WO2013172046A1 - 高炉への原料装入方法 - Google Patents

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和平 市川
渡壁　史朗
石井　純
寿幸 廣澤
明紀 村尾
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    • F27D3/0033—Charging; Discharging; Manipulation of charge charging of particulate material
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    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/10—Charging directly from hoppers or shoots

Definitions

  • the present invention relates to a raw material charging method for a blast furnace in which the raw material is charged into the furnace with a swirl chute, and in particular, aims to achieve a uniform mixing layer of the ore raw material and coke.
  • a blast furnace generally charges raw materials such as sintered ore, pellets, and massive ore and coke in layers from the top of the furnace, and flows combustion gas from the tuyere to obtain pig iron.
  • the coke and ore raw material which are the charged raw materials for the blast furnace, descend from the top of the furnace to the lower part of the furnace, and ore reduction and raw material temperature rise occur.
  • the ore raw material layer is gradually deformed while filling the gaps between the ore raw materials due to the temperature rise and the load from above, and the lower part of the shaft part of the blast furnace has a very high resistance to gas and almost no gas flows. Form a layer.
  • raw material charging into a blast furnace is performed by alternately charging ore raw materials and coke, and in the furnace, ore raw material layers and coke layers are alternately layered. Further, in the lower part of the blast furnace, there is a region called a cohesive zone where an ore raw material layer having a large ventilation resistance softened and fused with ore and a coke slit having a relatively small ventilation resistance derived from coke are mixed.
  • the air permeability of this cohesive zone has a great influence on the air permeability of the entire blast furnace, and the productivity in the blast furnace is limited.
  • a low coke operation it is considered that the coke slit becomes extremely thin because the amount of coke used is reduced.
  • Patent Document 2 proposes that ore and coke are separately stored in a bunker at the top of the furnace, and coke and ore are mixed and charged simultaneously.
  • no particular consideration is given to the separation of coke and ore after the raw material is charged into the furnace, and there is concern about the separation of coke and ore due to segregation of coarse and fine particles after raw material charging. .
  • Patent Document 3 in order to prevent the instability of the cohesive zone shape in the blast furnace operation and the decrease in the gas utilization rate near the center, and to improve the safe operation and thermal efficiency, the raw material charging method in the blast furnace is In addition, after all ore and all coke are thoroughly mixed, they are charged into the furnace.
  • Patent Document 3 although a blast furnace having no coke slit is described, a specific raw material charging method in the blast furnace is not mentioned, and a method for controlling the charge mixture rate is not described. It is unknown.
  • Patent Document 4 As a raw material charging method to improve the ventilation resistance without the presence of coke slits, ⁇ A method of operating a blast furnace in which ore raw materials such as sintered ore, pellets, massive ore and blast furnace charging raw materials of coke are charged into the blast furnace with a rotating chute, When charging the blast furnace charging raw material into the blast furnace, a central coke layer was formed in the axial center portion, and the ore raw material and coke were mixed so as not to generate a coke slit outside the central coke layer. A raw material charging method for a blast furnace, wherein a mixed layer is formed. " Proposed.
  • Patent Document 4 has significantly improved the air permeability in the blast furnace, enabling stable blast furnace operation.
  • the present invention relates to an improvement of the technique described in Patent Document 4 described above, and at the time of forming a mixed layer, it is intended to achieve further uniformization and thereby enable more stable blast furnace operation. It is.
  • the inventors have made various studies in order to achieve further uniformity in forming the mixed layer in the blast furnace.
  • the present inventors have obtained a novel finding that the homogenization of the mixed layer is greatly improved by increasing the discharge rate of the mixed raw material into the blast furnace.
  • the present invention is based on the above findings.
  • the gist configuration of the present invention is as follows. 1.
  • the blast furnace operation method of charging ore raw materials such as sintered ore, pellets, massive ore and blast furnace charging raw materials of coke into the blast furnace using a rotating chute When a mixed layer is formed in a predetermined region in the blast furnace by charging the mixed raw material and the coke into the blast furnace, the discharge rate of the mixed raw material into the blast furnace is 1.5 t. / S or more,
  • the raw material charging method to the blast furnace characterized by the above-mentioned.
  • At least two furnace top bunkers disposed at the top of the blast furnace, and a collecting hopper disposed at a discharge port of each furnace top bunker and mixing raw materials discharged from the furnace top bunker to supply the swirl chute
  • One or two of the furnace top bunker stores either or both of the ore raw material or the mixed raw material obtained by mixing the ore raw material and the coke, and stores them in one of the remaining furnace top bunkers.
  • the coke and the ore raw material and / or mixed raw material are discharged simultaneously from the furnace top bunker, mixed with the collecting hopper, and mixed into the swivel chute.
  • the mixed raw material in which the ore raw material and coke are mixed into the blast furnace is charged and the mixed layer is formed in the blast furnace, it is possible to achieve a more uniform mixed layer, so that it is more stable. It becomes possible to carry out the blast furnace operation.
  • the ore raw material and coke mixed raw material are stored in the furnace top bunker 12b, only the coke is stored in the furnace top bunker 12a, and only the ore raw material is stored in the furnace top bunker 12c. Yes.
  • the coke amount is preferably adjusted to 30% by mass or less of the total coke amount.
  • the coke, mixed raw material and ore raw material discharged from the furnace top bunkers 12a to 12c after being adjusted to a predetermined flow rate by the flow rate adjusting gate 13 are collected into the collecting hopper 14. Then, the mixture is fed to the bellless type charging device 15 immediately below, and charged into the blast furnace 10 by the turning chute 16 of the bellless type charging device 15.
  • the swirl chute 16 is revolved around the axis of the blast furnace 10 and at the same time is reversely tilted so as to tilt from the axial center of the blast furnace 10 toward the furnace wall. The case of making an input will be described. The case where the central coke layer is formed in the axial center portion of the blast furnace will be described.
  • the turning chute 16 is controlled to reversely tilt so as to turn about the central axis of the blast furnace 10 and simultaneously tilt toward the furnace wall side from the axial center side of the furnace center of the blast furnace 10, and is discharged from the top bunker 12.
  • Raw material charging is performed by a reverse tilt control method in which the charged blast furnace charging material is charged in the reverse direction from the furnace center side to the furnace wall side.
  • the flow rate adjusting gates 13 of the furnace top bunkers 12b and 12c are closed, and the flow rate adjusting gate 13 of only the furnace top bunker 12a is opened. Only the coke stored in the furnace top bunker 12a is supplied to the turning chute 16, and a central coke layer 12d is formed at the axial center as shown in FIG.
  • the swiveling chute 16 is gradually tilted in the horizontal direction, and when the formation of the central coke layer 12d is completed, the flow rate adjusting gates 13 of the remaining two furnace top bunkers 12b and 12c are opened at a predetermined ratio,
  • the coke discharged from the bunker 12a and the mixed raw material discharged from the top bunker 12b and / or the ore raw material discharged from the top bunker 12c are simultaneously supplied to the collecting hopper 14. For this reason, the coke and the ore raw material are completely mixed by the collecting hopper 14 and then supplied to the swivel chute 16, and as shown in FIG.
  • the mixed layer 12e which does not produce a coke slit with a substantially uniform mixing ratio with the raw material is formed.
  • the coke amount of the central coke layer 12d and the mixed layer 12e is such that the coke amount of the central coke layer 12d is about 5 to 30% by mass of the total amount of coke charged per charge, while the coke amount of the mixed layer 12e is It is set to about 70 to 95% by mass of the total coke amount.
  • the region where the central coke layer is formed is preferably 0 or more and 0.3 or less in the dimensionless radius of the blast furnace where the blast furnace axial center part is 0 and the furnace wall part is 1. The reason for this is that by collecting a part of the coke in the core part of the furnace, the air permeability in the shaft part and thus the air permeability of the entire blast furnace can be effectively improved.
  • the amount of coke charged to form the central coke layer is preferably about 5 to 30% by mass of the amount of coke charged per charge. This is because if the amount of coke charged to the shaft center portion is less than 5% by mass, the air permeability around the shaft center portion is not sufficiently improved, while more than 30% by mass of coke is concentrated on the shaft center portion. In this case, not only the amount of coke for use in the mixed layer is reduced, but also the amount of heat removed from the furnace body is increased due to excessive gas flow in the axial center.
  • the content is preferably 10 to 20% by mass.
  • layers composed of the central coke layer 12d and the mixed layer 12e are sequentially formed in the blast furnace 10 from the lower part to the upper part.
  • the central coke layer 12d having a low ventilation resistance is formed from the lower portion of the blast furnace toward the upper portion of the blast furnace.
  • the mixed layer 12e in which the coke and the ore raw material are mixed is formed around it.
  • a furnace core tube 32 is disposed on the inner peripheral surface of a cylindrical furnace body 31, and a cylindrical heating heater 33 is disposed outside the furnace core tube 32.
  • a graphite crucible 35 is disposed at the upper end of a cylindrical body 34 made of a refractory inside the furnace core tube 32, and a charging raw material 36 is charged into the crucible 35.
  • a load is applied to the charged raw material 36 from above by a load loading device 38 connected via a punch bar 37 so as to be in the same level as the fused layer at the bottom of the blast furnace.
  • a drop sampling device 39 is provided below the cylindrical body 34.
  • the gas adjusted by the gas mixing device 40 is sent to the crucible 35 through the lower cylindrical body 34, and the gas that has passed through the raw material 36 in the crucible 35 is analyzed by the gas analyzer 41.
  • the heating heater 33 is provided with a thermocouple 42 for controlling the heating temperature, and the crucible 35 is 1200 to 1500 by controlling the heater 33 with a control device (not shown) while measuring the temperature with the thermocouple 42. Heat to ° C.
  • a mixture of 50 to 100% by mass of sintered ore and 0 to 50% by mass of massive iron ore was used as the ore of the charging raw material 36 charged in the crucible 35.
  • FIG. 3 is a graph in which the relationship between the maximum pressure loss ratio and the mixing amount when the mixing amount of coke with respect to the ore is changed in the case where the size of the coke is different.
  • the pressure loss was highest when coke was not mixed, whereas the addition of coke significantly reduced the airflow resistance, and this effect increased as the amount of coke increased.
  • the reason for this is that mixing the coke suppresses the deformation of the ore and maintains the voids in the vicinity of the mixed coke, which suppresses the phenomenon in which the voids between the particles decrease due to the deformation of the ore and the ventilation resistance increases. It is thought that.
  • the lump coke means a particle having a particle size of about 30 to 60 mm
  • the small and medium lump coke means a particle having a particle size of about 10 to 30 mm
  • ore raw materials usually have a particle size of about 5 to 25 mm.
  • the particle size of the ore raw material is preferably 10 to 30 mm and the particle size of the coke is preferably 30 to 55 mm. Further, it is preferable that the particle size ratio (coke particle size / ore material particle size) is about 1.0 to 5.5.
  • the inventors investigated the ratio of coke in the mixed layer suitable for reducing pressure loss, that is, improving air permeability (amount of coke / amount of ore raw materials).
  • the mass ratio is about 7 to 25%. It turned out to be preferable. More preferably, it is in the range of 10 to 15%. Note that when a suitable ratio of coke in the mixed layer is converted to a ratio to the total amount of coke, it is about 20 to 95%.
  • the inventors conducted an evaluation test of the mixing ratio of coke in the ore raw material using a charging model device that becomes 1/18 scale of an actual blast furnace simulating the top of the blast furnace as shown in FIG. It was.
  • the raw material particle size is 1/18 times that of the actual blast furnace
  • the raw material charging amount is 1/18 times
  • the charging chute is The turning speed was 1/18 times.
  • FIG. 4 shows the results of examining the change over time in the mixing ratio of coke in the charged raw material when ore and coke are mixed in a bunker or when ore and coke are discharged simultaneously from two bunker.
  • the amount of ore and coke was constant, and the target mixing ratio was set to 0.05.
  • the mixing rate increases in the early and late stages of discharge, and the mixing ratio decreases from the target value (0.05) in the middle of discharging. .
  • the mixing ratio of coke in the ore showed a substantially constant value with respect to the target value. Therefore, it can be seen that co-discharge mixing can control the mixing ratio of coke with higher accuracy than mixing in a bunker.
  • the inventors next investigated the change in the mixing ratio when the discharging speed at the time of simultaneous discharging was variously changed.
  • the quality of the mixing rate was judged by the difference between the maximum mixing rate and the minimum mixing rate in the furnace radial direction.
  • the obtained result is shown in FIG.
  • the difference between the maximum mixing rate and the minimum mixing rate decreases as the material discharge rate increases. That is, it can be seen that the ore and coke can be mixed more uniformly by increasing the discharge rate of the raw material.
  • the discharge speed to 1.5 t / s or more, the difference between the maximum mixing rate and the minimum mixing rate is greatly reduced, and is substantially constant at 1.8 t / s or more.
  • the conventional general raw material discharge rate is about 0.8 to 1.3 t / s, and conventionally, no particular attention has been paid to this discharge rate.
  • the reason why the difference between the maximum mixing ratio and the minimum mixing ratio is reduced by increasing the discharge rate of the charged raw material, that is, the uniformity of the mixed layer is not yet clearly clarified.
  • the inventors speculate as follows.
  • the segregation of the charged raw material is considered to occur because ore having a small particle size is easily affected by the unevenness of the raw material deposition surface when the flow of the charged raw material flows on the stationary raw material deposition surface.
  • the charging speed is increased, the kinetic energy of the charging raw material during the movement of the deposition surface is increased, and the ore having a small particle size is suppressed.
  • the discharge rate of the raw material is increased, the layer thickness of the charged raw material flow increases.
  • the layer thickness of the charged raw material flow is increased, the ratio of particles in contact with the lower surface is relatively decreased, and the influence of unevenness on the lower surface is reduced. From the above, it is presumed that when the charging speed is increased, segregation of the charging raw material is suppressed and the uniformization of the mixed layer is achieved.
  • the shaft pressure is closely monitored, and when the blast furnace charging according to the present invention is continuously performed, if an abnormality is detected in the shaft pressure, the raw material charging method is changed to the normal charging method. It is advantageous to switch to a method in which the ore raw material layer and the coke slit are formed separately, and then after switching to the charging method according to the present invention, once the shaft pressure abnormality is resolved, it is advantageous to operate. .

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Description

高炉への原料装入方法
　本発明は、炉内への原料装入を旋回シュートで行う高炉への原料装入方法に関し、特に鉱石類原料とコークスとの混合層の均一化を達成しようとするものである。
　高炉は、一般的に焼結鉱、ペレット、塊状鉱石等の鉱石類原料とコークスとを炉頂から層状に装入し、羽口より燃焼ガスを流して、銑鉄を得る。装入された高炉装入原料であるコークスと鉱石類原料は炉頂より炉下部へと降下し、鉱石の還元と原料の昇温が起こる。鉱石類原料層は、昇温と上方からの荷重により鉱石類原料間の空隙を埋めながら徐々に変形して、高炉のシャフト部の下方においては非常に通気抵抗が大きくガスが殆ど流れない融着層を形成する。
　従来、高炉への原料装入は、鉱石類原料とコークスを交互に装入しており、炉内では鉱石類原料層とコークス層が交互に層状となっている。また、高炉内下部には、融着帯と呼ばれる、鉱石が軟化融着した通気抵抗の大きな鉱石類原料層とコークス由来の比較的通気抵抗が小さいコークススリットとが混在する領域が存在する。
　この融着帯の通気性が高炉全体の通気性に大きく影響を及ぼしており、高炉における生産性を律速している。低コークス操業を行う場合、使用されるコークス量が減少することからコークススリットが限りなく薄くなることが考えられる。
　融着帯の通気抵抗を改善するためには、鉱石類原料層にコークスを混合することが有効であることが知られており、適切な混合状態を得るために多くの研究が報告されている。
　例えば、特許文献１においては、ベルレス高炉において、鉱石ホッパーのうち下流側の鉱石ホッパーにコークスを装入し、コンベア上で鉱石の上にコークスを積層し、炉頂バンカーに装入して、鉱石とコークスとを旋回シュートを介して高炉内に装入するようにしている。
　しかしながら、特許文献１においては、炉頂バンカーにおいて鉱石とコークスとを混合させることから、炉頂バンカー内で偏析が生じてしまい、鉄鉱石とコークスとの混合比率を正確に維持することはできないという問題があった。
　また、特許文献２では、炉頂のバンカーに鉱石とコークスとを別々に貯留して、コークスと鉱石を同時に混合装入することを提案している。
　しかしながら、原料が炉内に装入された後のコークスと鉱石の分離については特に考慮が払われてなく、原料装入後の粗粒と細粒の偏析によるコークスと鉱石の分離が懸念される。
　さらに、特許文献３では、高炉操業における融着帯形状の不安定化及び中心部付近におけるガス利用率の低下を防止し、安全操業と熱効率の向上を図るために、高炉における原料装入方法おいて、全鉱石と全コークスを完全混合した後、炉内に装入するようしている。
　しかしながら、特許文献３に記載された技術では、コークススリットがない高炉については記載されているが、高炉における具体的な原料装入方法については言及されてなく、装入物混合率の制御法が不明である。
　ところで、発明者らは、先に、特許文献４において、コークススリットを存在させることなく、通気抵抗を向上させる高炉への原料装入方法として、
「焼結鉱、ペレット、塊状鉱石などの鉱石類原料及びコークスの高炉装入原料の高炉内への装入を旋回シュートで行う高炉の操業方法であって、
　前記高炉装入原料を前記高炉に装入する際に、軸心部に中心コークス層を形成し、該中心コークス層の外側にコークススリットを生じさせないように前記鉱石類原料及びコークスを混合させた混合層を形成するようにしたことを特徴とする高炉への原料装入方法。」
を提案した。
特開平３－２１１２１０号公報 特開２００４－１０７７９４号公報 特公昭５９－１０４０２号公報 特開２０１２－９７３０１号公報
　上掲特許文献４の開発により、高炉内における通気性は大幅に向上し、安定した高炉操業が可能になった。
　本発明は、上記した特許文献４に記載の技術の改良に係るもので、混合層の形成に際し、一層の均一化を達成し、もってより安定した高炉操業の実施を可能ならしめようとするものである。
　さて、発明者らは、高炉内での混合層の形成に際し、一層の均一化を達成すべく種々検討を重ねた。
　その結果、混合原料の高炉内への排出速度を上昇させることによって、混合層の均一化が大幅に向上するという新規な知見を得た。
　本発明は、上記の知見に立脚するものである。
　すなわち、本発明の要旨構成は次のとおりである。
１．焼結鉱、ペレット、塊状鉱石などの鉱石類原料及びコークスの高炉装入原料を、旋回シュートを用いて高炉内へ装入する高炉操業方法において、
　前記鉱石類原料と前記コークスとを混合した混合原料として高炉内へ装入することにより、高炉内の所定領域に混合層を形成するに際し、前記混合原料の高炉内への排出速度を１．５ｔ／ｓ以上とすることを特徴とする高炉への原料装入方法。
２．前記高炉の炉頂に配設した少なくとも２つの炉頂バンカーと、各炉頂バンカーの排出口に配設され当該炉頂バンカーから排出される原料を混合して前記旋回シュートに供給する集合ホッパーとを備え、
　前記炉頂バンカーの１つまたは２つに、前記鉱石類原料若しくは前記鉱石類原料と前記コークスとを混合させた混合原料のいずれかまたは両者をそれぞれ貯留し、残りの炉頂バンカーの１つに前記コークスを貯留して、前記混合層を形成する際に、前記炉頂バンカーから同時に、前記コークスと前記鉱石類原料及び／又は混合原料を排出し、前記集合ホッパーで混合して前記旋回シュートに供給する
ことを特徴とする前記１に記載の高炉への原料装入方法。
３．前記高炉装入原料を高炉内に装入するに際し、高炉の軸心部に中心コークス層を形成することを特徴とする前記１または２に記載の高炉への原料装入方法。
　本発明によれば、高炉内へ鉱石類原料とコークスとを混合した混合原料を装入して、高炉内に混合層を形成するに際し、混合層の一層の均一化を達成できるので、より安定した高炉操業の実施が可能になる。
炉頂バンカーを含む原料装入状態を示す模式図である。 鉱石類原料の高温性状を測定する実験装置を示す概略構成図である。 コークス粒子径をパラメータとした鉱石類原料へのコークスの混合割合と最大圧力損失割合との関係を示すグラフである。 バンカー内混合と同時排出混合の場合における、装入原料中のコークスの混合率の経時変化を比較して示したグラフである。 同時排出条件で排出速度を変化させたときの炉半径方向にわたるコークス混合率の変化を示したグラフである。 同時排出時における排出速度を種々に変化させた場合の混合率の変化を示したグラフである。
　以下、本発明の一実施形態を図面に基づいて説明する。
　図１に基づき、特許文献４に従って鉱石類原料及びコークスを高炉内に装入する具体的な装入要領を説明する。
　なお、この例で、炉頂バンカー１２ｂには鉱石類原料及びコークスの混合原料が、また炉頂バンカー１２ａにはコークスのみが、さらに炉頂バンカー１２ｃには鉱石類原料のみが、それぞれ貯留されている。
　ここに、炉頂バンカー１２ｂに貯留される混合原料において、コークス量は全コークス量の３０質量％以下に調整することが好ましい。というのは、混合されるコークス量が全コークス量の３０質量％以下であれば、炉頂バンカー１２ｂに貯留された時点で、コークスと鉱石類原料とで大きな偏析を生じることがなく、旋回シュート１６によって形成される鉱石類原料とコークスとの混合層の混合率を略均一にすることができるからである。
　これに対して、コークス量が全コークス量の３０質量％を超えると、比重差及び粒子径差による偏析が起こりやすくなり、炉頂バンカー１２ｂに貯留された時点でコークスと鉱石類原料との偏析が大きくなり、局所的に鉱石類原料のみやコークスのみが存在する領域が発生してしまう。
　さて、炉頂バンカーからの原料を装入するには、炉頂バンカー１２ａ～１２ｃから流量調整ゲート１３により所定の流量に調整されて排出されたコークス、混合原料及び鉱石類原料を、集合ホッパー１４で混合して直下のベルレス式装入装置１５へ送り、このベルレス式装入装置１５の旋回シュート１６により高炉１０内に装入する。
　ここで、旋回シュート１６は、高炉１０の軸心を中心に旋回すると同時に高炉１０の軸心部から炉壁側へ向かって傾動するように逆傾動制御される、いわゆる逆傾動制御方式で原料装入を行う場合について説明する。
　また、高炉の軸心部に中心コークス層を形成する場合について説明する。
　さて、旋回シュート１６は、高炉１０の中心軸を中心に旋回すると同時に高炉１０の炉中心の軸心部側から炉壁側へ向かって傾動するように逆傾動制御され、炉頂バンカー１２から排出された高炉装入原料が炉中心側から炉壁側へと逆方向に装入を行う逆傾動制御方式で原料装入を行う。
　このとき、旋回シュート１６が略垂直状態に傾動している初期装入状態では、炉頂バンカー１２ｂ及び１２ｃの流量調整ゲート１３を閉じ、炉頂バンカー１２ａのみの流量調整ゲート１３を開いて、この炉頂バンカー１２ａに貯留されているコークスのみを旋回シュート１６に供給し、図１に示すように、軸心部に中心コークス層１２ｄを形成する。
　その後、旋回シュート１６を徐々に水平方向側に傾動させて、中心コークス層１２ｄの形成が終了すると、残りの２つの炉頂バンカー１２ｂ及び１２ｃの流量調整ゲート１３を所定比率で開口し、炉頂バンカー１２ａから排出されるコークスと、炉頂バンカー１２ｂから排出される混合原料及び／又は炉頂バンカー１２ｃから排出される鉱石類原料とを同時に集合ホッパー１４へ供給する。このため、集合ホッパー１４でコークスと鉱石類原料とが完全に混合されてから旋回シュート１６に供給され、図１に示したように、高炉１０内の中心コークス層１２ｄの外側にコークスと鉱石類原料とが略均一な混合率となってコークススリットを生じない混合層１２ｅが形成される。
　ここで、中心コークス層１２ｄ及び混合層１２ｅのコークス量は、中心コークス層１２ｄのコークス量が１チャージ当たりのコークス全装入量の５～３０質量％程度に、一方混合層１２ｅのコークス量が全コークス量の７０～９５質量％程度に設定されている。
　なお、中心コークス層を形成する領域は、高炉軸心部を０、炉壁部を１とする高炉無次元半径において０以上、０．３以下とすることが望ましい。この理由は、コークスの一部を炉軸心部に集めることによって、軸心部での通気性ひいては高炉全体の通気性を効果的に改善することができるからである。
　なお、中心コークス層を形成するために装入されるコークス量は、１チャージ当たりのコークス装入量の５～３０質量％程度とするのが好ましい。というのは、軸心部へのコークス装入量が５質量％に満たないと軸心部周辺の通気性の改善が十分でなく、一方３０質量％より多いコークスを軸心部に集中させた場合には、混合層に使用するためのコークス量が低下するだけでなく、軸心部をガスが流れすぎてやはり炉体からの抜熱量が増加するからである。好ましくは１０～２０質量％である。
　そして、中心コークス層１２ｄ及び混合層１２ｅで構成される層を順次高炉１０内に下部から上部まで形成して行く。
　このように中心コークス層１２ｄ及び混合層１２ｅで構成される層を順次積層することにより、高炉１０内の軸心部では通気抵抗の小さい中心コークス層１２ｄが高炉下部から高炉上部に向かって形成され、その周囲にコークスと鉱石類原料とが混合された混合層１２ｅが形成されるのである。
　そこで、発明者らは、上記効果を実証するために、図２に示す実験装置を用いて、高炉内での原料還元、昇温過程を模擬してその通気抵抗の変化を調べた。
　この実験装置は、円筒状の炉体３１の内周面に炉芯管３２を配置し、この炉芯管３２の外側に円筒状の加熱用ヒーター３３を配置する。炉芯管３２の内側には耐火物で構成された円筒体３４の上端に黒鉛製るつぼ３５を配置し、このるつぼ３５内に装入原料３６が装入されている。この装入原料３６には、高炉下部の融着層と同程度の状態となるように、パンチ棒３７を介して連結した荷重負荷装置３８により上部から荷重を負荷する。円筒体３４の下部には、滴下物サンプリング装置３９が設けられている。
　るつぼ３５には、その下部の円筒体３４を介してガス混合装置４０によって調整したガスを送り、るつぼ３５内の装入原料３６を通過したガスはガス分析装置４１で分析する。加熱用ヒーター３３には加熱温度制御用の熱電対４２が配設され、この熱電対４２で温度を測定しながら図示しない制御装置で加熱用ヒーター３３を制御することによって、るつぼ３５を１２００～１５００℃に加熱する。
　ここで、るつぼ３５内に装入された装入原料３６の鉱石としては５０～１００質量％の焼結鉱と、０～５０質量％の塊鉄鉱石を混合したものを用いた。
　図３は、鉱石に対するコークスの混合量を変化させたときの最大圧力損失割合と混合量との関係を、コークスの大きさが異なる場合について調べたグラフである。
　図３に示したように、コークスを混合しない場合は圧損が最も高かったのに対し、コークスを添加することによって通気抵抗は著しく低下し、しかもこの効果はコークス量の増加に伴って大きくなることが分かる。この理由は、コークスを混合することによって鉱石の変形が抑制され、また混合コークス近傍の空隙が維持されるため、鉱石の変形により粒子間の空隙が減少して通気抵抗が上昇する現象が抑制されたものと考えられる。
　また、同図に示したとおり、塊コークスと小中塊コークスとを用いた場合では、融着層における通気抵抗値が異なり、小中塊コークスを用いた場合には、塊コークスを用いた場合と比較して同じ混合量でも圧力損失が小さくなることが判明した。
　ここに、塊コークスとは粒径が３０～６０mm程度のものを、また小中塊コークスとは粒径が１０～３０mm程度のものをいう。一方、鉱石類原料は、通常、粒径が５～２５mm程度である。
　ここに、鉱石類原料やコークスの粒径に起因した炉内通気性の悪化を回避するには、鉱石類原料の粒径は１０～３０mm、コークスの粒径は３０～５５mmとすることが好ましく、さらにこれらの粒径比（コークスの粒径／鉱石類原料の粒径）を１．０～５．５程度とすることが好適である。
　また、発明者らは、圧力損失の低減すなわち通気性の向上に好適な混合層中におけるコークスの割合（コークス量／鉱石類原料量）について調査したところ、質量比率で７～２５％程度とすることが好ましいことが判明した。より好ましくは１０～１５％の範囲である。なお、混合層中におけるコークスの好適割合を全コークス量に対する比率に換算すると約２０～９５％となる。
　ところで、上記のような好適条件で模擬試験を行った場合でも、混合層の不均一さに起因すると考えられる通気抵抗の上昇が見られた。
　そこで、発明者らは、図１に示したような高炉炉頂部を模擬した実高炉の１／１８スケールになる装入模型装置を用いて、鉱石原料中におけるコークスの混合率の評価試験を行った。
　本模型装置において、原料の落下軌跡および堆積挙動を実炉と一致させるために、原料粒径を実高炉の１／１８倍に、原料装入量は１／１８倍に、また装入シュートの旋回速度は１／１８倍とした。
　図４に、バンカー内で鉱石とコークスを混合した場合、または２つのバンカーから鉱石とコークスを同時に排出した場合における、装入原料中のコークスの混合率の経時変化について調べた結果を示す。なお、いずれの場合も、鉱石量およびコークス量は一定とし、また目標混合率は０．０５に設定した。
　図４に示したとおり、バンカー内で鉱石とコークスを混合した場合は、排出の初期および後期で混合率が上昇し、排出中期では混合率は目標値（０．０５）よりも減少している。これに対し、２つのバンカーから鉱石とコークスを同時に排出した場合は、鉱石中におけるコークスの混合率は目標値に対してほぼ一定の値を示した。従って、バンカー内混合よりも同時排出混合の方が、コークスの混合率を精度よく制御できることが分かる。
　次に、同時排出条件で、排出速度をそれぞれ０．８５ｔ／ｓ、１．２７ｔ／ｓ（いずれも実機換算）と変化させたときの炉半径方向にわたるコークス混合率の変化について調べた結果を、図５に示す。
　図５に示したとおり、排出速度が実機換算で０．８５ｔ／ｓのときと比較して、実機換算で１．２７ｔ／ｓのときの方がコークス混合率の最大値と最小値の差異が小さく、より均一に混合されていることが分かる。
　そこで、発明者らは、次に、同時排出時における排出速度を種々に変化させた場合の混合率の変化について調査した。混合率の良否は、炉半径方向における最大混合率と最小混合率との差で判定した。得られた結果を図６に示す。なお、この差が、小さいほどより均一に混合されているといえる。
　図６に示したとおり、原料の排出速度が大きくなるに従って最大混合率と最小混合率との差は小さくなっている。すなわち、原料の排出速度が大きくすることによって、鉱石とコークスをより均一に混合できることが分かる。
　特に、排出速度を１．５ｔ／ｓ以上とすることによって、最大混合率と最小混合率との差は大幅に低減し、１．８ｔ／ｓ以上でほぼ一定になっている。
　なお、従来の一般的な原料の排出速度は、０．８～１．３ｔ／ｓ程度であり、また従来はこの排出速度には特に注意は払われていなかった。
　ここに、装入原料の排出速度を大きくすることによって、最大混合率と最小混合率との差が小さくなる、すなわち混合層の均一化が達成される理由は、まだ明確に解明されたわけではないが、発明者らは次のように推察している。
　装入原料の偏析は、装入原料流れが、静止した原料堆積面を流れる際に、小粒径である鉱石が原料堆積面の凹凸の影響を受け静止しやすいために生じると考えられる。
　この点、装入速度が増加すると、堆積面移動時の装入原料がもつ移動エネルギーが増加し、小粒径である鉱石の静止が抑制される。また、原料の排出速度を大きくすると、装入原料流れの層厚が増加する。さらに、装入原料流れの層厚が増加すると、下面と接する粒子の比率は相対的に減少し、下面の凹凸の影響が低減する。
　以上から、装入速度が増加すると、装入原料の偏析が抑制され、混合層の均一化が達成されるものと推察される。
　なお、高炉操業中はシャフト圧力を注視しておき、本発明に従う高炉装入を継続して行っている際に、シャフト圧力に異常が検知されたときは、原料の装入方式を、通常の鉱石類原料層とコークススリットとを個別に形成する方式に切り替え、その後、シャフト圧力の異常が解消されたら、再度、本発明に従う装入方式に切り替えて操業を行うようにすることが有利である。
　１０　高炉
　１２ａ～１２ｃ　炉頂バンカー
　１２ｄ　中心コークス層
　１２ｅ　混合層
　１３　流量調整ゲート
　１４　集合ホッパー
　１５　ベルレス式装入装置
　１６　旋回シュート
　３１　円筒状の炉体
　３２　炉芯管
　３３　円筒状の加熱用ヒーター
　３４　円筒体
　３５　黒鉛製るつぼ
　３６　装入原料
　３７　パンチ棒
　３８　荷重負荷装置
　４０　混合装置
　４１　ガス分析装置
　４２　熱電対

Claims (3)

  1. 　焼結鉱、ペレット、塊状鉱石などの鉱石類原料及びコークスの高炉装入原料を、旋回シュートを用いて高炉内へ装入する高炉操業方法において、
    　前記鉱石類原料と前記コークスとを混合した混合原料として高炉内へ装入することにより、高炉内の所定領域に混合層を形成するに際し、前記混合原料の高炉内への排出速度を１．５ｔ／ｓ以上とすることを特徴とする高炉への原料装入方法。
  2. 　前記高炉の炉頂に配設した少なくとも２つの炉頂バンカーと、各炉頂バンカーの排出口に配設され当該炉頂バンカーから排出される原料を混合して前記旋回シュートに供給する集合ホッパーとを備え、
    　前記炉頂バンカーの１つまたは２つに、前記鉱石類原料若しくは前記鉱石類原料と前記コークスとを混合させた混合原料のいずれかまたは両者をそれぞれ貯留し、残りの炉頂バンカーの１つに前記コークスを貯留して、前記混合層を形成する際に、前記炉頂バンカーから同時に、前記コークスと前記鉱石類原料及び／又は混合原料を排出し、前記集合ホッパーで混合して前記旋回シュートに供給する
    ことを特徴とする請求項１に記載の高炉への原料装入方法。
  3. 　前記高炉装入原料を高炉内に装入するに際し、高炉の軸心部に中心コークス層を形成することを特徴とする請求項１または２に記載の高炉への原料装入方法。
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Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP6885528B1 (ja) * 2020-01-29 2021-06-16 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉への原料装入方法

Families Citing this family (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
BR112018008267B1 (pt) * 2015-10-28 2021-09-08 Jfe Steel Corporation Método de carregar matéria-prima para dentro de alto-forno
KR102249774B1 (ko) 2019-10-02 2021-05-07 김미경 다기능 목발
CN116656893B (zh) * 2023-06-06 2025-09-12 马鞍山市中天机械制造安装有限公司 一种高炉

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5910402B2 (ja) 1978-12-08 1984-03-08 川崎製鉄株式会社 混合装入物による高炉の操業方法
JPH03211210A (ja) 1990-01-16 1991-09-17 Kawasaki Steel Corp ベルレス高炉における原料装入方法
JPH10183210A (ja) * 1996-12-24 1998-07-14 Sumitomo Metal Ind Ltd 高炉操業方法
JP2004107794A (ja) 2002-08-30 2004-04-08 Jfe Steel Kk ベルレス高炉の原料装入方法
JP2005060797A (ja) * 2003-08-18 2005-03-10 Jfe Steel Kk 高炉への原料装入方法
JP2012097301A (ja) 2010-10-29 2012-05-24 Jfe Steel Corp 高炉への原料装入方法

Family Cites Families (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5910402A (ja) 1982-07-10 1984-01-19 Toshiba Corp 圧延機及び圧延方法
US4913406A (en) * 1986-08-26 1990-04-03 Kawasaki Steel Corp. Shaft furnace having means for charging and adjusting a pre-mixture of ore and coke
JPH0254706A (ja) * 1988-08-18 1990-02-23 Kawasaki Steel Corp 高炉の操業方法
JP2724063B2 (ja) * 1990-11-30 1998-03-09 川崎製鉄株式会社 高炉炉頂における原料装入制御方法
JPH06208404A (ja) * 1993-01-11 1994-07-26 Matsushita Electric Ind Co Ltd フィードバックゲイン自動調整ユニット
JP3211210B2 (ja) * 1993-07-30 2001-09-25 カヤバ工業株式会社 サスペンション装置
CN1596315B (zh) * 2002-08-29 2011-03-23 杰富意钢铁株式会社 无料钟高炉的原料装入方法
CN101275172A (zh) * 2007-03-30 2008-10-01 鞍钢股份有限公司 一种高炉炉料混装入炉方法
CN101476002B (zh) * 2009-01-16 2012-06-20 北京中电华方科技有限公司 一种高炉炼铁方法
CN102021255A (zh) * 2009-12-31 2011-04-20 宝钢集团新疆八一钢铁有限公司 无料钟高炉高比例球团矿炉料结构布料方法
KR101175465B1 (ko) * 2010-07-29 2012-08-20 인하대학교 산학협력단 고로 장입물의 낙하궤적 산출방법

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5910402B2 (ja) 1978-12-08 1984-03-08 川崎製鉄株式会社 混合装入物による高炉の操業方法
JPH03211210A (ja) 1990-01-16 1991-09-17 Kawasaki Steel Corp ベルレス高炉における原料装入方法
JPH10183210A (ja) * 1996-12-24 1998-07-14 Sumitomo Metal Ind Ltd 高炉操業方法
JP2004107794A (ja) 2002-08-30 2004-04-08 Jfe Steel Kk ベルレス高炉の原料装入方法
JP2005060797A (ja) * 2003-08-18 2005-03-10 Jfe Steel Kk 高炉への原料装入方法
JP2012097301A (ja) 2010-10-29 2012-05-24 Jfe Steel Corp 高炉への原料装入方法

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP6885528B1 (ja) * 2020-01-29 2021-06-16 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉への原料装入方法
WO2021152989A1 (ja) * 2020-01-29 2021-08-05 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉への原料装入方法
CN115023508A (zh) * 2020-01-29 2022-09-06 杰富意钢铁株式会社 向高炉中装入原料的方法

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