JP5574064B2 - Raw material charging method to blast furnace - Google Patents

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Description

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するものである。   The present invention relates to a raw material charging method for a blast furnace in which a raw material is charged into the furnace with a turning chute.

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。   In a blast furnace, generally, ore raw materials such as sintered ore, pellets and massive ore and coke are charged in layers from the top of the furnace, and combustion gas flows from the tuyere to obtain pig iron. The coke and ore raw material, which are the charged raw materials for the blast furnace, descend from the top of the furnace to the 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.

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および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。さらに、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。Conventionally, 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 are an ore raw material layer having a large ventilation resistance in which an ore called softening zone is softened and fused, and a coke slit having a relatively small ventilation resistance derived from coke.
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. Furthermore, when a low coke operation is performed, it is conceivable that the coke slit becomes extremely thin because the amount of coke used is reduced.

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。In order to improve the cohesive zone ventilation resistance, it is known that mixing coke into the ore raw material layer is effective, and many studies have been reported to obtain an appropriate mixing state. .
For example, in Patent Document 1, in a bell-less blast furnace, coke is charged into the ore hopper on the downstream side of the ore hopper, the coke is stacked on the ore on a conveyor, charged into the furnace top bunker, and the ore And coke are charged into the blast furnace through a turning chute.

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で、コークスの通常装入用バッチ、コークスの中心装入用バッチおよび混合装入用バッチの３通りを同時に行うようにしている。   In Patent Document 2, ore and coke are separately stored in a bunker at the top of the furnace, and coke and ore are mixed and charged at the same time. And three batches for mixing and charging are performed simultaneously.

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およ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にしている。   Furthermore, in 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.

特開平３−２１１２１０号公報JP-A-3-211210 特開２００４−１０７７９４号公報JP 2004-107794 A 特公昭５９−１０４０２号公報Japanese Patent Publication No.59-10402

ところで、融着帯の通気抵抗を改善するためには、前述した特許文献３に記載された技術のように、鉱石層にコークスを混合しておくことが有効であることが知られている。
しかしながら、特許文献３に記載された代表的なコークスの平均粒径は約４０〜５０ｍｍであって、鉱石の平均粒径は約１５ｍｍであり、両者の粒径は大幅に異なることから、単純に混合しただけでは空隙率が大幅に低下して、炉内において通気性が悪化し、ガスの吹き抜けや原料の降下不良といったトラブルを生じる可能性がある。
また、鉱石とコークスとをそれぞれ２つのバンカーから同時に切り出して混合装入したとしても、装入面の傾斜によって、大粒径のコークスがより遠くまで転がるため、コークスが分離し易いといった課題がある。
これらのトラブルを回避するためには、炉軸心部にコークスのみの層を形成する方法が考えられる。この方法によれば、炉軸心部にコークス層によるガスの通り道が確保されるため、通気性の改善が可能となる。また、鉱石とコークスとを同時に切り出して混合装入する際に、装入原料を中心から積み付ける逆傾動装入が、上記トラブル回避に有効であることが知られている。Incidentally, in order to improve the ventilation resistance of the cohesive zone, it is known that it is effective to mix coke in the ore layer as in the technique described in Patent Document 3 described above.
However, the average particle size of the typical coke described in Patent Document 3 is about 40 to 50 mm, the average particle size of the ore is about 15 mm, and the particle size of both is greatly different. If only mixed, the porosity is greatly reduced, the air permeability is deteriorated in the furnace, and there is a possibility that troubles such as gas blow-out and poor lowering of raw materials may occur.
Moreover, even if the ore and coke are cut out from two bunkers simultaneously and mixed and charged, the coke with a large particle size rolls farther due to the inclination of the charging surface, so that the coke is easily separated. .
In order to avoid these troubles, a method of forming a coke-only layer in the furnace axis can be considered. According to this method, the passage of gas through the coke layer is secured in the core portion of the furnace, so that air permeability can be improved. Moreover, when ore and coke are cut out and mixed and charged at the same time, it is known that reverse tilt charging in which charging raw materials are stacked from the center is effective in avoiding the above trouble.

ところが、高炉半径方向の原料装入間隔が小さい場合、若しくは１旋回当たりの装入原料が多すぎる場合などには、ある旋回時に装入された原料の山を、その次旋回時に装入した原料の山が乗り越えることとなる。その場合、原料が高炉中心部へ流れこみ、混合コークスが分離して、混合率制御性の悪化や、コークス混合率の低下などの問題を引き起こす。また、通常、逆傾動装入を行う同時切り出し混合装入では、特に原料装入間隔が狭い場合、装入原料が直前に撒いた原料の山を乗り越えて中心側に流れ込み、混合コークスが分離して、混合率制御性の悪化や、コークス混合率の低下などの問題を引き起こしてしまう。   However, when the raw material charging interval in the blast furnace radial direction is small or when there are too many charged raw materials per turn, the raw material charged at the next turn The mountain will be overcome. In that case, the raw material flows into the center of the blast furnace and the mixed coke is separated, causing problems such as deterioration in controllability of mixing ratio and reduction in coke mixing ratio. Normally, in simultaneous charging and mixing charging with reverse tilt charging, especially when the raw material charging interval is narrow, the charged raw material flows over the pile of raw materials that have been sown immediately before and flows to the center side, and the mixed coke is separated. As a result, problems such as deterioration of the mixing rate controllability and reduction of the coke mixing rate are caused.

本発明は、上記の現状に鑑み開発されたもので、たとえ、原料装入間隔が狭い場合であっても、混合層中の混合性を確保して、高炉操業の安定化および熱効率の向上を達成することができ、また、コークス・鉱石同時切り出し混合装入時に逆傾動装入を適用する場合においても、１旋回あたりの原料装入量もしくは装入間隔を調節し、前回装入した原料の山を今回装入原料が乗り越えて中心側へ流れ込むのを防止することにより、混合層中の混合性を確保して、高炉操業の安定化および反応効率の向上を達成することができる高炉への原料装入方法を提供することを目的とする。   The present invention was developed in view of the above-mentioned present situation, and even if the raw material charging interval is narrow, the mixing property in the mixed layer is ensured to stabilize the blast furnace operation and improve the thermal efficiency. In addition, when applying reverse tilt charging during simultaneous charging and mixing of coke and ore, the amount of raw material charged per turn or the charging interval can be adjusted to By preventing the charging material from crossing the mountain this time and flowing into the center side, it is possible to secure the mixing in the mixed layer and to stabilize the blast furnace operation and improve the reaction efficiency. An object is to provide a raw material charging method.

すなわち、本発明の要旨構成は次のとおりである。
１．高炉への原料装入１チャージを、コークス装入２バッチ以上、鉱石装入２バッチ以上に分けて、旋回シュートを用いて装入する多バッチ装入において、該コークス装入と該鉱石装入とを同時切り出しで行うに際し、
ｎを任意の自然数とした時、以下の式１で求められる上記旋回シュートの旋回ごとの平均層厚：Ｌav1を、高炉の軸中心部に装入されたコークスの厚み：ｈよりも小さくする高炉への原料装入方法。
Ｌav1 ＝ Ｖn／〔（Ｒn 2−Ｒn-1 2）π〕 ・・・ １
ここに、Ｖn：ｎ回目の旋回における旋回あたりの装入量（ｔ）／（コークス
と鉱石混合層の見掛け密度（ｔ／ｍ3））
Ｒn：ｎ回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｒ 0 ＝０ That is, the gist configuration of the present invention is as follows.
1. In the multi-batch charging in which the charge of raw material charging to the blast furnace is divided into 2 or more batches of coke charging and 2 batches of ore charging, and charging using a rotating chute, the coke charging and the ore charging When performing simultaneous cut-out,
When n is an arbitrary natural number, the average layer thickness: L av1 for each turning of the turning chute obtained by the following formula 1 is made smaller than the thickness of the coke charged in the axial center portion of the blast furnace: h. Raw material charging method to blast furnace.
L av1 = V n / [(R n 2 −R n-1 2 ) π] 1
Here, V n : charging amount per turn in the n-th turn (t) / (coke
And ore mixed layer apparent density (t / m 3 ))
R n : fall radius of the charged raw material in the n-th turn (m)
R 0 = 0

２．高炉への原料装入１チャージを、コークス装入２バッチ以上、鉱石装入２バッチ以上に分けて、旋回シュートを用いて装入する多バッチ装入において、該コークス装入と該鉱石装入とを同時切り出しで行うに際し、
ｎを任意の自然数とした時、以下の式２で求められる上記旋回シュートのｎ旋回目の平均層厚：Ｌav2（ｎ）と、以下の式３で求められるｎ＋１旋回目の平均層厚：Ｌav2（ｎ＋１）とが、以下の式４を満足する高炉への原料装入方法。
Ｌav2 （ｎ）＝ Ｖn／〔（Ｒn 2−Ｒn-1 2）π〕 ・・・ ２
Ｌav2 （ｎ＋１）＝ Ｖn+1／〔（Ｒn+1 2−Ｒn 2）π〕 ・・・ ３
ここに、Ｖn：ｎ回目の旋回における旋回あたりの装入原料体積（ｍ3）
Ｒn-1：ｎ−１回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｒn：ｎ回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｖn+1：ｎ＋１回目の旋回における旋回あたりの装入原料体積（ｍ3）
Ｒn+1：ｎ＋１回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｒ 0 ＝０
Ｌav2（ｎ＋１）＜ Ｌav2 （ｎ） ・・・ ４
2. In the multi-batch charging in which the charge of raw material charging to the blast furnace is divided into 2 or more batches of coke charging and 2 batches of ore charging, and charging using a rotating chute, the coke charging and the ore charging When performing simultaneous cut-out,
When n is an arbitrary natural number, the average layer thickness of the n-th turn of the above-mentioned turning chute obtained by the following equation 2: L av2 (n) and the average layer thickness of the n + 1-th turn obtained by the following equation 3: A raw material charging method into a blast furnace in which L av2 (n + 1) satisfies the following formula 4.
L av2 (n) = V n / [(R n 2 −R n-1 2 ) π] 2
L av2 (n + 1) = V n + 1 / [(R n + 1 2 −R n 2 ) π] 3
Where V n is the raw material volume per turn in the n-th turn (m 3 )
R n-1 : Falling radius (m) of the charged raw material in the (n-1) th turn
R n : fall radius of the charged raw material in the n-th turn (m)
V n + 1 : Charge material volume per turn in the (n + 1) th turn (m 3 )
R n + 1 : Fall radius (m) of the charged raw material in the (n + 1) th turn
R 0 = 0
L av2 (n + 1) <L av2 (n) 4

本発明によれば、高炉内へ鉱石類原料およびコークスを装入する際に、装入原料が所定の位置に撒かれ、混合コークスが分離しないので、炉下部における通気性が格段に向上して、鉱石の還元速度が大幅に向上し、たとえ、原料装入間隔が狭い状況下においても、また、コークス・鉱石同時切り出し混合装入時に逆傾動装入を適用する場合、安定した高炉操業を行うことができる。   According to the present invention, when charging the ore raw material and coke into the blast furnace, the charged raw material is poured into a predetermined position and the mixed coke is not separated, so that the air permeability in the lower part of the furnace is greatly improved. The ore reduction speed is greatly improved, even when the raw material charging interval is narrow, and when reverse tilt charging is applied when mixing and mixing coke and ore simultaneously, stable blast furnace operation is performed. be able to.

高炉への原料装入要領を示す模式図である。It is a schematic diagram which shows the raw material charging procedure to a blast furnace. （ａ）は従来の、また（ｂ）は本発明に従う、それぞれの原料装入状態を示す模式図である。(A) is a schematic diagram which shows the conventional raw material charging state according to the present invention and (b) according to the present invention. （ａ）は従来の、また（ｂ）は本発明に従う、それぞれの他の原料装入状態を示す模式図である。(A) is the conventional, and (b) is a schematic diagram which shows each other raw material charging state according to this invention. 本発明による高炉への原料装入状態と通常高炉での原料装入状態とを対比して示す模式図である。It is a schematic diagram which contrasts and shows the raw material charging state to the blast furnace by this invention, and the raw material charging state in a normal blast furnace. 本発明による高炉への他の原料装入状態と通常高炉での原料装入状態とを対比して示す模式図である。It is a schematic diagram which contrasts and shows the other raw material charging state to the blast furnace by this invention, and the raw material charging state in a normal blast furnace. 本発明による高炉への原料装入状態と通常高炉での原料装入状態とを対比し、上部、中部および下部の還元状態、通気・伝熱状態および溶融浸炭状態を示す説明図である。It is explanatory drawing which compares the raw material charging state into the blast furnace by this invention, and the raw material charging state in a normal blast furnace, and shows the reduction | restoration state, ventilation | gas_flowing / heat-transfer state, and a molten carburizing state of an upper part, a middle part, and a lower part. 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。It is a schematic block diagram which shows the experimental apparatus which measures the high temperature property of an ore raw material.

以下、本発明の代表的な実施形態を図面に基づいて説明する。
高炉内に、鉱石類原料およびコークスを装入する具体的な装入要領を、図１に基づいて説明する。
以下の説明では、炉頂バンカー１２ａにはコークスのみが、また炉頂バンカー１２ｂおよび１２ｃには鉱石類原料が、それぞれ貯留されているものとする。
なお、図中、１０は高炉、１２ａ〜１２ｃは炉頂バンカー、１３は流量調整ゲート、１４は集合ホッパー、１５はベルレス式装入装置、１６は旋回シュートである。また、θは、旋回シュートの垂直方向に対する角度である。Hereinafter, representative embodiments of the present invention will be described with reference to the drawings.
A specific charging procedure for charging ore raw materials and coke into the blast furnace will be described with reference to FIG.
In the following description, it is assumed that only the coke is stored in the furnace top bunker 12a and the ore raw materials are stored in the furnace top bunkers 12b and 12c.
In the figure, 10 is a blast furnace, 12a to 12c are furnace bunker, 13 is a flow rate adjusting gate, 14 is a collecting hopper, 15 is a bell-less charging device, and 16 is a turning chute. Further, θ is an angle with respect to the vertical direction of the turning chute.

炉頂バンカーからの原料装入順序として、まず、高炉の中心部に、中心コークス層を形成する場合は、旋回シュート１６の原料装入先を高炉の炉壁内周部とし、コークスのみを装入した炉頂バンカー１２ａからコークスのみを装入することによって、高炉の中心部には、中心コークス層を形成する。また、炉壁内周部に、周辺コークス層を形成しても良い。
すなわち、旋回シュート１６の原料装入先が高炉の炉壁部を向いている状態では、炉頂バンカー１２ｂおよび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を開き、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に供給することによって、高炉の中心部に、中心コークス層を形成する。First, when forming the central coke layer in the center of the blast furnace, the raw material charging destination of the swirl chute 16 is the inner peripheral part of the furnace wall of the blast furnace, and only the coke is loaded. By charging only the coke from the furnace top bunker 12a, a central coke layer is formed at the center of the blast furnace. Further, a peripheral coke layer may be formed on the inner peripheral portion of the furnace wall.
That is, in a state where the raw material charging destination of the turning chute 16 faces the furnace wall portion of the blast furnace, 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. By supplying only the coke stored in the furnace top bunker 12a to the turning chute 16, a central coke layer is formed at the center of the blast furnace.

ついで、炉頂バンカー１２ａ、１２ｂ若しくは１２ｃからコークス装入と鉱石装入とを同時切り出しで行うのであるが、その際の装入順序は、高炉の中心軸に近い、すなわちθが小さい位置から上方に順次移動し、その後高炉の中心軸から外側に離れる、すなわちθが大きい方向に移動し、最後に傾斜側壁の上端側が装入されるのである。   Next, coke charging and ore charging are simultaneously cut out from the top bunker 12a, 12b or 12c, but the charging order at that time is close to the center axis of the blast furnace, that is, from the position where θ is small. And then move away from the central axis of the blast furnace, that is, move in the direction of larger θ, and finally the upper end side of the inclined side wall is inserted.

ここに、本発明では、以下の式１で求められる上記旋回シュートの旋回ごとの平均層厚：Ｌav1を、高炉の軸中心部に装入された中心コークスの厚み：ｈよりも小さくすることが重要である。
Ｌav1 ＝ Ｖn／〔（Ｒn ２−Ｒn-1 ２）π〕 ・・・ １
ここに、Ｖn：ｎ回目の旋回における旋回あたりの装入量（ｔ）／（コークスと鉱石混合層の見掛け密度（ｔ／ｍ３））
Ｒn：ｎ回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）Here, in the present invention, the average layer thickness Lav1 for each turning of the turning chute obtained by the following equation 1 is made smaller than the thickness h of the central coke charged in the shaft center portion of the blast furnace. is important.
L av1 = V n / [(R n 2 −R n−1 2 ) π] 1
Here, V n : charging amount per turn in the n-th turn (t) / (apparent density of coke and ore mixed layer (t / m 3 ))
R n : fall radius of the charged raw material in the n-th turn (m)

〔Ｌav1＜ｈ〕
炉頂バンカーまでの搬送設備などに鉱石類原料やコークスが偏析する場合には、鉱石類原料又はコークスのみが装入されることになり、集合ホッパー１４で他の炉頂バンカー１２ａ、１２ｂおよび１２ｃから装入されるコークスや鉱石類原料と混合されることにはなるが、鉱石類原料又はコークスの比率が増加して、旋回シュート１６によって形成される鉱石類原料およびコークスの混合層の混合率が不均一となる。
そこで、本発明では、図２に示すように、式１で求めたＬav1を、高炉の軸中心部に装入された中心コークスの厚み：ｈよりも小さくすることで、上記混合層の不均一性が解消され、結果的に、コークス量が少なかったり、微粉炭の大量吹込み操業を実施したりする場合であっても、高炉内の通気性を安定的に確保することができるのである。[L av1 <h]
When the ore raw material and coke are segregated in the transport facility to the furnace top bunker, etc., only the ore raw material or coke is charged, and the other hopper bunkers 12a, 12b and 12c are collected by the collecting hopper 14. The ratio of the ore raw material or coke is increased and the mixing ratio of the ore raw material and the coke mixed layer formed by the swivel chute 16 is mixed with the coke and ore raw material charged from Becomes non-uniform.
Therefore, in the present invention, as shown in FIG. 2, the Lav1 obtained by Equation 1 is made smaller than the thickness h of the central coke charged in the axial center portion of the blast furnace, so Uniformity is eliminated, and as a result, even if the amount of coke is small or a large amount of pulverized coal is injected, the air permeability in the blast furnace can be secured stably. .

さらに、上記Ｌav1は、ｈの０．７〜０．９５倍程度の範囲であることが好ましい。
装入原料が直前に撒いた原料の山を乗り越えて中心側に流れ込み、混合コークスが分離して、混合率制御性の悪化や、コークス混合率の低下を防止するためである。
なお、本発明では、上記Ｌav1＜ｈの関係を満足することが重要であるが、具体的な値としては、Ｌav1が０．９０〜１．３５（ｍ）程度、ｈが１．２０〜１．５０（ｍ）程度の範囲とすることがそれぞれ望ましい。Furthermore, L av1 is preferably in the range of about 0.7 to 0.95 times h.
This is because the charged raw material climbs over the pile of raw material that has been sown immediately before and flows to the center side, and the mixed coke is separated to prevent deterioration of the mixing rate controllability and reduction of the coke mixing rate.
In the present invention, it is important to satisfy the relationship of L av1 <h. As specific values, L av1 is about 0.90 to 1.35 (m), and h is 1.20. It is desirable that the range be about ˜1.50 (m).

すなわち、本発明において、混合層１２ｅの形成は、前掲図２に示したごとく、前記式１で求められる旋回シュートの旋回ごとの平均層厚：Ｌav1を、中心コークスの厚み：ｈよりも小さくして形成するのである。That is, in the present invention, as shown in FIG. 2, the formation of the mixed layer 12e is such that the average layer thickness Lav1 for each turn of the turning chute obtained by the above equation 1 is smaller than the thickness of the central coke: h. Is formed.

また、本発明では、ｎを任意の自然数とした時、以下の式２で求められる上記旋回シュートのｎ旋回目の平均層厚：Ｌav2（ｎ）と、以下の式３で求められるｎ＋１旋回目の平均層厚：Ｌav2（ｎ＋１）とが、以下の式４を満足することが重要である。なお、Ｒn−１でｎ＝１の時は、０である。また、中心コークスを形成する場合は、中心コークスの高さをｈとすると、Ｌav2（１）＝ｈとすることができる。もちろん、中心コークスの高さに関係なく１旋回目を形成し、Ｒn−１でｎ＝１の時を、０として、Ｌav2（１）を求めてもよい。
Ｌav2 （ｎ）＝ Ｖn／〔（Ｒn ２−Ｒn-1 ２）π〕 ・・・ ２
Ｌav2 （ｎ＋１）＝ Ｖn+1／〔（Ｒn+1 ２−Ｒn ２）π〕 ・・・ ３
ここに、Ｖn：ｎ回目の旋回における旋回あたりの装入原料体積（ｍ３）
Ｒn-1：ｎ−１回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｒn：ｎ回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｖn+1：ｎ＋１回目の旋回における旋回あたりの装入原料体積（ｍ３）
Ｒn+1：ｎ＋１回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｌav2（ｎ＋１）＜ Ｌav2 （ｎ） ・・・ ４Further, in the present invention, when n is an arbitrary natural number, the average layer thickness Lav2 (n) of the nth turn of the turning chute obtained by the following expression 2 and n + 1 turning obtained by the following expression 3. It is important that the average layer thickness of the eye: L av2 (n + 1) satisfies the following formula 4. In addition, when R = 1 and n = 1, it is 0. Further, when forming the center coke, if the height of the center coke is h, L av2 (1) = h can be obtained. Of course, height 1 swivel eyes formed regardless of the center coke, when n = 1 in R n-1, 0, may be determined L av2 (1).
L av2 (n) = V n / [(R n 2 −R n−1 2 ) π] 2
L av2 (n + 1) = V n + 1 / [(R n + 1 2 −R n 2 ) π] 3
Here, V n : the raw material volume per turn in the n-th turn (m 3 )
R n-1 : Falling radius (m) of the charged raw material in the (n-1) th turn
R n : fall radius of the charged raw material in the n-th turn (m)
V n + 1 : The charging raw material volume per turn in the (n + 1) th turn (m 3 )
R n + 1 : Fall radius (m) of the charged raw material in the (n + 1) th turn
L av2 (n + 1) <L av2 (n) 4

〔Ｌav2（ｎ＋１）＜ Ｌav2（ｎ）〕
炉頂バンカー１２ａ、１２ｂ若しくは１２ｃから、同時に切り出されるコークスと鉱石類原料は、集合ホッパー１４内で合流し、装入シュートを通して装入される。この際、装入シュートｎ旋回目においてリング状に装入された原料の山より、ｎ＋１旋回目においてリング状に装入される原料の山の高さが高い場合、ｎ旋回目の山を超えて装入原料が中心側へ流れこむ可能性がある。この場合、ｎ＋１旋回目の原料は斜面を流れる過程でコークスが分離するため、コークス混合率が低下し、通気性改善効果を十分に発揮することが出来なくなる。[L av2 (n + 1) <L av2 (n)]
The coke and ore raw material cut out simultaneously from the furnace top bunker 12a, 12b or 12c merge in the collecting hopper 14 and are charged through the charging chute. At this time, if the height of the raw material charged in the ring shape at the (n + 1) th turn is higher than the peak of the raw material charged in the ring shape at the nth turn of the charging chute, the peak of the nth turn is exceeded. There is a possibility that the charged material flows into the center. In this case, since the raw material of the (n + 1) th turn separates coke in the process of flowing on the slope, the coke mixing ratio is lowered, and the air permeability improvement effect cannot be sufficiently exhibited.

そこで、本発明では、図３に示すように、上記式２で求めたｎ旋回目の平均層厚Ｌav2（ｎ）を、上記式３で求めたｎ＋１旋回目の平均層厚Ｌav2（ｎ＋１）よりも大きくすることで、上記混合層の不均一性が解消され、結果的に、コークス量が少なかったり、微粉炭の大量吹込み操業を実施したりする場合であっても、高炉内の通気性を安定的に確保することができるのである。Therefore, in the present invention, as shown in FIG. 3, the average layer thickness L av2 (n) of the nth turn obtained by the above equation 2 is changed to the average layer thickness L av2 (n + 1) of the (n + 1) th turn obtained by the above equation 3. ), The non-uniformity of the mixed layer is eliminated. As a result, even if the amount of coke is small or a large amount of pulverized coal is injected, Air permeability can be secured stably.

さらに、上記Ｌav2（ｎ）とＬav2（ｎ＋１）との比（Ｌav2（ｎ＋１）／Ｌav2（ｎ））は、０．５〜０．９程度の範囲であることが好ましい。上記の比が０．９以上ではｎ＋１旋回目に装入された原料が、ｎ回目に装入された原料の山を乗り越えて中心側に流れ込む可能性が高まるからであり、０．５以下では装入間隔の拡大若しくは装入原料の減少により、原料堆積形状の制御が困難になるからである。
なお、本発明では、上記式４の関係を満足することが重要であるが、具体的な値としては、Ｖnが２〜７（ｍ３）程度、Ｒ1が１〜２（ｍ）程度、ΔＲが０．２〜０．５（ｍ）程度の範囲とすることがそれぞれ望ましい。Furthermore, the ratio of L av2 (n) to L av2 (n + 1) (L av2 (n + 1) / L av2 (n)) is preferably in the range of about 0.5 to 0.9. If the above ratio is 0.9 or more, the raw material charged in the (n + 1) th turn is more likely to flow over the peak of the raw material charged in the nth time and flow into the center side. This is because it is difficult to control the raw material deposition shape by increasing the charging interval or reducing the charging raw material.
In the present invention, it is important to satisfy the relationship of the above formula 4, but as specific values, V n is about 2 to 7 (m 3 ) and R 1 is about 1 to 2 (m). , ΔR is preferably in the range of about 0.2 to 0.5 (m).

そして、上記した中心コークス層並びに混合層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。
これらの方法に従い、コークス層並びに同時切り出しの混合層１２ｅで構成される層を順次積層することによって、高炉１０内の軸心部および炉壁部には通気抵抗の小さいコークス層が高炉下部から高炉上部に向かって形成され、たとえ、原料装入間隔が狭い状況下においても、その間にコークスと鉱石類原料とが完全混合された混合層１２ｅを形成することができるだけでなく、コークス混合による空隙率低下に起因する高炉上部通気性悪化を防ぐことが出来る。加えて、コークス層の間にコークスと鉱石類原料とが完全混合された混合層１２ｅを形成することができるため、高炉炉下部における通気性改善効果を最大限得ることが可能となる。Then, the layers composed of the central coke layer and the mixed layer 12e are sequentially formed in the blast furnace 10 from the lower part to the upper part.
In accordance with these methods, a coke layer and a layer composed of the co-mixed mixed layer 12e are sequentially laminated, so that a coke layer having a low ventilation resistance is formed from the lower portion of the blast furnace to the axial center portion and the furnace wall portion in the blast furnace 10. Even when the raw material charging interval is narrow, it is possible not only to form the mixed layer 12e in which the coke and the ore raw material are completely mixed therebetween, but also the porosity due to the coke mixing. It is possible to prevent the blast furnace upper air permeability deterioration due to the decrease. In addition, since the mixed layer 12e in which the coke and the ore raw material are completely mixed can be formed between the coke layers, the effect of improving the air permeability in the lower portion of the blast furnace can be obtained.

そのため、図４または５の右半部に示すように、高炉１０の下部における湯溜り部に設けた羽口の送風管２１からＣＯを主体とする高温ガスを流入させることにより、コークス層を通って上昇するガス流が形成されると共に、混合層を通って上昇するガス流が形成される。この送風管２１から流入する高温ガスによって、コークスを燃焼させ、鉱石類原料を還元溶解させる。
この際の高炉内におけるガスの流れを図４または５に示す。高炉１０の下部に設置された送風管２１から羽口を通して高温の空気が送風され、羽口近傍のコークスや微粉炭を燃焼することにより高温のＣＯ２ガスを発生させる。ＣＯ２ガスは、高炉下部のコークスと反応しＣＯとなり、鉱石類原料を還元溶解する。Therefore, as shown in the right half of FIG. 4 or 5, by passing a high-temperature gas mainly composed of CO from a tuyere blast pipe 21 provided in a hot water reservoir in the lower part of the blast furnace 10, it passes through the coke layer. And a rising gas stream is formed through the mixing layer. Coke is burned by the high-temperature gas flowing in from the blower pipe 21, and the ore raw material is reduced and dissolved.
The gas flow in the blast furnace at this time is shown in FIG. Hot air from the blower tube 21 installed in the lower part of the blast furnace 10 through the tuyeres is blown, thereby generating high-temperature CO 2 gas by burning coke and pulverized coal tuyere vicinity. The CO 2 gas reacts with the coke at the bottom of the blast furnace to become CO, which reduces and dissolves the ore raw material.

これによって、高炉１０の下部における鉱石類原料が溶融し、高炉１０内に装入されたコークスと鉱石類原料とが炉頂より炉下部へと降下し、鉱石類原料の還元と鉱石類原料の昇温が起こる。
このため、溶融層の上部側に鉱石類原料が軟化した融着帯が形成され、この融着帯の上部側で鉱石類原料の還元が行われる。
このとき、図６の右半部に示すように、高炉１０の下部では、混合層１２ｅにおいて、鉱石類原料とコークスとが完全混合されて、鉱石類原料間にコークスが入り込んだ状態となり、通気性が改善されるとともに、高温ガスが直接鉱石類原料間を通過するため伝熱遅れがなく伝熱特性を改善することができる。Thereby, the ore raw material in the lower part of the blast furnace 10 is melted, and the coke and the ore raw material charged in the blast furnace 10 descend from the top of the furnace to the lower part of the furnace, and the reduction of the ore raw material and the ore raw material A temperature rise occurs.
For this reason, a fusion zone in which the ore material is softened is formed on the upper side of the molten layer, and the ore material is reduced on the upper side of the fusion zone.
At this time, as shown in the right half of FIG. 6, in the lower part of the blast furnace 10, the ore raw material and the coke are completely mixed in the mixed layer 12 e, and the coke enters between the ore raw materials. As well as improving the heat transfer property, the high-temperature gas passes directly between the ore raw materials, so there is no heat transfer delay and the heat transfer characteristics can be improved.

加えて、高炉１０の融着帯の下部では、鉱石類原料と高温ガスの接触面積が拡大し、浸炭を促進することができる。また、融着帯内では、通気性および伝熱性を改善することができる。さらに、高炉１０の上部でも、鉱石類原料とコークスとが近接して配置されているので、鉱石類原料の還元反応とガス化反応（カーボンソリューションロス反応）との相互活性化現象であるカップリング反応によって還元遅れを生じることなく良好な還元が行われる。
このときの還元反応は、ＦｅＯ＋ＣＯ＝Ｆｅ＋ＣＯ2で表される。
また、ガス化反応は、Ｃ＋ＣＯ2＝２ＣＯで表される。In addition, in the lower part of the cohesive zone of the blast furnace 10, the contact area between the ore raw material and the high-temperature gas is expanded, and carburization can be promoted. Further, in the cohesive zone, air permeability and heat transfer can be improved. Furthermore, since the ore raw material and coke are arranged close to each other in the upper part of the blast furnace 10, the coupling is a mutual activation phenomenon between the reduction reaction of the ore raw material and the gasification reaction (carbon solution loss reaction). Good reduction is performed without causing a reduction delay due to the reaction.
The reduction reaction at this time is represented by FeO + CO = Fe + CO 2 .
The gasification reaction is represented by C + CO 2 = 2CO.

一方、前述した鉱石とコークスとを層状に積層する従来例では、図４または５の左半部で示すように、高炉内に鉱石とコークスとを交互に装入して、高炉内に鉱石層とコークス層とが層状となるように装入する。この場合には、羽口の送風管２１からＣＯ主体の高温ガスを流入させたときに、図６の左半部に示すように、融着帯の下部で、コークススリット減により通気が制限されて圧損が上昇することにより、鉱石の高温ガスとの接触面積が小さくなり浸炭が制限されるという問題がある。   On the other hand, in the conventional example in which the ore and coke described above are laminated in layers, as shown in the left half of FIG. 4 or 5, ore and coke are alternately charged in the blast furnace, and the ore layer is placed in the blast furnace. And so that the coke layer is layered. In this case, when a high-temperature gas mainly composed of CO flows from the tuyere air duct 21, the ventilation is restricted by the reduction of the coke slit at the lower part of the cohesive zone as shown in the left half of FIG. As the pressure loss increases, there is a problem that the contact area of the ore with the hot gas is reduced and carburization is limited.

また、融着帯の上部側では、コークススリットが形成され、主にこのコークススリットを通じて、鉱石に熱が伝導するために、伝熱遅れが発生して伝熱不足になる。さらに、高炉１０の上部では、通気性の良いコークス層と通気性の悪い鉱石層とが積層されているので、昇温速度が低下するだけでなく、還元反応のみが行われ、上記したカップリング反応が望めないので、還元遅れが発生するという問題が生じる。
しかしながら、本発明では、前述したように、コークス層およびコークスと鉱石類原料とを完全混合した混合層１２ｅとで形成される装入層を積層しているので、混合層でコークススリットが形成されることはなく、ガス流れが均一化すると共に、良好な伝熱性を確保して安定的な通気改善が可能となり、上記従来の問題点を有利に解決することができる。In addition, a coke slit is formed on the upper side of the cohesive zone, and heat is conducted to the ore mainly through the coke slit, so that a heat transfer delay occurs and heat transfer becomes insufficient. Furthermore, since the coke layer with good air permeability and the ore layer with poor air permeability are laminated at the upper part of the blast furnace 10, not only the temperature rising rate is lowered, but only the reduction reaction is performed, and the above-described coupling is performed. Since the reaction cannot be expected, there arises a problem that a reduction delay occurs.
However, in the present invention, as described above, since the charging layer formed by the coke layer and the mixed layer 12e in which the coke and the ore raw material are completely mixed is laminated, the coke slit is formed in the mixed layer. Therefore, the gas flow is made uniform, and good heat transfer is ensured, and stable ventilation can be improved, so that the above-mentioned conventional problems can be advantageously solved.

なお、従来、溶銑：１ｔを製造するのに必要なコークス量（ｋｇ）、すなわちコークス比は３２０〜３５０ｋｇ／ｔ程度であったが，本発明に従って原料装入を行う場合にはコークス比を２７０〜３２０ｋｇ／ｔ程度まで低減することが可能である。   Conventionally, the amount of coke (kg) required for producing hot metal: 1 ton, that is, the coke ratio is about 320 to 350 kg / t. However, when the raw material is charged according to the present invention, the coke ratio is 270. It can be reduced to about ~ 320 kg / t.

〔実施例１〕
本発明の効果を実証するために、図７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。[Example 1]
In order to verify the effect of the present invention, the change in the ventilation resistance was investigated by simulating the raw material reduction and temperature raising processes in the blast furnace using the experimental apparatus shown in FIG.
In this experimental apparatus, 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.

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が送られる。その後、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で分析される。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、制御装置（図示せず）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としては、以下に示すものを用いた。The gas adjusted by the gas mixing device 40 is sent to the crucible 35 through the lower cylindrical body 34. Thereafter, the gas that has passed through the charging 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 controlled by controlling the heater 33 with a control device (not shown) while measuring the temperature with the thermocouple 42. Is heated to 1200-1500 ° C.
Here, as the charging raw material 36 charged in the crucible 35, the following materials were used.

コークスを鉱石層に全く混合させない場合（比較例１）および、表１に示す種々の装入条件、平均層厚：Ｌav1および中心コークスの厚み：ｈとして、微粉炭比：１８０ｋｇ／ｔの高微粉炭比操業を行った。なお、高炉の一日当たりの出銑量（ｔ／ｄ）を炉内容積（ｍ3）で除した値である出銑比は表１に示したとおりである。When no coke is mixed in the ore layer (Comparative Example 1) and various charging conditions shown in Table 1, average layer thickness: L av1 and central coke thickness: h, pulverized coal ratio: as high as 180 kg / t The pulverized coal ratio operation was performed. Table 1 shows the output ratio, which is a value obtained by dividing the daily output (t / d) of the blast furnace by the furnace volume (m 3 ).

また、旋回あたりの装入原料の装入量：Ｖn、装入原料の最初の落下半径：Ｒ１および装入原料の落下半径の旋回あたりの半径増加量：ΔＲは、表１に記載したとおりである。なお、Ｒn−Ｒn-1＝ΔＲ（ｎは任意の自然数）である。
さらに、それぞれの場合における操業結果を、表１に比較して併記する。In addition, Table 1 shows the charge amount of the charged raw material per turn: V n , the initial fall radius of the charged raw material: R 1, and the radius increase amount per turn of the fall radius of the charged raw material: It is as follows. Note that R n −R n−1 = ΔR (n is an arbitrary natural number).
Further, the operation results in each case are shown in comparison with Table 1.

Figure 0005574064
Figure 0005574064

この表１で、コークス比および微粉炭比は、溶銑１ｔを製造する際に使用したコークス量および微粉炭量（ｋｇ）である。
還元材比は、コークス比と微粉炭比の総和である。
ガス利用率は、炉頂におけるＣＯ2とＣＯとの濃度の比であり、次式により算出する。
ガス利用率＝ＣＯ2／（ＣＯ2＋ＣＯ）×１００
ここで、ＣＯ2は炉頂ＣＯ2濃度［％］
ＣＯは炉頂ＣＯ濃度［％］
また、ΔＰ／Ｖは高炉内での通気抵抗を指数化した指標であり、次式により算出する。
ΔＰ／Ｖ＝（ＢＰ−ＴＰ）／ＢＧＶ
ここで、ＢＰは送風圧力［Ｐａ］
ＴＰは炉頂圧力［Ｐａ］
ＢＧＶはボッシュガス量［ｍ3（標準状態）／ｍｉｎ］In Table 1, the coke ratio and the pulverized coal ratio are the amount of coke and the amount of pulverized coal (kg) used when producing hot metal 1t.
The reducing material ratio is the sum of the coke ratio and pulverized coal ratio.
The gas utilization rate is a ratio of the concentration of CO 2 and CO at the top of the furnace, and is calculated by the following equation.
Gas utilization rate = CO 2 / (CO 2 + CO) × 100
Here, CO 2 is the furnace top CO 2 concentration [%]
CO is furnace top CO concentration [%]
ΔP / V is an index obtained by indexing the ventilation resistance in the blast furnace, and is calculated by the following equation.
ΔP / V = (BP−TP) / BGV
Here, BP is the blowing pressure [Pa].
TP is the furnace top pressure [Pa]
BGV is Bosch gas amount [m 3 (standard state) / min]

表１から明らかなように、比較例１のコークス比は３４２ｋｇ／ｔであったが、Ｌav1をｈの０．７〜０．９５倍程度の範囲、Ｌav1を０．９０〜１．３５（ｍ）程度、ｈを１．２０〜１．５０（ｍ）程度の範囲とするなど、本発明に従って原料装入を行う場合には、発明例１のコークス比を３１２ｋｇ／ｔ、また発明例２のコークス比を３００ｋｇ／ｔ程度まで、と低減することが可能である。
低コークス比とした低還元材比においても、通気抵抗を低滅できることが実証された。As is apparent from Table 1, the coke ratio of Comparative Example 1 was 342 kg / t, but L av1 was in the range of about 0.7 to 0.95 times h, and L av1 was 0.90 to 1.35. When the raw material charging is performed according to the present invention, such as about (m) and h in the range of about 1.20 to 1.50 (m), the coke ratio of Invention Example 1 is 312 kg / t, and Invention Example 2 can be reduced to about 300 kg / t.
It was proved that the ventilation resistance can be reduced even at a low reducing material ratio with a low coke ratio.

なお、上記実施形態においては、旋回あたりの装入量：Ｖnおよび装入原料の落下半径の旋回あたりの半径増加量：ΔＲを実施例ごとに固定したが、Ｌav1＜ｈの関係を満足すれば、旋回ごとのＶnやΔＲを変化させても、問題なく本発明の効果を得ることができる。In the above embodiment, the charging amount per turning: V n and the radius increase amount per turning of the falling radius of the charging raw material: ΔR are fixed for each example, but the relationship of L av1 <h is satisfied. if, even by changing the V n and ΔR for each pivot, it is possible to obtain the effect of the present invention without any problem.

また、上記実施形態においては、旋回シュートの傾動と、炉項バンカーの流量調整ゲートの開閉制御によって、中央コークス層および混合層を形成する場合について説明したが、これに限定されるものではなく、高炉の軸心部に直接するコークスを投入するコークス専用シュートを、旋回シュートと干渉しない位置に配置し、このコークス専用シュートによって高炉の軸心部に直接コークスを装入して中心コークス層を形成するようにしてもよい。そのため、Ｌav1がｈの０．７〜０．９５倍程度の範囲、Ｌav1が０．９０〜１．３５（ｍ）程度、ｈが１．２０〜１．５０（ｍ）程度の範囲とすることにより、低コークス比とした低還元材比においても、通気抵抗を低滅できることが実証された。In the above embodiment, the case where the central coke layer and the mixed layer are formed by tilting the turning chute and opening / closing control of the flow rate adjustment gate of the furnace term bunker has been described, but the present invention is not limited thereto. A dedicated coke chute that feeds coke directly into the blast furnace shaft center is placed at a position where it does not interfere with the swivel chute, and the coke is charged directly into the blast furnace shaft core to form a central coke layer. You may make it do. Therefore, L av1 is in a range of about 0.7 to 0.95 times h, L av1 is in a range of about 0.90 to 1.35 (m), and h is in a range of about 1.20 to 1.50 (m). By doing so, it was proved that the ventilation resistance can be reduced even at a low reducing material ratio with a low coke ratio.

〔実施例２〕
さらに、内容積：４０００ｍｍ３級の高炉実機において、原料装入試験を実施し、操業条件を比較した。本高炉においては図１に示すように、高炉上部に３つの独立したバンカーを有し、それぞれにコークスまたは鉱石類原料を装入する。通常装入においては、１チャージごとにコークス２バッチを装入後、鉱石類原料２バッチを装入し、混合装入（１２０ｋｇ／ｔ）においては、コークス１バッチ装入後、２バッチ目のコークス切り出しの前半で炉中心部にコークスを装入し、中心コークス層を形成した。その後、他方のバンカーから鉱石類原料を同時に切り出し、逆傾動装入にて原料を装入しコークス混合層を形成した。
上記手順に従った試験結果を表２に示す。[Example 2]
Furthermore, internal volume: In 4000 mm 3 grade blast furnace actual, conducted material charging tests were compared operating conditions. In this blast furnace, as shown in FIG. 1, it has three independent bunkers in the upper part of the blast furnace, and each is charged with coke or ore raw materials. In normal charging, after charging 2 batches of coke for each charge, 2 batches of ore raw materials are charged. In mixed charging (120 kg / t), after charging 1 batch of coke, the 2nd batch In the first half of the coke cutting, the coke was charged into the center of the furnace to form a central coke layer. Then, the ore raw material was cut out simultaneously from the other bunker, and the raw material was charged by reverse tilt charging to form a coke mixed layer.
The test results according to the above procedure are shown in Table 2.

Figure 0005574064
Figure 0005574064

上記表２において、コークス比および微粉炭比は、溶銑１ｔを製造する際に使用したコークス量および微粉炭量（ｋｇ）である。
還元材比は、コークス比と微粉炭比の総和である。
ガス利用率は、炉頂におけるＣＯ２とＣＯとの濃度の比であり、次式により算出する。
ガス利用率＝ＣＯ２／（ＣＯ２＋ＣＯ）×１００
ここで、ＣＯ２は炉頂ＣＯ２濃度［％］
ＣＯは炉頂ＣＯ濃度［％］
また、ΔＰ／Ｖは高炉内での通気抵抗を指数化した指標であり、次式により算出する。
ΔＰ／Ｖ＝（ＢＰ−ＴＰ）／ＢＧＶ
ここで、ＢＰは送風圧力［Ｐａ］
ＴＰは炉頂圧力［Ｐａ］
ＢＧＶはボッシュガス量［ｍ3（標準状態）／ｍｉｎ］In Table 2 above, the coke ratio and pulverized coal ratio are the amount of coke and the amount of pulverized coal (kg) used when producing hot metal 1t.
The reducing material ratio is the sum of the coke ratio and pulverized coal ratio.
The gas utilization rate is a ratio of the concentration of CO 2 and CO at the top of the furnace, and is calculated by the following equation.
Gas utilization rate = CO 2 / (CO 2 + CO) × 100
Here, CO 2 is the furnace top CO 2 concentration [%]
CO is furnace top CO concentration [%]
ΔP / V is an index obtained by indexing the ventilation resistance in the blast furnace, and is calculated by the following equation.
ΔP / V = (BP−TP) / BGV
Here, BP is the blowing pressure [Pa].
TP is the furnace top pressure [Pa]
BGV is Bosch gas amount [m 3 (standard state) / min]

表２から明らかなように、発明例１および２は、コークス比が高い比較例１および２よりもさらに低いΔＰ／Ｖを示した。また、コークス比が３１０ｋｇ／ｔと、さらに低い発明例３であっても、コークス比が３５０ｋｇ／ｔの比較例２と同じΔＰ／Ｖが得られた。
以上の結果より、低コークス比とした低還元材比においても、通気抵抗を低滅できることが実証された。As is apparent from Table 2, Invention Examples 1 and 2 exhibited a lower ΔP / V than Comparative Examples 1 and 2 having a high coke ratio. Moreover, even if it was invention example 3 whose coke ratio is 310 kg / t still lower, (DELTA) P / V same as the comparative example 2 whose coke ratio is 350 kg / t was obtained.
From the above results, it was proved that the airflow resistance can be reduced even at a low reducing material ratio with a low coke ratio.

なお、上記実施形態においては、旋回あたりの装入量：Ｖnおよび装入原料の落下半径の旋回あたりの半径増加量：ΔＲを実施例ごとに固定したが、Ｌav2（ｎ＋１）＜Ｌav2（ｎ）の関係を満足すれば、旋回ごとのＶnやΔＲを適宜変更しても、問題なく本発明の効果を得ることができる。In the above embodiment, the charging amount per turning: V n and the radius increase amount per turning of the falling radius of the charging raw material: ΔR are fixed for each example, but L av2 (n + 1) <L av2 If the relationship (n) is satisfied, the effect of the present invention can be obtained without any problems even if V n and ΔR for each turn are appropriately changed.

１０ 高炉
１２ａ〜１２ｃ 炉頂バンカー
１３ 流量調整ゲート
１４ 集合ホッパー
１５ ベルレス式装入装置
１６ 旋回シュート
３１ 炉体
３２ 炉芯管
３３ 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
３９ 滴下物サンプリング装置
４０ ガス混合装置
４１ ガス分析装置
４２ 熱電対DESCRIPTION OF SYMBOLS 10 Blast furnace 12a-12c Bunker 13 Flow control gate 14 Collective hopper 15 Bellless type charging device 16 Turning chute 31 Furnace body 32 Furnace core tube 33 Heating heater 34 Cylindrical body 35 Graphite crucible 36 Charging raw material 37 Punch rod 38 Load loading device 39 Dropped material sampling device 40 Gas mixing device 41 Gas analyzer 42 Thermocouple

Claims (2)

高炉への原料装入１チャージを、コークス装入２バッチ以上、鉱石装入２バッチ以上に分けて、旋回シュートを用いて装入する多バッチ装入において、該コークス装入と該鉱石装入とを同時切り出しで行うに際し、
ｎを任意の自然数とした時、以下の式１で求められる上記旋回シュートの旋回ごとの平均層厚：Ｌav1を、高炉の軸中心部に装入されたコークスの厚み：ｈよりも小さくする高炉への原料装入方法。
Ｌav1 ＝ Ｖn／〔（Ｒn 2−Ｒn-1 2）π〕 ・・・ １
ここに、Ｖn：ｎ回目の旋回における旋回あたりの装入量（ｔ）／（コークス
と鉱石混合層の見掛け密度（ｔ／ｍ3））
Ｒn：ｎ回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｒ 0 ＝０ In the multi-batch charging in which the charge of raw material charging to the blast furnace is divided into 2 or more batches of coke charging and 2 batches of ore charging, and charging using a rotating chute, the coke charging and the ore charging When performing simultaneous cut-out,
When n is an arbitrary natural number, the average layer thickness: L av1 for each turning of the turning chute obtained by the following formula 1 is made smaller than the thickness of the coke charged in the axial center portion of the blast furnace: h. Raw material charging method to blast furnace.
L av1 = V n / [(R n 2 −R n-1 2 ) π] 1
Here, V n : charging amount per turn in the n-th turn (t) / (coke
And ore mixed layer apparent density (t / m 3 ))
R n : fall radius of the charged raw material in the n-th turn (m)
R 0 = 0 高炉への原料装入１チャージを、コークス装入２バッチ以上、鉱石装入２バッチ以上に分けて、旋回シュートを用いて装入する多バッチ装入において、該コークス装入と該鉱石装入とを同時切り出しで行うに際し、
ｎを任意の自然数とした時、以下の式２で求められる上記旋回シュートのｎ旋回目の平均層厚：Ｌav2（ｎ）と、以下の式３で求められるｎ＋１旋回目の平均層厚：Ｌav2（ｎ＋１）とが、以下の式４を満足する高炉への原料装入方法。
Ｌav2 （ｎ）＝ Ｖn／〔（Ｒn 2−Ｒn-1 2）π〕 ・・・ ２
Ｌav2 （ｎ＋１）＝ Ｖn+1／〔（Ｒn+1 2−Ｒn 2）π〕 ・・・ ３
ここに、Ｖn：ｎ回目の旋回における旋回あたりの装入原料体積（ｍ3）
Ｒn-1：ｎ−１回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｒn：ｎ回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｖn+1：ｎ＋１回目の旋回における旋回あたりの装入原料体積（ｍ3）
Ｒn+1：ｎ＋１回目の旋回における装入原料の落下半径（ｍ）
Ｒ 0 ＝０
Ｌav2（ｎ＋１）＜ Ｌav2 （ｎ） ・・・ ４ In the multi-batch charging in which the charge of raw material charging to the blast furnace is divided into 2 or more batches of coke charging and 2 batches of ore charging, and charging using a rotating chute, the coke charging and the ore charging When performing simultaneous cut-out,
When n is an arbitrary natural number, the average layer thickness of the n-th turn of the above-mentioned turning chute obtained by the following equation 2: L av2 (n) and the average layer thickness of the n + 1-th turn obtained by the following equation 3: A raw material charging method into a blast furnace in which L av2 (n + 1) satisfies the following formula 4.
L av2 (n) = V n / [(R n 2 −R n-1 2 ) π] 2
L av2 (n + 1) = V n + 1 / [(R n + 1 2 −R n 2 ) π] 3
Here, V n: The feedstock volume per turning in the n-th pivot (m 3)
R n-1 : Falling radius (m) of the charged raw material in the (n-1) th turn
R n : fall radius of the charged raw material in the n-th turn (m)
V n + 1 : Charge material volume per turn in the (n + 1) th turn (m 3 )
R n + 1 : Fall radius (m) of the charged raw material in the (n + 1) th turn
R 0 = 0
L av2 (n + 1) <L av2 (n) 4
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Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP6269549B2 (en) * 2015-03-26 2018-01-31 Ｊｆｅスチール株式会社 Blast furnace operation method
WO2017073053A1 (en) * 2015-10-28 2017-05-04 Ｊｆｅスチール株式会社 Method for charging feedstock in blast furnace
EP3950966A4 (en) * 2019-04-03 2022-05-11 JFE Steel Corporation Blast furnace abnormality assessment device, blast furnace abnormality assessment method, and blast furnace operation method
JP7331876B2 (en) * 2020-04-22 2023-08-23 Ｊｆｅスチール株式会社 Injection method of center coke
CN112410484B (en) * 2020-11-18 2022-03-25 山东钢铁集团日照有限公司 Blast furnace distributing method for interval ore pressing

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS61243107A (en) * 1985-04-19 1986-10-29 Nippon Kokan Kk <Nkk> Method for charging raw material to blast furnace
JPH06271908A (en) * 1993-03-19 1994-09-27 Kawasaki Steel Corp Method for charging raw material in multi-batches into bell-less blast furnace
JP2004107794A (en) * 2002-08-30 2004-04-08 Jfe Steel Kk Method for charging raw material into bell-less blast furnace
JP2005060797A (en) * 2003-08-18 2005-03-10 Jfe Steel Kk Method for charging material to blast furnace

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5910402B2 (en) * 1978-12-08 1984-03-08 川崎製鉄株式会社 How to operate a blast furnace with mixed charges
JPS5910402A (en) 1982-07-10 1984-01-19 Toshiba Corp Rolling mill and rolling method
JP2820478B2 (en) * 1990-01-16 1998-11-05 川崎製鉄株式会社 Feeding method for bellless blast furnace
JP3565172B2 (en) * 2001-02-28 2004-09-15 Ｊｆｅスチール株式会社 How to put blast furnace raw materials inside the furnace
EP1445334A1 (en) * 2002-08-29 2004-08-11 JFE Steel Corporation Raw material charging method for bell-less blast furnace

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS61243107A (en) * 1985-04-19 1986-10-29 Nippon Kokan Kk <Nkk> Method for charging raw material to blast furnace
JPH06271908A (en) * 1993-03-19 1994-09-27 Kawasaki Steel Corp Method for charging raw material in multi-batches into bell-less blast furnace
JP2004107794A (en) * 2002-08-30 2004-04-08 Jfe Steel Kk Method for charging raw material into bell-less blast furnace
JP2005060797A (en) * 2003-08-18 2005-03-10 Jfe Steel Kk Method for charging material to blast furnace

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