉄成形体３２のうち、粒径５ｍｍ以上の還元鉄成形体が占める割合が９０質量％以上であることが好ましく、９５質量％以上であることがより好ましい。溶解工程Ｓ２で羽口１ａから吹き込まれる熱風は、高炉１の中心部まで到達すると、中心層３０を昇温する。中心層３０に、粒径５ｍｍ以上の還元鉄成形体を上記下限以上含めることで、上記熱風の流れを妨げることなく高温ガスの顕熱を回収できる。また、粒径の小さい還元鉄成形体３２は再酸化され易い。再酸化された還元鉄成形体３２は再還元する必要が生じるため、高温であることが好ましい高炉１の中心部の温度を下げることとなる。また、再酸化された還元鉄成形体３２は、中心層３０や炉心Ｂのコークスと反応し、コークスを劣化させてしまう。以上より、再酸化され難い粒径５ｍｍ以上の還元鉄成形体を上記下限以上含めることで、顕熱を効果的に利用することができる。従って、コークス２１の使用量をさらに低減することができる。なお、還元鉄成形体３２の粒径の上限は、特に限定されないが、例えば１００ｍｍとすることができる。
　上記混合物における還元鉄成形体３２の含有量としては、コークス３１の使用量削減の観点から大きいほどよいが、上記含有量の上限としては、７５質量％が好ましく、７０質量％がより好ましい。上記含有量が上記上限を超えると、中心層３０の通気性が低下するおそれがある。
（積層方法）
　中心層３０の積層は、種々の方法を用いることができるが、例えば第１層１０及び第２層２０と同様にベル・アーマー方式の原料装入装置２を用いて行うことができる。具体的には、第１層１０及び第２層２０を積層する間、つまり第１層１０を積層した後で次の第２層２０を積層する前、及び第２層２０を積層した後で次の第１層１０を積層する前に、原料装入装置２を用いて高炉１の中心部に中心層３０の一部（直後に積層する第２層２０又は第１層１０の厚さに相当する厚さ分）を積層するとよい。つまり、積層工程Ｓ１と中心部装入工程Ｓ３とは同時に進行する。
＜溶解工程＞
　溶解工程Ｓ２は、第１実施形態の溶解工程Ｓ２と同様とできるので、詳細説明を省略する。
＜利点＞
　当該銑鉄製造方法では、第１層１０における還元鉄成形体の含有量を３０質量％以下とするので、還元鉄成形体が高炉周辺部に分離及び偏析を抑止することができる。このため、還元鉄成形体が高炉１の中心部まで比較的均一に存在するので、融着帯Ｄで骨材効果を発揮し、溶解工程Ｓ２の熱風を高炉１の中心部まで確実に通気させることができるようになる。
　また、当該銑鉄製造方法では、高炉１の中心部にコークス３１及び還元鉄成形体３２の混合物を装入する工程を備え、上記混合物における上記還元鉄成形体のうち、粒径５ｍｍ以上の還元鉄成形体が占める割合が９０質量％以上であり、上記混合物における上記還元鉄成形体の含有量を７５質量％以下とする。このように中心部に粒径の大きい還元鉄成形体を上記上限以下の含有量で含めることで、上記熱風の流れを妨げることなく顕熱を効果的に利用できる。
　以上から、当該銑鉄製造方法では、コークスの使用量を低減することができる。
［第３実施形態］
　図６に示す銑鉄製造方法は、図１に示す羽口１ａを有する高炉１を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であって、高炉１内に鉱石原料１１を含む第１層１０とコークス２１を含む第２層２０とを交互に積層する工程（積層工程Ｓ１）と、羽口１ａから送風する熱風により補助燃料を高炉１内へ吹込みつつ、積層された第１層１０の鉱石原料１１を還元及び溶解する工程（溶解工程Ｓ２）とを備え、上記熱風を高炉１の中心部まで通気させるための骨材１２が第１層１０に混合されており、骨材１２が、還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む。また、当該銑鉄製造方法は、微粉砕工程Ｓ４を備える。
＜高炉＞
　高炉１は、第１実施形態の高炉１と同様であるので、詳細説明を省略する。
＜積層工程＞
　積層工程Ｓ１は、第１実施形態の積層工程Ｓ１と同様に行えるので、詳細説明を省略する。
＜微粉砕工程＞
　微粉砕工程Ｓ４では、還元鉄成形体に由来する粉体及び石炭を微粉砕する。
　還元鉄成形体は、搬送過程等により一部が破砕され粉体となる。この粉体は比表面積が大きいため、金属鉄から酸化鉄へと再酸化する。再酸化した還元鉄の粉体は高炉１内の通気性も低下させるため、第１層１０に使用することは適当ではない。微粉砕工程Ｓ４では、このような第１層１０に用いられない還元鉄成形体を利用する。
　微粉砕工程Ｓ４で粉砕する還元鉄成形体の粒径の上限としては、３ｍｍが好ましく、１ｍｍがより好ましい。上記粒径が上記上限を超えると、再酸化度合いが小さく、金属化率が高くなるため、鳥の巣通気改善用フラックスとして十分に機能しないおそれがある。
　微粉砕は、ローラミル、ボールミルなどを用いて行うことができる。微粉砕後の還元鉄成形体及び石炭の最大粒径としては、５００μｍ以下とすることが好ましく、その平均粒径としては１００μｍ以下とすることが好ましい。
＜溶解工程＞
　溶解工程Ｓ２は、微粉砕工程Ｓ４で得られる微粉体４１を補助燃料として含める以外は、第１実施形態の溶解工程Ｓ２と同様である。微粉体４１を補助燃料として含める点を以下に説明し、他の説明は、省略する。
　図７に示すように、高炉１には、羽口１ａにつながる筒状の補助燃料吹込口１ｃが設けられており、微粉体４１は、この補助燃料吹込口１ｃから羽口１ａに吹き込まれる。微粉体４１は、微粉砕工程Ｓ４で得られる還元鉄成形体（微粉還元鉄４１ａ）と石炭（微粉炭４１ｂ）とを含む。補助燃料吹込口１ｃは、補助燃料が羽口１ａから吹き込まれる熱風Ｈの気流に乗って微粉体４１がレースウェイＡの奥まで吹き込まれるよう、その吹出口が熱風Ｈの下流側に向かうように設置されている。
　レースウェイＡは、上述したように周囲のコークス２１が充填された領域に対して、コークス２１が旋回し著しく疎な状態で存在する空洞部分である（図７参照）。吹き込まれた補助燃料は、主にレースウェイＡの奥のコークス２１に吹き付けられる。そうすると、レースウェイＡの奥で微粉炭４１ｂが溶融した灰分由来の酸性スラグが増加し、粘度や融点が上昇したスラグが滞留（ホールドアップ）したスラグ層である鳥の巣スラグＪが形成される。鳥の巣スラグＪが成長すると、高炉１のレースウェイＡ付近での炉下部通気性が悪化する。
　ここで、微粉体４１は、上述のように再酸化した還元鉄成形体を含む。この酸化鉄を含む補助燃料を羽口１ａから吹き込むと、レースウェイＡ内で昇温溶融しそれまでに形成された鳥の巣スラグＪと同化及び滓化し、滴下スラグ１３として速やかに滴下する。その結果、鳥の巣スラグＪが成長し難くなり、通気性を維持することができる。通気性が維持されれば、熱風Ｈを高炉１の中心部まで通気し易くなるので、結果としてコークス２１の使用量を低減することができる。
　微粉体４１に含まれる還元鉄成形体の吹込み量の下限としては、銑鉄１トン当たり３ｋｇが好ましく、５ｋｇがより好ましい。上記吹込み量が上記下限未満であると、通気性改善効果が不十分となるおそれがある。
＜利点＞
　当該銑鉄製造方法では、還元鉄成形体に由来する粉体を微粉砕し、羽口１ａから吹き込む補助燃料として用いることで、還元鉄成形体の有効利用を図ることができるとともに、高炉１内の通気性を改善することができる。
［その他の実施形態］
　なお、本発明は、上記実施形態に限定されるものではない。
　上記第１実施形態では、（１）上記還元鉄成形体の装入量が銑鉄１トン当たり１００ｋｇ以上であり、上記鉱石原料の平均粒径に対する上記還元鉄成形体の平均粒径の比が１．３以上であり、かつ上記還元鉄成形体のタンブラー回転試験後の通気抵抗指数が０．１以下であり、（２）上記還元鉄成形体の塩基度が０．９以上であり、（３）上記還元鉄成形体が酸化アルミニウムを含み、上記還元鉄成形体中の上記酸化アルミニウムの含有量が１．５質量％以下である場合を説明したが、上記（１）～（３）の条件の全てが必須というわけではなく、３つの上記条件のうち、２つのみ、又は１つのみを満たす銑鉄製造方法も本発明の意図するところである。３つの上記条件のいずれかを満たすことで、融着帯の通気性を改善し、中心ガス流を強化することでコークスの使用量を低減できる。なお、上記条件のうち、条件（３）を含まない場合にあっては、上記還元鉄成形体が酸化アルミニウムを含むことは必須ではない。
　上記第２実施形態では、当該銑鉄製造方法が中心部装入工程を備える場合を説明したが、中心部装入工程は必須の工程ではなく省略可能である。中心部装入工程を省略しても、コークスの使用量を低減することができる。
　また、上記中心部装入工程は、第１実施形態の銑鉄製造方法に備えられてもよい。
　上記第１実施形態及び上記第２実施形態の積層工程と、上記第２実施形態の中心部装入工程とにおいて、積層方法あるいは装入方法としてベル・アーマー方式を用いる場合を説明したが、他の方式を用いることもできる。このような他の方式としてはベルレス方式を挙げることができる。ベルレス方式では、旋回シュートを用いて、その角度を調整しながら積層あるいは装入を行うことができる。
　また、上記第２実施形態において、第１層及び第２層の積層と、中心層の装入とを別に行う場合を説明したが、上記積層と上記装入とは同じ装置で一度に行うこともできる。例えば上述のベルレス方式では、旋回シュートの角度を調整しながら、第１層又は第２層を積層しつつ、そのシュートで中心部への装入も行うことができる。
　上記第３実施形態では、第１実施形態に対して微粉砕工程を付加する構成を説明したが、第２実施形態に対して微粉砕工程を付加する構成とすることもできる。
　以下、実施例によって本発明をさらに詳細に説明するが、本発明はこれらの実施例に限定されるものではない。
〔粒径比〕
　鉱石原料の平均粒径に対する還元鉄成形体の平均粒径の比（以下、「ＨＢＩ粒径比」ともいう）が通気性に与える影響について、高炉周辺部を模擬した大型荷重還元実験を行って、調査した。
　図８に、この実験に用いた大型荷重還元実験炉７を示す。試料を充填する黒鉛坩堝７１の内径はφ７５ｍｍとした。試料充填層７２は、上から上部コークス層７２ａ（高さ２０ｍｍ）、鉱石層７２ｂ（高さ１１０ｍｍ）及び下部コークス層７２ｃ（高さ４０ｍｍ）により構成した。鉱石層７２ｂが本発明の第１層１０に相当し、上部コークス層７２ａ及び下部コークス層７２ｃが第２層２０に相当する。
　鉱石層７２ｂは、還元鉄成形体（ＨＢＩ）と、焼結鉱（粒径１１．２～１３．２ｍｍ）と、鉄鉱石ペレット（粒径８．０～１１．２ｍｍ）と、塊鉱石（粒径１１．２～１３．２ｍｍ）との混合物とした。鉱石層７２ｂは全鉄分（Ｔ．Ｆｅ）を一定とした。また、ＨＢＩの粒径を変化させることで、鉱石原料の平均粒径に対するＨＢＩの平均粒径の比を変化させた。具体的には、ＨＢＩとして、（１）粒径８．０～１１．２ｍｍ、（２）粒径１１．２～１３．２ｍｍ、（３）粒径１３．２～１６．０ｍｍ、の３通りのものを準備した。用いたＨＢＩの化学性状を表１に示す。また、ＨＢＩの装入量は、銑鉄１トン当たり４００ｋｇとした。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　この試料充填層７２に対して、電気炉７３を用いて図９に示す温度プロファイルで加熱しつつ、図１０に示す組成のガス（還元ガス）を供給した。上記ガスは、大型荷重還元実験炉７の下部に設けられているガス供給管７４から供給し、上部に設けられているガス排出管７５から排出した。上記ガスの総供給量は４０ＮＬ／ｍｉｎであり、温度管理は２つの熱電対７６により行った。また、試料充填層７２に加える荷重は１ｋｇｆ／ｃｍ２とした。この荷重は、荷重棒７７を介して錘７８の重さを加えることで付加した。
　上述の条件で試料充填層７２の圧損を連続測定し、その最大値（最大圧損）を記録した。この最大圧損が大きいほど通気性が低いと判断できる。結果を図１１に示す。
　図１１の結果から、ＨＢＩ粒径比を１．３以上とすることで、骨材効果（鉱石原料層が軟化収縮時に、Ｍ．Ｆｅが主体で高融点のＨＢＩが軟化せずに骨材として機能し、層収縮を抑制する。その結果、ＨＢＩの周囲に空隙が生成し、その空隙をガスが流れる効果）が発現し易いことが分かる。
〔装入量〕
　ＨＢＩの銑鉄１トン当たりの装入量が通気性に与える影響について、高炉周辺部を模擬した大型荷重還元実験を行って、調査した。
　上述の粒径比の実施例において、ＨＢＩの粒径を１３．２～１６．０ｍｍ（ＨＢＩ粒径比＝１．６）に固定し、ＨＢＩの銑鉄１トン当たりの装入量を変化させて、同様の実験を行った。結果を図１２に示す。
　図１２の結果から、ＨＢＩの銑鉄１トン当たりの装入量を１００ｋｇ以上とすることで、骨材効果が発現し易いことが分かる。
〔塩基度〕
　ＨＢＩの塩基度が通気性に与える影響について、高炉周辺部を模擬した大型荷重還元実験を行って、調査した。
　ＨＢＩとして、以下の含有量でＴ．Ｆｅ及びＡｌ２Ｏ３を含有する２種類のものを準備した。
　ｃａｓｅ（１）：Ｔ．Ｆｅ＝７４．２～８０．４質量％、及び
　　　　　　　　　Ａｌ２Ｏ３＝１．９９～２．２０質量％
　ｃａｓｅ（２）：Ｔ．Ｆｅ＝８９．９～９１．７質量％、及び
　　　　　　　　　Ａｌ２Ｏ３＝０．６６～１．３１質量％
　２種類の上記ＨＢＩについて、ＨＢＩの粒径を１３．２～１６．０ｍｍ（ＨＢＩ粒径比＝１．６）、ＨＢＩの銑鉄１トン当たりの装入量を２５０ｋｇとし、塩基度を変化させて最大圧損を測定した。塩基度の調整は、石灰石等の副原料の量と鉄鉱石の銘柄変更により行った。なお、他の条件は、上述の粒径比の実施例と同様とした。結果を図１３に示す。
　図１３の結果から、ＨＢＩの種類によらず塩基度を０．９以上とすることで、骨材効果が発現し易いことが分かる。なお、同一塩基度で比較すると、Ｔ．Ｆｅが高く（スラグ分が低く）、Ａｌ２Ｏ３含有量が低いｃａｓｅ（２）の方が最大圧損は低くなる。
〔酸化アルミニウムの含有量〕
　ＨＢＩの含まれる酸化アルミニウムの含有量が通気性に与える影響について、高炉周辺部を模擬した大型荷重還元実験を行って、調査した。
　ＨＢＩとして、Ｔ．Ｆｅ＝８７．６～９２．０質量％、塩基度＝０．０４～０．５６の性状を有し、Ａｌ２Ｏ３の含有量が異なるものを準備した。なお、図１３のグラフから、上記Ｔ．Ｆｅの含有量において、塩基度０．５６以下の範囲では、最大圧損は塩基度の影響を受け難いと考えられる。
　上記ＨＢＩを用いた以外は、上述の粒径比の実施例と同様の条件で最大圧損を測定した。結果を図１４に示す。
　図１４の結果から、Ａｌ２Ｏ３の含有量を１．５質量％以下とすることで、骨材効果が発現し易いことが分かる。Ａｌ２Ｏ３の含有量を１．５質量％超とすると、スラグ融点の高温化やスラグ粘度の増加により銑滓分離性・スラグ滴下性が悪化し、最大圧損が上昇したと考えられる。
〔含有量〕
　第１層１０におけるＨＢＩの含有量が通気性に与える影響について、ベル・アーマー方式の原料装入装置を模擬した高炉装入物分布実験を行って、調査した。
　図１５に、この実験に用いた高炉装入物分布実験装置８を示す。図１５に示す高炉装入物分布実験装置８は、スケール１／１０．７でベル・アーマー方式の原料装入装置を模擬した２次元スライス冷間模型である。高炉装入物分布実験装置８の大きさは、高さ１４５０ｍｍ（図１５のＬ１の長さ）、幅５８０ｍｍ（図１５のＬ２の長さ）、奥行き１００ｍｍ（図１５で紙面に垂直方向の長さ）である。
　高炉装入物分布実験装置８の各構成要素は、図２のベル・アーマー方式の原料装入装置２の対応する同一機能の構成要素と同一番号を付した。機能は同一であるので、詳細説明は省略する。また、高炉装入物分布実験装置８は、図１５に示すように、中心装入を模したコークスを装入するための中心装入シュート８ａを有する。
　この高炉装入物分布実験装置８に下地となるコークス層８１、中心装入コークス層８２及び鉱石層８３を順に装入した後、鉱石層である実験層８４を装入し、鉱石堆積傾斜角θを測定した。ＨＢＩは、焼成鉱（焼結鉱及び鉄鉱石ペレット）や塊鉱石に比べて金属化率が高く（酸化物の割合が低く）、気孔率も低いため、見かけ密度が大きい。また、サイズも大きく１粒子当たりの質量も大きい。従って、ＨＢＩを焼成鉱や塊鉱石とともに高炉へ装入すると分離及び偏析を生じ易い。分離及び偏析が生じ、周辺部に局所偏析すると、ガス流れが周辺流化し、設備損耗や熱損失増加による還元材比増加のおそれがある。
　実験層８４の装入に用いた原料は、焼結鉱及び塊鉱石を模擬した焼結鉱（粒径２．８～４．０ｍｍ）、鉄鉱石ペレットを模擬したアルミナボール（φ２ｍｍ）、塊コークスを模擬したコークス（粒径８．０～９．５ｍｍ）、ＨＢＩを模擬した鉄板（２０×７×４ｍｍ、１０×７×４ｍｍ）である。原料は、２／１１．２縮尺とした。
　焼結鉱とアルミナボールとの比率（焼結鉱／アルミナボール）として、７０／３０、４０／６０、０／１００の３種類を準備し、それぞれについてＨＢＩの含有量を変化させながら、鉱石堆積傾斜角θを測定した。ＨＢＩを模擬した鉄板の大きさが２０×７×４ｍｍである場合の結果を図１６に、１０×７×４ｍｍである場合の結果を図１７に示す。
　図１６及び図１７の結果から、ＨＢＩを模擬した鉄板の大きさによらずＨＢＩの含有量が３０質量％以下とすることで、鉱石堆積傾斜角θは比較的低位で安定することが分かる。一方、ＨＢＩの含有量が４０質量％を超えると、鉱石堆積傾斜角θが増大しており、ＨＢＩの実験層８４の上部への偏析が顕著となる。
〔鉄鉱石ペレットの開気孔率〕
　鉱石原料として含まれる鉄鉱石ペレットの開気孔率が還元性に与える影響について、高炉周辺部を模擬した大型荷重還元実験を行って、調査した。
　図８に示す大型荷重還元実験炉７を用いた。試料を充填する黒鉛坩堝７１の内径はφ８５ｍｍとした。試料充填層７２は、上から上部コークス層７２ａ（高さ２０ｍｍ）、鉱石層７２ｂ（高さ１５０ｍｍ）及び下部コークス層７２ｃ（高さ４０ｍｍ）により構成した。鉱石層７２ｂは、焼結鉱（粒径１６～１９ｍｍ）、上記鉄鉱石ペレット（粒径１１．２～１３．２ｍｍ）及びＨＢＩを模擬した鉄ブロック（３０ｍｍ角立方体×２個）の混合物とした。
　この試料充填層７２に対して、電気炉７３を用いて図１８に示す温度プロファイルで加熱しつつ、図１９に示す組成のガス（還元ガス）を供給した。上記ガスは、大型荷重還元実験炉７の下部に設けられているガス供給管７４から供給し、上部に設けられているガス排出管７５から排出した。上記ガスの総供給量は試料温度２００℃までは５８．４ＮＬ／ｍｉｎ、試料温度２００℃～１２５０℃までは５０．４ＮＬ／ｍｉｎであり、温度管理は２つの熱電対７６により行った。また、試料充填層７２に加える荷重は１ｋｇｆ／ｃｍ２とした。この荷重は、荷重棒７７を介して錘７８の重さを加えることで付加した。
　上述の条件で試料充填層７２の温度が１２５０℃となった時点で昇温を終了するとともにガスの供給を停止し、試料充填層７２の還元前重量と還元後重量との差分から還元率を算出した。
　開気孔率の異なる３つの鉄鉱石ペレットを用いて、還元率の測定を行った。測定は、開気孔率の最も低い鉄鉱石ペレットのみ２回行い、他の２つの鉄鉱石ペレットについては１回行った。結果を図２０に示す。図２０のグラフでは、２回の測定をしたものについては、その結果をバーで、その平均値をドットで示している。図２０の結果から、気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率が２１％である鉄鉱石ペレットを用いることで、還元性が高められることが分かる。
〔中心層のＨＢＩ含有量〕
　中心層が通気性に与える影響について、高炉中心部を模擬した大型荷重還元実験を行って、調査した。
　図８の大型荷重還元実験炉７において、表１に示す化学性状を有するＨＢＩ（粒径１１．２～１３．２ｍｍ）とコークス（粒径１０．０～１３．２ｍｍ）の混合層（高さ１５０ｍｍ）により試料充填層７２を構成し、ＨＢＩの含有量を変化させて最大圧損を測定した。なお、昇温速度は５℃／ｍｉｎで一定とし、ガスの組成はＣＯ／Ｎ２＝５０／５０体積％、上記ガスの総供給量は４０ＮＬ／ｍｉｎとした。他の条件は、上述の粒径比の実施例と同様とした。結果を図２１に示す。
　図２１の結果から、中心層でのＨＢＩの含有量を７５質量％以下とすることで、通気性が悪化しないことが分かる。一方、中心層でのＨＢＩの含有量が７５質量％を超えると、最大圧損が上昇し通気性が悪化する。
〔微粉体の補助燃料への添加〕
　還元鉄成形体に由来する粉体を石炭とともに微粉砕した微粉体を補助燃料に含める効果をシミュレーションにより検証した。
　上記シミュレーションにおいて、還元鉄成形体に由来する粉体の平均粒径は５０μｍ、微粉体に含まれる微粉炭の吹込み量を銑鉄１トン当たり２２６ｋｇに固定した。この条件の元で、微粉砕したＨＢＩの吹込み量を変化させて、微粉体の溶解率の計算、スラグ粘度の算出、滴下線速度の計算、ホールドアップ量の計算を公知の方法により行い、これらの結果から圧損変化量を算出した。
　図２２の結果から、少量であっても微粉砕したＨＢＩを含めることで、炉下部圧損が低減することが分かる。また、微粉体に含まれるＨＢＩの吹込み量を銑鉄１トン当たり３ｋｇ以上とすることで、通気性の改善が顕著となることが分かる。
　本発明の銑鉄製造方法は、本発明の銑鉄製造方法は、高炉の安定操業を維持しつつコークスの使用量を低減できる。
１　高炉
１ａ　羽口
１ｂ　出銑口
１ｃ　補助燃料吹込口
２　原料装入装置
２ａ　ベルカップ
２ｂ　下ベル
２ｃ　アーマー
１０　第１層
１１　鉱石原料
１２　骨材
１３　滴下スラグ
２０　第２層
２１　コークス
３０　中心層
３１　コークス
３２　還元鉄成形体
４１　微粉体
４１ａ　微粉還元鉄
４１ｂ　微粉炭
７　大型荷重還元実験炉
７１　黒鉛坩堝
７２　試料充填層
７２ａ　上部コークス層
７２ｂ　鉱石層
７２ｃ　下部コークス層
７３　電気炉
７４　ガス供給管
７５　ガス排出管
７６　熱電対
７７　荷重棒
７８　錘
８　高炉装入物分布実験装置
８ａ　中心装入シュート
８１　コークス層
８２　中心コークス層
８３　鉱石層
８４　実験層
Ａ　レースウェイ
Ｂ　炉心
Ｃ　滴下帯
Ｄ　融着帯
Ｅ　塊状帯
Ｆ　溶銑
Ｇ　溶融スラグ
Ｈ　熱風
Ｊ　鳥の巣スラグ

Claims (8)

  1. 　羽口を有する高炉を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であって、
    　上記高炉内に鉱石原料を含む第１層とコークスを含む第２層とを交互に積層する工程と、
    　上記羽口から送風する熱風により補助燃料を高炉内へ吹込みつつ、積層された上記第１層の上記鉱石原料を還元及び溶解する工程と
    を備え、
    　上記熱風を上記高炉の中心部まで通気させるための骨材が上記第１層に混合されており、
    　上記骨材が、還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む銑鉄製造方法。
  2. 　上記還元鉄成形体の装入量が銑鉄１トン当たり１００ｋｇ以上であり、
    　上記鉱石原料の平均粒径に対する上記還元鉄成形体の平均粒径の比が１．３以上であり、
    　上記還元鉄成形体のタンブラー回転試験後の通気抵抗指数が０．１以下である請求項１に記載の銑鉄製造方法。
  3. 　上記還元鉄成形体の塩基度が０．９以上である請求項１に記載の銑鉄製造方法。
  4. 　上記還元鉄成形体が酸化アルミニウムを含み、
    　上記還元鉄成形体中の上記酸化アルミニウムの含有量が１．５質量％以下である請求項１に記載の銑鉄製造方法。
  5. 　上記第１層における上記還元鉄成形体の含有量が３０質量％以下である請求項１から請求項４のいずれか１項に記載の銑鉄製造方法。
  6. 　上記鉱石原料が、気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率が２１％以上である鉄鉱石ペレットを含む請求項５に記載の銑鉄製造方法。
  7. 　上記高炉の中心部にコークス及び還元鉄成形体の混合物を装入する工程を備え、
    　上記混合物における上記還元鉄成形体のうち、粒径５ｍｍ以上の還元鉄成形体が占める割合が９０質量％以上であり、
    　上記混合物における上記還元鉄成形体の含有量が７５質量％以下である請求項５に記載の銑鉄製造方法。
  8. 　還元鉄成形体に由来する粉体及び石炭を微粉砕する工程を備え、
    　上記補助燃料として上記微粉砕工程で得られる微粉体を含める請求項５に記載の銑鉄製造方法。
     
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