WO2013094230A1 - 高炉操業方法 - Google Patents

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WO2013094230A1
WO2013094230A1 PCT/JP2012/055893 JP2012055893W WO2013094230A1 WO 2013094230 A1 WO2013094230 A1 WO 2013094230A1 JP 2012055893 W JP2012055893 W JP 2012055893W WO 2013094230 A1 WO2013094230 A1 WO 2013094230A1
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WO
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pulverized coal
blast furnace
less
lance
gas
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PCT/JP2012/055893
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大樹 藤原
明紀 村尾
渡壁　史朗
Original Assignee
Ｊｆｅスチール株式会社
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Publication date
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    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
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    • C21B5/001—Injecting additional fuel or reducing agents
    • C21B5/003—Injection of pulverulent coal
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B7/00—Blast furnaces
    • C21B7/16—Tuyéres
    • C21B7/163—Blowpipe assembly
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/16—Introducing a fluid jet or current into the charge
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/16—Introducing a fluid jet or current into the charge
    • F27D2003/168—Introducing a fluid jet or current into the charge through a lance
    • F27D2003/169—Construction of the lance, e.g. lances for injecting particles

Definitions

  • the present invention relates to a method of operating a blast furnace in which pulverized coal is blown from a blast furnace tuyere and the combustion temperature is increased to improve productivity and reduce exhaust CO 2 .
  • Blast furnaces mainly use pulverized coal blown from coke and tuyere as a reducing material. From the difference in carbon dioxide emissions generated by pretreatment, it is possible to use pulverized coal rather than coke as much as possible for CO 2 emissions. Leads to suppression.
  • Patent Document 1 pulverized coal with a pulverized coal ratio of 150 kg / t-pig iron or more and volatile content of 25 mass% or less is used, and pulverized coal and oxygen are supplied to a lance for injecting fuel from the tuyere Combustion efficiency can be improved by setting the oxygen concentration of the gas to 70 vol% or more.
  • a mixture of oxygen and pulverized coal is blown from the lance.
  • the lance is a double pipe
  • the pulverized coal is injected from the inner pipe of the double pipe lance. It has also been proposed to blow oxygen from the outer tube of the double tube lance.
  • the pulverized coal ratio is the mass of pulverized coal used per 1 ton of pig iron.
  • Patent Document 3 when pulverized coal is blown from the inner pipe of the double pipe and oxygen is blown from the outer pipe of the double pipe lance, the inner pipe of the double pipe lance is made shorter than the outer pipe. That is, the contact property between the pulverized coal and oxygen is improved by using the pulverized coal blowing tip of the inner tube as the front side in the blowing direction from the oxygen blowing tip of the outer tube.
  • the present invention has been made paying attention to the above problems, and an object of the present invention is to provide a blast furnace operating method that can improve the combustion temperature and, as a result, reduce the exhaust CO 2. It is what.
  • the present invention provides the following blast furnace operating method.
  • (1) Prepare pulverized coal with a volatile content of 25 mass% or less, Preparing a double pipe lance with an inner pipe and an outer pipe for injecting pulverized coal and supporting gas from the tuyere, Hot air is blown from the tuyere, A plurality of notches recessed in the axial direction are provided in the circumferential direction in the blowing tip of the inner tube of the double tube lance, Blowing the pulverized coal with a carrier gas at a pulverized coal ratio of 150 kg / t-pig iron or more from the inner pipe, Blowing inflammable gas from the outer pipe of the double pipe lance, The oxygen concentration of the gas composed of the carrier gas and the combustion-supporting gas is 35 vol% or more, Blast furnace operation method.
  • the width of the notch is 0.1 to 0.2 in terms of the ratio of the total width of all the notches to the inner circumference of the inner tube of the double tube lance (4).
  • the blast furnace operating method described in 1. (6) The blast furnace operating method according to (2), wherein the depth of the notch is greater than 0 mm and not greater than 12 mm. (7) The blast furnace operating method according to (6), wherein the depth of the notch is 2 mm or more and 10 mm or less. (8) The blast furnace operating method according to (7), wherein a depth of the notch is 3 mm or more and 7 mm or less.
  • the number of notches corresponds to the maximum number of notches.
  • the blast furnace operating method according to (2) wherein the ratio of the number of notches exceeds 0 and is 0.8 or less.
  • the blast furnace operating method according to (1) wherein the combustion-supporting gas is oxygen, and a part of oxygen enriched in blowing is blown from an outer pipe of the double pipe lance.
  • the pulverized coal has a volatile content of 3 mass% to 25 mass%.
  • the combustion-supporting gas injected from the outer pipe of the double pipe lance has an outlet flow velocity of 20 to 120 m / sec.
  • the pulverized coal ratio is 170 kg / t-pig iron or more.
  • the pulverized coal ratio is 150 kg / t-pig iron or more and less than 170 kg / t-pig iron, and the oxygen concentration of the gas composed of the carrier gas and the combustion-supporting gas is 35 vol. Or more and less than 70 vol.%.
  • the blast furnace operating method described in 1. (27) Add at least one of the group consisting of waste plastic, solid waste fuel, organic resources, waste materials, and CDQ dust collection coke to the pulverized coal, according to any one of (1) to (26) The blast furnace operating method described. (28) The blast furnace operating method according to (27), wherein the ratio of the pulverized coal is 80 mass% or more and the waste plastic, waste solid fuel, organic resources, waste material, and CDQ dust collection coke are used.
  • the lance for injecting fuel from the tuyere is a double pipe
  • pulverized coal is blown together with the carrier gas from the inner pipe of the double pipe lance
  • the double pipe lance of the gas consisting of the carrier gas and the combustion-supporting gas in the double-pipe lance is 25 mass% or less and the pulverized coal ratio is 150 kg / t or more.
  • the oxygen concentration of the gas composed of the carrier gas and the combustion-supporting gas in the double-pipe lance is set to less than 70 vol%, thereby supporting combustion such as oxygen.
  • the basic unit of the property gas can be suppressed.
  • FIG. 8 (a) and 8 (b) are explanatory views of the pulverized coal flow of the lance comprising the lance and straight pipe of FIG. It is a graph which shows the relationship between the oxygen concentration in a lance supply gas, and a combustion rate when pulverized coal ratio is 150 kg / t-pig iron or more and less than 170 kg / t-pig iron. It is a graph which shows the relationship between the oxygen concentration in a lance supply gas when a pulverized coal ratio is 170 kg / t- pig iron or more, and a combustion rate.
  • 11A to 11C are explanatory views of the shape of the notch when viewed from the radial direction of the inner tube.
  • 12B are explanatory diagrams of the angle ⁇ formed by the center of the notch and the center of the lower end. It is explanatory drawing of experiment of the contact area of oxygen and pulverized coal, and the dispersion width of pulverized coal. It is explanatory drawing of the contact area of oxygen and pulverized coal when the width
  • FIG. 1 is an overall view of a blast furnace to which the blast furnace operating method of the present embodiment is applied.
  • a blast pipe 2 for blowing hot air is connected to the tuyere 3 of the blast furnace 1, and a lance 4 is installed through the blast pipe 2.
  • a combustion space called a raceway 5 exists in the coke deposit layer in the hot air blowing direction ahead of the tuyere 3, and the reducing material is mainly combusted and gasified in this combustion space.
  • FIG. 2 shows a combustion state when only pulverized coal 6 is blown from the lance 4 as a solid reducing material.
  • the aggregate of carbon and ash is discharged as unburned char 8 from the raceway.
  • the hot air velocity at the tip of the tuyere 3 in the direction of blowing hot air is about 200 m / sec, and the oxygen existing area in the raceway 5 from the tip of the lance 4 is about 0.3 to 0.5 m.
  • FIG. 3 shows a combustion mechanism when only pulverized coal (PC: Pulverized Coal in the figure) 6 is blown from the lance 4 into the blower pipe 2.
  • PC Pulverized Coal in the figure
  • the pulverized coal 6 blown into the raceway 5 from the tuyere 3 is heated by the radiant heat transfer from the flame in the raceway 5, and the temperature of the pulverized coal 6 is rapidly increased by the radiant heat transfer and conduction heat transfer.
  • the thermal decomposition starts when the temperature is raised to 300 ° C. or more, and the volatile matter is ignited to form a flame, and the combustion temperature reaches 1400 to 1700 ° C.
  • the above-described char 8 is obtained. Since the char 8 is mainly fixed carbon, a reaction called a carbon dissolution reaction such as a solution loss reaction and a hydrogen gas shift reaction also occurs along with the combustion reaction.
  • FIG. 4 shows a combustion mechanism when oxygen 9 is blown into the blower pipe 2 from the lance 4 together with the pulverized coal 6 as a combustion-supporting gas.
  • the method of blowing pulverized coal 6 and oxygen 9 simply shows a case of blowing in parallel.
  • the dashed-two dotted line in a figure has shown the combustion temperature at the time of injecting only the pulverized coal shown in FIG. 3 with reference.
  • a combustion experiment was conducted using the combustion experiment apparatus shown in FIG. Simulating the inside of the blast furnace, the experimental furnace 11 is filled with coke, and the inside of the raceway 15 can be observed from the viewing window.
  • a lance 14 is inserted into the blower pipe 12 so that hot air generated in the combustion burner 13 can be blown into the experimental furnace 11 as a hot air to be blown from the hot blast furnace to the blast furnace.
  • this ventilation pipe 12 it is also possible to adjust the oxygen enrichment amount of ventilation.
  • the lance 14 can blow either one or both of pulverized coal and oxygen into the blower pipe 12.
  • the exhaust gas generated in the experimental furnace 11 is separated into exhaust gas and dust by a separator 16 called a cyclone, the exhaust gas is fed to an exhaust gas treatment facility such as an auxiliary combustion furnace, and the dust is collected in a collection box 17.
  • the specifications of pulverized coal are 71.4% fixed carbon (FC), 19.5% volatile matter (VM), and 9.1% ash (Ash).
  • the air blowing conditions were as follows: air temperature 1200 ° C., flow rate 300 Nm 3 / h, tuyere wind speed 130 m / s, oxygen enrichment 6% (oxygen concentration 27.0%, air oxygen concentration 21%, richness 6.0% ).
  • a pulverized coal blowing condition a double pipe lance was used for the lance 14, pulverized coal was blown from the inner pipe of the double pipe lance, and oxygen was blown as a combustion supporting gas from the outer pipe of the double pipe lance. .
  • the pulverized coal was blown together with the carrier gas, and nitrogen was used as the carrier gas for the pulverized coal.
  • the solid-gas ratio of pulverized coal and the carrier gas that transports the pulverized coal is 10-25 kg / Nm 3 in the solid-gas ratio in the method of transporting powder, that is, pulverized coal (high concentration transport) with a small amount of gas.
  • the solid-gas ratio is 5 to 10 kg / Nm 3 .
  • air can also be used as the carrier gas.
  • the pulverized coal ratio was variously changed between 100 kg / t and 180 kg / t, and an experiment was conducted particularly on the change of the pulverized coal flow.
  • oxygen-enriched air can also be used as the combustion-supporting gas.
  • the present inventors further obtained the following knowledge. That is, when pulverized coal is blown from the inner pipe of the double pipe lance and combustion supporting gas, that is, oxygen is blown from the outer pipe, even if the volatile content of the pulverized coal is 25 mass% or less, the pulverized coal ratio is 150 kg / If the operation is a low pulverized coal ratio operation less than t, the combustion temperature increases by increasing the oxygen concentration. However, in a high pulverized coal ratio operation where the pulverized coal ratio is 150 kg / t or higher, the combustion temperature does not increase even if the oxygen concentration is increased.
  • the combustion temperature is saturated at an oxygen concentration of about 35 vol%.
  • concentration also referred to as concentration
  • oxygen blown from the outer pipe of the double pipe lance.
  • the pulverized coal is blown from the inner pipe of the double pipe lance and the combustion-supporting gas such as oxygen is blown from the outer pipe.
  • a notch is provided to promote the diffusion of pulverized coal and combustion-supporting gas, making them easy to contact and improving the combustion temperature.
  • FIG. 6 (a) shows the pulverized coal flow in the low pulverized coal ratio operation state where the pulverized coal ratio is less than 150 kg / t.
  • the dispersion width of the pulverized coal is almost constant.
  • the pulverized coal flow has a substantially uniform concentration within the dispersion width.
  • the central portion within the dispersion width is concentrated, and in particular, the pulverized coal ratio is as high as 170 kg / t or higher.
  • the central part of the pulverized coal flow is remarkably concentrated. Since oxygen is blown from the outer pipe of the double-pipe lance, the pulverized coal concentrated in the center of the pulverized coal flow does not come into contact with oxygen, but is brought into the furnace unburned to ventilate the blast furnace. make worse. Even if the oxygen blowing amount is increased to promote contact with oxygen, as shown in FIG. 6 (c), when the oxygen blowing amount becomes a certain amount or more, the oxygen flow in the central portion of the surrounding oxygen flow is increased. As the pulverized coal flow is further concentrated, the contact with oxygen is not substantially promoted, and the combustion temperature is saturated as will be described later.
  • FIG. 7A and 7B show details of the blowing tip portion of the double-pipe lance 4 of the present embodiment
  • FIG. 7A is a longitudinal sectional view
  • FIG. 7B is an A- in FIG. 7A. It is A sectional drawing. Therefore, in the present embodiment, as shown in FIG. 7, a notch 23 is provided at the blowing tip of the inner pipe 21 of the double pipe lance 4, and the pulverized coal 6 and the combustion-supporting gas are provided through the notch 23. Oxygen 9 diffuses with each other, thereby creating a state of efficient contact between the two, thereby increasing the combustion temperature.
  • the notches 23 when the inner tube 21 has an inner diameter of about ⁇ 16 mm, the notches 23 have a rectangular cross section of about 5 mm ⁇ 5 mm, and four are provided at equal intervals of 90 degrees in the circumferential direction of the inner tube 21.
  • the outer tube 22 was a straight tube.
  • the shape of the notch 23 is not limited to the above, but may be, for example, a triangular shape or a U-shape as described later, and the number of the notches 23 is also limited to the above. is not.
  • the pulverized coal 6 and the combustion-supporting gas are passed through the notch 23 as shown in FIG. Oxygen 9 can diffuse and come into contact with each other to increase the combustion temperature.
  • the pulverized coal 6 contains oxygen 9 which is a combustion-supporting gas. Concentration occurs only in the central portion, the amount of contact with oxygen 9 decreases, and the combustion temperature is saturated.
  • the notch 23 is provided in the inner tube 21 of the double-pipe lance 4, unlike the case where a projection such as a baffle is projected, the pulverized coal collides with the projection and the projection. There is no trouble such as wear.
  • FIG. 9 shows a double pipe with a pulverized coal ratio of 150 kg / t, a volatile content of pulverized coal of 25 mass% or less, a constant blowing condition, a constant oxygen enrichment rate, and a notch 23 provided at the blowing tip of the inner pipe 21.
  • the combustion temperature in the case of using the lance 4 and in the case of using the double tube lance 4 having no notch at the blowing tip portion of the inner tube 21 is represented by a combustion rate.
  • pulverized coal was blown from the inner pipe of the double pipe lance 4, and oxygen was blown from the outer pipe as a combustion-supporting gas.
  • the oxygen concentration of the gas composed of the carrier gas for conveying the pulverized coal in the lance and the combustion-supporting gas. Is over 35 vol%, the combustion temperature will be saturated. That is, in the case of the double pipe lance 4 in which the inner pipe 21 is not cut, the combustion temperature does not increase even if the oxygen concentration is 35 vol% or more.
  • the combustion temperature becomes high even if the oxygen concentration of the gas composed of the carrier gas and the combustion-supporting gas is 35 vol% or more. This means that the pulverized coal flow blown from the double pipe lance 4 is not concentrated in the region where the pulverized coal ratio is 150 kg / t or more and less than 170 kg / t.
  • the pulverized coal ratio is 170 kg / t or more, as shown in FIG.
  • the combustion temperature is saturated, and the combustion temperature does not increase even if the oxygen concentration is further increased. That is, in the region where the pulverized coal ratio is 170 kg / t or more, the combustion efficiency is not improved simply by increasing the oxygen consumption rate when the oxygen concentration of the gas composed of the carrier gas and the combustion-supporting gas in the lance is 70 vol% or more.
  • the pulverized coal ratio is set to 150 kg / t or more and less than 170 kg / t, or the pulverized coal ratio is 170 kg / t.
  • the oxygen concentration of the gas composed of the carrier gas and the combustion-supporting gas is 35 vol% or more and less than 70 vol%, preferably 40 vol% or more and 65 vol% or less, more preferably 45 vol% or more and 60 vol% or less.
  • the upper limit of the pulverized coal ratio is 300 kg / t or less, preferably 250 kg / t or less.
  • the shape of the notch 23 when viewed from the radial direction of the inner tube 21 is a quadrangle as shown in FIG. 11A, a triangle as shown in FIG. 11B, and as shown in FIG. 11C.
  • the notch size is simply expressed by the width of the opening of the notch 21 and the depth from the opening of the notch 21 to the bottom.
  • the angle ⁇ formed by the center of the notch 23 and the center of the lower end specifically, the angle ⁇ formed by the line connecting the center of the opening and the center of the bottom of the notch 23 and the string connecting the opening is shown in FIG. As shown, it is preferably 30 to 90 °.
  • FIG. 14 shows the contact area between oxygen and pulverized coal and the dispersion width of pulverized coal when the width of the notch is variously changed.
  • the width of the notch is expressed as the ratio of the total width of all the notches to the inner circumference of the inner pipe.
  • the contact area of oxygen and pulverized coal and the dispersion width of the pulverized coal are the same for the inner pipe without notches. Expressed as a ratio when used.
  • the width of the notch is increased, the contact area between oxygen and pulverized coal and the dispersion width of pulverized coal increase, but the dispersion width of pulverized coal tends to decrease from a certain point.
  • the width of the notch is preferably more than 0 and not more than 0.5, more preferably not less than 0.05 and not more than 0.3, as a ratio of the total width of all notches to the outer circumference of the inner tube. More preferably, it is 0.1 or more and 0.2 or less.
  • FIG. 15 shows the contact area between oxygen and pulverized coal and the dispersion width of pulverized coal when the depth of the notch is variously changed.
  • the depth of the notch is represented by the dimension of the depth itself, and the contact area between oxygen and pulverized coal and the dispersion width of the pulverized coal are represented by the ratio when an inner pipe without a notch is used.
  • the contact area between oxygen and pulverized coal and the dispersion width of pulverized coal increase, but the dispersion width of pulverized coal tends to decrease from a certain point.
  • the depth of the notch exceeds 0 in dimension and is preferably 12 mm or less, more preferably 2 mm or more and 10 mm or less, and further preferably 3 mm or more and 7 mm or less.
  • FIG. 16 shows the contact area between oxygen and pulverized coal and the dispersion width of pulverized coal when the number of notches is changed variously.
  • the number of notches was represented by the ratio of the number of notches to the maximum number of notches, and the contact area between oxygen and pulverized coal and the dispersion width of pulverized coal were represented by the ratio when an inner pipe without notches was used.
  • the maximum number of notches is an integer part obtained by dividing the inner peripheral length of the inner tube by the width of the notch, and specifically, how many notches of a predetermined width can be formed at the maximum in the inner tube. It represents.
  • the number of notches is preferably more than 0 and not more than 0.8 in the ratio of the number of notches to the maximum number of notches, more preferably not less than 0.1 and not more than 0.6, still more preferably. It shall be 0.2 or more and 0.5 or less.
  • FIG. 17 shows the contact area of oxygen and pulverized coal and the dispersion width of pulverized coal when the notch shape is a square and a triangle, and the width of the notch is variously changed.
  • FIG. 17 is obtained by overwriting the above-described FIG. 14 with the experimental result of the triangular notch.
  • the width of the notch is expressed as the ratio of the total width of all the notches to the inner circumference of the inner pipe.
  • the contact area of oxygen and pulverized coal and the dispersion width of the pulverized coal are the same for the inner pipe without notches. Expressed as a ratio when used.
  • the width of the notch is preferably greater than 0 and less than or equal to 0.5, more preferably 0, as a ratio of the total width of all the notches with respect to the outer periphery of the inner pipe, regardless of the shape of the notch itself. .05 or more and 0.3 or less, more preferably 0.1 or more and 0.2 or less.
  • the outer tube of the double tube lance is easily exposed to high temperatures.
  • the lance is composed of, for example, a stainless steel pipe.
  • water cooling called a so-called water jacket is performed outside the lance
  • the tip of the lance cannot be covered.
  • the tip of the outer tube of the double tube lance that is not subject to water cooling is easily deformed by heat. If the lance is deformed, that is, bent, gas or pulverized coal cannot be blown into a desired part, and there is a problem in replacing the lance that is a consumable item.
  • the flow of pulverized coal may change and hit the tuyere, and in such a case, the tuyere may be damaged.
  • the gap with the inner pipe is closed, and if the gas does not flow from the outer pipe, the outer pipe of the double pipe lance is melted, and in some cases, the blower pipe is damaged. There is a possibility. If the lance is deformed or worn out, the combustion temperature as described above cannot be secured, and as a result, the reducing material basic unit cannot be reduced.
  • the only way to cool the outer tube of a double-pipe lance that cannot be cooled with water is to cool it with the gas flowing inside.
  • the gas flow rate is considered to affect the lance temperature. Therefore, the inventors measured the temperature of the lance surface by variously changing the flow rate of the gas blown from the outer pipe of the double pipe lance.
  • the experiment was performed by blowing oxygen from the outer pipe of the double pipe lance and blowing pulverized coal from the inner pipe, and the gas flow rate was adjusted by adjusting the amount of oxygen supplied from the outer pipe.
  • the oxygen may be oxygen-enriched air, and 2% or more, preferably 10% or more of oxygen-enriched air is used. By using oxygen-enriched air, flammability of pulverized coal is improved in addition to cooling.
  • the measurement results are shown in FIG.
  • the steel pipe called 20A schedule 5S was used for the outer pipe of the double pipe lance.
  • a steel pipe called 15A schedule 90 was used as the inner pipe of the double pipe lance, and the total flow rate of oxygen and nitrogen blown from the outer pipe was variously changed to measure the temperature of the lance surface.
  • 15A and 20A are nominal dimensions of the outer diameter of the steel pipe defined in JIS G 3459, 15A has an outer diameter of 21.7 mm, and 20A has an outer diameter of 27.2 mm.
  • the “schedule” is a nominal dimension of the thickness of the steel pipe specified in JIS G 3459.
  • the 20A schedule 5S is 1.65 mm
  • the 15A schedule 90 is 3.70 mm.
  • plain steel can also be used. In that case, the outer diameter of the steel pipe is specified in JIS G 3453, and the wall thickness is specified in JIS G 3454.
  • the temperature of the lance surface decreases inversely with the increase in the flow velocity of the gas blown from the outer pipe of the double pipe lance.
  • the surface temperature of a double pipe lance exceeds 880 degreeC
  • creep deformation will occur and a double pipe lance will bend. Therefore, when the steel pipe of 20A schedule 5S is used for the outer pipe of the double pipe lance and the surface temperature of the double pipe lance is 880 ° C. or less, the outlet flow velocity of the outer pipe of the double pipe lance is 20 m / sec or more. .
  • the outlet flow velocity of the outer pipe of the double pipe lance is 20 m / sec or more, the double pipe lance is not deformed or bent.
  • the outlet flow velocity of the outer pipe of the double pipe lance exceeds 120 m / sec, it is not practical in terms of the operating cost of the equipment, so the upper limit of the outlet flow velocity of the outer pipe of the double pipe lance is 120 m / sec. did.
  • the outlet flow velocity may be set to 20 m / sec or more as necessary.
  • the pulverized coal has an average particle diameter of 10 to 100 ⁇ m. However, when ensuring combustibility and considering the supply from the lance and the supply to the lance, it is preferably 20 to 50 ⁇ m. Good. If the average particle size of the pulverized coal is less than 20 ⁇ m, the combustibility is excellent, but the lance is easily clogged during pulverized coal transportation (gas transportation), and if it exceeds 50 ⁇ m, the pulverized coal combustibility may be deteriorated.
  • anthracite coal may be used as the solid reducing material in addition to coal having a volatile content of 25 mass% or less.
  • Anthracite has a volatile content of 3-5 mass%. Therefore, in this invention, the pulverized coal to be used is expressed as pulverized coal having an volatile content of 3 mass% or more and 25 mass% or less including anthracite coal.
  • pulverized coal is mainly used, and waste plastic, waste solid fuel (RDF), organic resources (biomass), waste material, and CDQ dust collecting coke may be used therein.
  • CDQ dust collection coke is coke powder collected by a dry fire extinguisher (CDQ).
  • CDQ dust collection coke is coke powder collected by a dry fire extinguisher (CDQ).
  • CDQ dust collection coke is coke powder collected by a dry fire extinguisher (CDQ).
  • CDQ dust collection coke is coke powder collected by a dry fire extinguisher (CDQ).
  • CDQ dust collection coke is coke powder collected by a dry fire extinguisher (CDQ).
  • CDQ dust collection coke is coke powder collected by a dry fire extinguisher (CDQ).
  • CDQ dust collection coke is coke powder collected by a dry fire extinguisher (CDQ).
  • CDQ dust collection coke is preferably 80 mass% or more.
  • waste plastics, solid waste fuel (RDF), organic resources (biomass), waste materials, etc. have a lower calorific value due to the combustion reaction. Since the substitution efficiency for the solid reducing material is reduced, and the CDQ dust collection coke has a high calorific value, it is difficult to ignite because there is no volatile matter, and the substitution efficiency is reduced, so the proportion of pulverized coal is 80 mass% or more It is preferable that
  • waste plastics, waste solid fuel (RDF), organic resources (biomass), and waste materials can be used with pulverized coal as fine particles of 6 mm or less, preferably 3 mm or less.
  • the CDQ dust collecting coke can be used as it is.
  • the ratio with pulverized coal can be mixed by merging with pulverized coal fed by carrier gas. You may mix and use beforehand with pulverized coal.
  • the lance 4 for injecting fuel from the tuyere 3 is a double pipe
  • pulverized coal is injected from the inner pipe 21 of the double pipe lance 4
  • the double pipe lance is used.
  • oxygen (flammable gas) is blown from the outer pipe 22
  • a notch 23 is provided at the blowing tip of the inner pipe 21 of the double pipe lance 4
  • a carrier gas and a flammable gas for conveying pulverized coal is conveying pulverized coal.
  • the combustion temperature is increased even in a high pulverized coal ratio operation where the volatile content of the pulverized coal is 25 mass% or less and the pulverized coal ratio is 150 kg / t or more.
  • exhausted CO 2 can be reduced.
  • the oxygen intensity is suppressed by setting the oxygen concentration of the gas composed of the carrier gas for conveying the pulverized coal and the combustion-supporting gas to less than 70 vol%. Can do.
  • the diffusion of pulverized coal and combustion-supporting gas is promoted, and the combustion efficiency is further improved. Can do.
  • blowing a part of oxygen enriched in blowing air (as a combustion-supporting gas) from the outer tube 22 of the double tube lance 4 the oxygen balance can be excessively supplied without impairing the gas balance in the blast furnace. This can be avoided and the basic unit of oxygen used can be reduced.

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Abstract

羽口３から燃料を吹込むためのランス４を二重管とし、二重管ランス４の内側管２１から微粉炭を吹込むと共に、二重管ランス４の外側管２２から酸素を吹込み、二重管ランス４の内側管２１の吹込み先端部に切欠き２３を設け、微粉炭の搬送ガスと外側管から吹込まれるガスとからなるガスの酸素濃度を３５ｖｏｌ％以上とすることにより、微粉炭の揮発分が２５ｍａｓｓ％以下で且つ微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ以上の高微粉炭比操業であっても燃焼温度を高めることができ、その結果、排出ＣＯ２を低減することができ、且つ酸素濃度を７０ｖｏｌ％未満とすることにより、酸素原単位を抑制することができる。また、切欠き２３を二重管ランス４の内側管２１の周方向に等間隔に複数設けることにより、燃焼効率がより一層向上する。

Description

高炉操業方法
本発明は、高炉羽口から微粉炭を吹込んで、燃焼温度を上昇させることにより生産性の向上及び排出ＣＯ２の低減を図る高炉の操業方法に関するものである。
近年、炭酸ガス排出量の増加による地球温暖化が問題となっており、製鉄業においても排出ＣＯ２の抑制は重要な課題である。高炉は、主にコークス及び羽口から吹込む微粉炭を還元材として使用しており、事前処理により生じる炭酸ガス排出量の差から、できるだけコークスよりも微粉炭を使用することが排出ＣＯ２の抑制につながる。例えば、下記特許文献１では、微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上、揮発分が２５ｍａｓｓ％以下の微粉炭を用い、羽口から燃料を吹込むためのランスに微粉炭と酸素を供給し、ランス中の酸素濃度を７０ｖｏｌ％以上とすることで、燃焼効率を向上することができるとしている。また、この特許文献１では、ランスが単管である場合には、酸素と微粉炭の混合物をランスから吹込みランスが二重管である場合には、二重管ランスの内側管から微粉炭を吹込み、二重管ランスの外側管から酸素を吹込むことも提案されている。なお、微粉炭比とは、銑鉄１ｔあたりに使用される微粉炭の質量である。
　また、下記特許文献２では、二重管ランスの外側管に凹凸を設けて微粉炭を分散させ、微粉炭と酸素の反応を促進するようにしている。
　また、下記特許文献３では、二重管の内側管から微粉炭を吹込み、二重管ランスの外側管から酸素を吹込む場合に、二重管ランスの内側管を外側管より短くして、つまり内側管の微粉炭吹出し先端部を外側管の酸素吹出し先端部より吹出し方向手前側として微粉炭と酸素の接触性を向上している。
特許第４０７４４６７号公報 韓国特許公開公報２００２−０００４７３５９ 特開平６−１００９１２号公報
　羽口には大量の空気が送風されているものの、ランスは高温に晒される恐れがあり、前記特許文献１に記載されるように、単管ランスに高濃度の酸素と微粉炭の混合物を供給するのは安全面から現実的でない。また、更なる排出ＣＯ２の低減が要求されていることから、例えば微粉炭比を１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上とすることが望まれているが、微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ以上の高微粉炭比では、前記特許文献１に記載されるように、単に二重管ランスの内側管から微粉炭を吹込み、外側管から酸素を吹込んでも、燃焼温度が飽和してしまって燃焼効率が高くならない。
　また、二重管ランスの外側管に流れるガスは当該外側管の冷却の役目も担っているため、前記特許文献２に記載されるように、外側管に設けられた凹凸のようにガスの流れを妨げるものが存在する場合、流れが弱い部分に熱負荷がかかり、割れや溶損などの損耗が生じる可能性がある。このような損耗が発生した場合、逆火やランスの詰まりなどを誘発する恐れがある。また、微粉炭量が増加すると、内側管から噴出する微粉炭により凸部の摩耗発生を避けられない問題がある。
　また、前記特許文献３に記載されるように、二重管ランスの内側管の先端部を単に外側管より短くしただけでは、微粉炭と酸素の接触性は向上しても、酸素の流れによって微粉炭の分散が抑制され、十分な燃焼性向上効果が得られない。
本発明は、上記のような問題点に着目してなされたものであり、燃焼温度を向上することができ、その結果、排出ＣＯ２の低減を可能とする高炉操業方法を提供することを目的とするものである。
　上記目的を達成するために、本発明は下記に記載の高炉操業方法を提供する。
（１）揮発分が２５ｍａｓｓ％以下の微粉炭を準備し、
　　　羽口から微粉炭と支燃性ガスを吹込むための、内側管と外側管とを有する二重管ランスを準備し、
　　　前記羽口から熱風を吹込み、
　　　前記二重管ランスの内側管の吹込み先端部に、軸方向に凹んだ切欠きを周方向に複数設け、
　　　当該内側管から１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上の微粉炭比で前記微粉炭を搬送ガスと共に吹込み、
　　　前記二重管ランスの外側管から支燃性ガスを吹込み、
　　　前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ％以上である、
　　　高炉操業方法。
（２）前記切欠きは、前記二重管ランスの内側管の先端部周方向に等間隔に設けられている（１）に記載の高炉操業方法。
（３）前記切欠きの幅は、前記二重管ランスの内側管の内周の長さに対する全ての切欠きの幅の計の比で０を超え、０．５以下とする（２）に記載の高炉操業方法。
（４）前記切欠きの幅は、前記二重管ランスの内側管の内周の長さに対する全ての切欠きの幅の計の比で０．０５以上、０．３以下とする（３）に記載の高炉操業方法。
（５）前記切欠きの幅は、前記二重管ランスの内側管の内周の長さに対する全ての切欠きの幅の計の比で０．１以上、０．２以下とする（４）に記載の高炉操業方法。
（６）前記切欠きの深さは、０ｍｍを超え、１２ｍｍ以下とする（２）に記載の高炉操業方法。
（７）前記切欠きの深さは、２ｍｍ以上、１０ｍｍ以下とする（６）に記載の高炉操業方法。
（８）前記切欠きの深さは、３ｍｍ以上、７ｍｍ以下とする（７）に記載の高炉操業方法。
（９）前記二重管ランスの内側管の内周長を１つの切欠きの幅で除したときの整数部を最大切欠き数とした場合、前記切欠きの数は、最大切欠き数に対する切欠き数の比で０を超え、０．８以下とする（２）に記載の高炉操業方法。
（１０）前記切欠きの数は、前記最大切欠き数に対する切欠き数の比で０．１以上、０．６以下とする（９）に記載の高炉操業方法。
（１１）前記切欠きの数は、前記最大切欠き数に対する切欠き数の比で０．２以上、０．５以下とする（１０）に記載の高炉操業方法。
（１２）前記支燃性ガスは酸素であり、送風に富化する酸素の一部を前記二重管ランスの外側管から吹込む（１）に記載の高炉操業方法。
（１３）前記微粉炭が、３ｍａｓｓ％以上２５ｍａｓｓ％以下の揮発分を有する（１）に記載の高炉操業方法。
（１４）前記二重管ランスの外側管から吹込まれる支燃性ガスが、２０~１２０ｍ／ｓｅｃの出口流速を有する（１）に記載の高炉操業方法。
（１５）前記微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上である（１）に記載の高炉操業方法。
（１６）前記微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上であり、前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ％以上７０ｖｏｌ％未満である、（１）に記載の高炉操業方法。
（１７）前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が４０ｖｏｌ％以上６５ｖｏｌ％以下である（１６）に記載の高炉操業方法。
（１８）前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が４５ｖｏｌ％以上６０ｖｏｌ％以下である（１７）に記載の高炉操業方法。
（１９）前記微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上３００ｋｇ／ｔ−銑鉄以下である（１５）に記載の高炉操業方法。
（２０）前記微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上３００ｋｇ／ｔ−銑鉄以下である（１６）に記載の高炉操業方法。
（２１）前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ％以上７０ｖｏｌ％未満である（１）に記載の高炉操業方法。
（２２）前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が４０ｖｏｌ％以上６５ｖｏｌ％以下である（２１）に記載の高炉操業方法。
（２３）前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が４５ｖｏｌ％以上６０ｖｏｌ％以下である（２２）に記載の高炉操業方法。
（２４）前記微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上３００ｋｇ／ｔ−銑鉄以下である（１）に記載の高炉操業方法。
（２５）前記微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄未満である（１）に記載の高炉操業方法。
（２６）前記微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄未満であり、前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ以上７０ｖｏｌ％未満である、（１）に記載の高炉操業方法。
（２７）前記微粉炭に、廃プラスチック、廃棄物固形燃料、有機性資源、廃材、ＣＤＱ集塵コークスからなるグループのうち、少なくとも１つを加える（１）乃至（２６）の何れか一項に記載の高炉操業方法。
（２８）前記微粉炭の割合を８０ｍａｓｓ％以上として、前記廃プラスチック、廃棄物固形燃料、有機性資源、廃材、ＣＤＱ集塵コークスを使用する（２７）に記載の高炉操業方法。
　而して、本発明の高炉操業方法によれば、羽口から燃料を吹込むためのランスを二重管とし、二重管ランスの内側管から微粉炭を搬送ガスと共に吹込むと共に、二重管ランスの外側管から支燃性ガスを吹込み、二重管ランスの内側管の吹込み先端部に切欠きを設け、二重管ランス中の搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度を３５ｖｏｌ％以上とすることにより、微粉炭の揮発分が２５ｍａｓｓ％以下で且つ微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ以上の高微粉炭比操業であっても燃焼温度を高めることができ、その結果、排出ＣＯ２を低減することができる。また、微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ以上である場合には、二重管ランス中の搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度を７０ｖｏｌ％未満とすることにより、酸素などの支燃性ガスの原単位を抑制することができる。
　また、切欠きを二重管ランスの内側管の先端部周方向に等間隔に複数設けることにより、微粉炭及び支燃性ガスの拡散を促進し、燃焼効率をより一層向上することができる。
　また、送風に富化する酸素の一部を支燃性ガスとして二重管ランスの外側管から吹込むことにより、高炉内のガスバランスを損なうことがなく、酸素の過剰供給を回避することができる。
本発明の高炉操業方法が適用された高炉の一実施形態を示す縦断面図である。 図１のランスから微粉炭だけを吹込んだときの燃焼状態の説明図である。 図２の微粉炭の燃焼メカニズムの説明図である。 微粉炭と酸素を吹込んだときの燃焼メカニズムの説明図である。 燃焼実験装置の説明図である。 図６（ａ）~（ｃ）は微粉炭流の濃化の説明図である。 図７（ａ）と図７（ｂ）は図１のランスの吹込み先端部の詳細図である。 図８（ａ）と図８（ｂ）は図７のランス及びストレート管からなるランスの微粉炭流の説明図である。 微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄未満であるときのランス供給ガス中の酸素濃度と燃焼率の関係を示すグラフである。 微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上であるときのランス供給ガス中の酸素濃度と燃焼率の関係を示すグラフである。 図１１（ａ）~（ｃ）は内側管の径方向から見たときの切欠きの形状の説明図である。 図１２（ａ）と図１２（ｂ）は切欠きの先端中心と下端中心のなす角度θの説明図である。 酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅の実験の説明図である。 切欠きの幅を変更したときの酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅の説明図である。 切欠きの深さを変更したときの酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅の説明図である。 切欠きの数を変更したときの酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅の説明図である。 切欠きの形状が四角形である場合と三角形である場合で、それらの切欠きの幅を変更したときの酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅の説明図である。 ランスの出口流速とランス表面温度の関係を示す説明図である。
　次に、本発明の高炉操業方法の一実施形態について図面を参照しながら説明する。
　図１は、本実施形態の高炉操業方法が適用された高炉の全体図である。図に示すように、高炉１の羽口３には、熱風を送風するための送風管２が接続され、この送風管２を貫通してランス４が設置されている。羽口３の熱風送風方向先方のコークス堆積層には、レースウエイ５と呼ばれる燃焼空間が存在し、主として、この燃焼空間で還元材の燃焼、ガス化が行われる。
　図２には、ランス４から固体還元材として微粉炭６だけを吹込んだときの燃焼状態を示す。ランス４から羽口３を通過し、レースウエイ５内に吹込まれた微粉炭６は、コークス７と共に、その揮発分と固定炭素が燃焼し、揮発分が放出されて残った、一般にチャーと呼ばれる炭素と灰分の集合体は、レースウエイから未燃チャー８として排出される。羽口３の熱風送風方向先方における熱風速度は約２００ｍ／ｓｅｃであり、ランス４の先端からレースウエイ５内における酸素の存在領域は約０．３~０．５ｍとされているので、実質的に１／１０００秒のレベルで微粉炭粒子の昇温及び酸素との接触効率（分散性）の改善が必要となる。
　図３は、ランス４から送風管２内に微粉炭（図ではＰＣ：Ｐｕｌｖｅｒｉｚｅｄ　Ｃｏａｌ）６のみを吹込んだ場合の燃焼メカニズムを示す。羽口３からレースウエイ５内に吹込まれた微粉炭６は、レースウエイ５内の火炎からの輻射伝熱によって粒子が加熱し、更に輻射伝熱、伝導伝熱によって粒子が急激に温度上昇し、３００℃以上昇温した時点から熱分解が開始し、揮発分に着火して火炎が形成され、燃焼温度は１４００~１７００℃に達する。揮発分が放出してしまうと、前述したチャー８となる。チャー８は、主に固定炭素であるので、燃焼反応と共に、ソリューションロス反応、水素ガスシフト反応といった炭素溶解反応と呼ばれる反応も生じる。
　図４は、ランス４から送風管２内に微粉炭６と共に支燃性ガスとして酸素９を吹込んだ場合の燃焼メカニズムを示す。微粉炭６と酸素９の吹込み方法は、単純に平行に吹込んだ場合を示している。なお、図中の二点鎖線は、図３に示した微粉炭のみを吹込んだ場合の燃焼温度を参考に示している。このように微粉炭と酸素を同時に吹込む場合、ランス近傍で微粉炭と酸素との混合が促進され、より早期から微粉炭の燃焼が開始するものと考えられ、これによりランスに近い位置で燃焼温度が更に上昇する。
　このような知見に基づき、図５に示す燃焼実験装置を用いて燃焼実験を行った。高炉内部を模擬して実験炉１１内にはコークスが充填されており、覗き窓からレースウエイ１５の内部を観察することができる。送風管１２にはランス１４が差し込まれ、熱風炉から高炉へ送風する熱風として燃焼バーナ１３で生じた熱風を実験炉１１内に所定の送風量で送風することができるようになっている。また、この送風管１２では、送風の酸素富化量を調整することも可能である。ランス１４は、微粉炭及び酸素の何れか一方又は双方を送風管１２内に吹込むことができる。実験炉１１内で生じた排ガスは、サイクロンと呼ばれる分離装置１６で排ガスとダストに分離され、排ガスは助燃炉などの排ガス処理設備に送給され、ダストは捕集箱１７に捕集される。
　微粉炭の諸元は、固定炭素（ＦＣ：Ｆｉｘｅｄ　Ｃａｒｂｏｎ）７１．４％、揮発分（ＶＭ：Ｖｏｌａｔｉｌｅ　Ｍａｔｔｅｒ）１９．５％、灰分（Ａｓｈ）９．１％である。送風条件は、送風温度１２００℃、流量３００Ｎｍ３／ｈ、羽口先風速１３０ｍ／ｓ、酸素富化６％（酸素濃度２７．０％、空気中酸素濃度２１％に対し、６．０％の富化）とした。微粉炭吹込み条件として、ランス１４には二重管ランスを用い、二重管ランスの内側管から微粉炭を吹込み、二重管ランスの外側管から支燃性ガスとして酸素を吹込んだ。微粉炭は搬送ガスと共に吹込まれ、微粉炭の搬送ガスには窒素を用いた。なお、微粉炭と、微粉炭を搬送する搬送ガスの固気比は、少ないガス量で粉体、つまり微粉炭を輸送する方式（高濃度搬送）では固気比１０~２５ｋｇ／Ｎｍ３、多量のガスで輸送する方式（低濃度搬送）では固気比５~１０ｋｇ／Ｎｍ３である。搬送ガスには窒素の他、空気を用いることもできる。そして、微粉炭比を１００ｋｇ／ｔ~１８０ｋｇ／ｔの間で種々に変更して、特に微粉炭流の変化について実験した。なお、支燃性ガスとして酸素を吹込む場合には、送風に富化する酸素の一部を用い、炉内に吹込まれる酸素の総量が変化しないようにした。また、支燃性ガスとしては酸素富化空気を用いることもできる。
　この実験を通じて、本発明者等は更に以下の知見を得た。即ち、二重管ランスの内側管から微粉炭を吹込み、外側管から支燃性ガス、即ち酸素を吹き込む場合、微粉炭の揮発分が２５ｍａｓｓ％以下であっても、微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ未満の低い微粉炭比操業であれば、酸素濃度を高めることで燃焼温度が高くなる。しかしながら、微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ以上の高微粉炭比操業では、酸素濃度を高めても燃焼温度が高くならない。微粉炭比１５０ｋｇ／ｔ以上の領域では、酸素濃度３５ｖｏｌ％程度で燃焼温度が飽和してしまう。これは、後述するように、二重管ランスの内側管から吹込まれる微粉炭が吹込み流の中央部分に集中（濃化ともいう）し、二重管ランスの外側管から吹込まれる酸素と接触しにくくなる、或いは接触しなくなるためである。そこで、本発明では、二重管ランスの内側管から微粉炭を吹込み、外側管から支燃性ガス、例えば酸素を吹込む点は同じであるが、特に内側管の吹込み先端部に切欠きを設け、微粉炭及び支燃性ガスの拡散を促進し、両者を接触し易くして燃焼温度の向上を図る。しかし、一方で、二重管ランスの内側管吹込み先端部に切欠きを設けても、微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ以上の場合には、ランス全体の酸素濃度が７０ｖｏｌ％以上になると、やはり燃焼温度は飽和してしまって高くならない。つまり、それ以上、酸素濃度を高めても、酸素原単位が増すだけで燃焼効率は高くはならない。なお、二重管ランスの内側管に切欠きを設ける場合には、邪魔板などの突起物を突設する場合と異なり、突起物に微粉炭が衝突して突起物が損耗するなどのトラブルがない。
　図６（ａ）には、微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ未満の低微粉炭比操業状態における微粉炭流を示す。実験では、ランスの形状が一定径のストレート管であるため、微粉炭の分散幅はほぼ一定である。このように微粉炭比が低い場合には、分散幅内で微粉炭流はほぼ均一な濃度となる。しかしながら、微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ以上の高微粉炭比操業状態では、図６（ｂ）に示すように、分散幅内の中央部が濃化し、特に微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ以上の高微粉炭比操業状態では、微粉炭流の中央部が著しく濃化する。酸素は、二重管ランスの外側管から吹込まれるので、微粉炭流の中央部に濃化した微粉炭は酸素と接触せず、未燃焼のまま炉内に持ち込まれ、高炉内の通気を悪化させる。酸素との接触を促進するために酸素の吹込み量を増加しても、図６（ｃ）に示すように、酸素の吹込み量が一定量以上になると、周囲の酸素流の中央部に一段と微粉炭流が濃化するだけで、酸素との接触は実質的に促進せず、後述するように燃焼温度は飽和する。
　図７は、本実施形態の二重管ランス４の吹込み先端部の詳細を示すものであり、図７（ａ）は縦断面図、図７（ｂ）は図７（ａ）のＡ−Ａ断面図である。そこで、本実施形態では、図７に示すように、二重管ランス４の内側管２１の吹込み先端部に切欠き２３を設け、この切欠き２３を通じて微粉炭６と支燃性ガスである酸素９とが互いに拡散し、これにより両者が効率的に接触する状態を作り出し、もって燃焼温度を向上する。切欠き２３は、例えば内側管２１の内径がφ１６ｍｍ程度である場合に、５ｍｍ×５ｍｍ程度の方形断面とし、これを内側管２１の周方向に９０度毎の等間隔に４つ設けた。外側管２２はストレート管のままとした。なお、切欠き２３の形状は前記に限定されるものではなく、後述するように、例えば三角形状、Ｕ字形状などであってもよく、また、切欠き２３の個数も前記に限定されるものではない。
　このように二重管ランス４の内側管２１の吹込み先端部に切欠き２３を設けると、図８（ａ）に示すように、この切欠き２３を通じて微粉炭６と支燃性ガスである酸素９とが互いに拡散して接触し、燃焼温度を高めることができる。これに対し、内側管２１の吹込み先端部に切欠きがない、従来の二重管ランス４では、図８（ｂ）に示すように、微粉炭６が支燃性ガスである酸素９の中央部にのみ濃化してしまい、酸素９との接触量が低下して燃焼温度が飽和する。なお、前述したように、二重管ランス４の内側管２１に切欠き２３を設ける場合には、邪魔板などの突起物を突設する場合と異なり、突起物に微粉炭が衝突して突起物が損耗するなどのトラブルがない。
　図９には、微粉炭比１５０ｋｇ／ｔ、微粉炭の揮発分２５ｍａｓｓ％以下、送風条件一定、酸素富化率一定で、内側管２１の吹込み先端部に切欠き２３を設けた二重管ランス４を用いた場合と、内側管２１の吹込み先端部に切欠きのない二重管ランス４を用いた場合の燃焼温度を燃焼率で表した。何れも、二重管ランス４の内側管から微粉炭を吹込み、外側管から支燃性ガスとして酸素を吹込んだ。同図から明らかなように、内側管２１に切欠きのない二重管ランス４を用いた場合には、ランス中の微粉炭を搬送する搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ％以上で燃焼温度が飽和してしまう。つまり、内側管２１に切欠きのない二重管ランス４の場合には、酸素濃度を３５ｖｏｌ％以上にしても燃焼温度は高くならない。これに対し、内側管２１に切欠き２３を設けた二重管ランス４を用いる場合には、搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ％以上でも燃焼温度が高くなる。これは、微粉炭比１５０ｋｇ／ｔ以上１７０ｋｇ／ｔ未満の領域では、二重管ランス４から吹込まれる微粉炭流が濃化していないことを意味する。
　しかし、一方、内側管２１に切欠き２３を設けた二重管ランス４を用いた場合でも、微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ以上である場合には、図１０に示すように、ランス中の搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が７０ｖｏｌ％以上となると、燃焼温度が飽和してしまい、それ以上、酸素濃度を高めても燃焼温度は高くならない。つまり、微粉炭比１７０ｋｇ／ｔ以上の領域では、ランス中の搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が７０ｖｏｌ％以上で酸素原単位が増加するだけで、燃焼効率はよくならない。従って、内側管２１に切欠き２３を設けた二重管ランス４を用いる場合でも、微粉炭比を１５０ｋｇ／ｔ以上１７０ｋｇ／ｔ未満とするか、又は微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔである場合には搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度を３５ｖｏｌ％以上７０ｖｏｌ％未満、好ましくは４０ｖｏｌ％以上６５ｖｏｌ％以下、より好ましくは４５ｖｏｌ％以上６０ｖｏｌ％以下とする。なお、微粉炭比の上限は３００ｋｇ／ｔ以下、好ましくは２５０ｋｇ／ｔ以下とする。
　また、内側管２１の径方向から見たときの切欠き２３の形状は、図１１（ａ）に示すような四角形、図１１（ｂ）に示すような三角形、図１１（ｃ）に示すようなＵ字形などとし、切欠きの大きさは、単純に切欠き２１の開口の幅と、切欠き２１の開口から底までの深さで表す。また、切欠き２３の先端中心と下端中心のなす角度θ、具体的には切欠き２３の開口の中心と底の中心を結ぶ線分が当該開口を結ぶ弦となす角度θは、図１２に示すように、３０~９０°とするのが好ましい。この切欠きの形状、特に大きさを種々に変更したときの酸素と微粉炭の接触面積や微粉炭の分散幅について実験した。実験は、図１３に示すように、二重管ランスの内側管及び外側管、つまり微粉炭流路及び酸素流路から夫々煙を流し、微粉炭流路から出た煙と酸素流路から出た煙の重なる領域の面積を酸素と微粉炭の接触面積として画像解析によって算出すると共に、微粉炭流路から出た煙の広がり角度から微粉炭の分散幅を求めた。実験は、内側管の径方向から見たときの切欠きの形状が四角形のものについて主として行った。
　まず、切欠きの幅を種々に変更したときの酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅を図１４に示す。切欠きの幅は、内側管の内周の長さに対する全ての切欠きの幅の計の比で表し、酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅は、切欠きのない内側管を用いたときの比率で表した。図から明らかなように、切欠きの幅を大きくすると、酸素と微粉炭の接触面積も微粉炭の分散幅も大きくなるが、微粉炭の分散幅はあるところから減少傾向となる。これは、切欠きの幅を大きくすると、酸素と微粉炭の混合性はよくなるものの、切欠きの幅が大きすぎると、酸素が二重管ランスの径方向内側に流れ込んで微粉炭の分散が抑えられるためであると考えられる。そのため、切欠きの幅は、内側管外周に対する全ての切欠きの幅の計の比で０を超え、０．５以下とするのが好ましく、より好ましくは０．０５以上、０．３以下とし、更に好ましくは０．１以上、０．２以下とする。
　また、切欠きの深さを種々に変更したときの酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅を図１５に示す。切欠きの深さは深さそのものの寸法で表し、酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅は、切欠きのない内側管を用いたときの比率で表した。図から明らかなように、切欠きの深さを大きくすると、酸素と微粉炭の接触面積も微粉炭の分散幅も大きくなるが、微粉炭の分散幅はあるところから減少傾向となる。これは、切欠きの深さを大きくすると、酸素と微粉炭の混合性はよくなるものの、切欠きの深さが大きすぎると、ランス先端での流れが安定化するため、微粉炭の分散が抑えられるためであると考えられる。そのため、切欠きの深さは、寸法で０を超え、１２ｍｍ以下とするのが好ましく、より好ましくは２ｍｍ以上、１０ｍｍ以下とし、更に好ましくは３ｍｍ以上、７ｍｍ以下とする。
　また、切欠きの数を種々に変更したときの酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅を図１６に示す。切欠きの数は最大切欠き数に対する切欠き数の比で表し、酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅は、切欠きのない内側管を用いたときの比率で表した。なお、最大切欠き数とは、内側管の内周長を切欠きの幅で除したときの整数部であり、具体的には内側管に所定幅の切欠きを最大で幾つ形成できるかを表すものである。図から明らかなように、切欠きの数を多くすると、酸素と微粉炭の接触面積も微粉炭の分散幅も大きくなるが、微粉炭の分散幅はあるところから減少傾向となる。これは、切欠きの数を多くすると、酸素と微粉炭の混合性や微粉炭の分散性はよくなるものの、切欠きの数が多すぎると、内側管に流れる酸素の比率が大きくなり、微粉炭の分散が抑えられるためであると考えられる。そのため、切欠きの数は、最大切欠き数に対する切欠き数の比で０を超え、０．８以下とするのが好ましく、より好ましくは０．１以上、０．６以下とし、更に好ましくは０．２以上、０．５以下とする。
　また、切欠きの形状が四角形である場合と三角形である場合で、それらの切欠きの幅を種々に変更したときの酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅を図１７に示す。図１７は、前述した図１４に、三角形の切欠きの実験結果を上書きしたものである。切欠きの幅は、内側管の内周の長さに対する全ての切欠きの幅の計の比で表し、酸素と微粉炭の接触面積及び微粉炭の分散幅は、切欠きのない内側管を用いたときの比率で表した。図から明らかなように、切欠きの形状が四角形である場合も三角形である場合も、切欠きの幅を大きくすると、酸素と微粉炭の接触面積も微粉炭の分散幅も大きくなるが、微粉炭の分散幅はあるところから減少傾向となる。この理由は、切欠きの形状が三角形である場合も、前記図１４の説明と同様に、切欠きの幅を大きくすると、酸素と微粉炭の混合性はよくなるものの、切欠きの幅が大きすぎると、酸素が二重管ランスの径方向内側に流れ込んで微粉炭の分散が抑えられるためであると考えられる。そのため、切欠きの幅は、切欠きの形状そのものにかかわらず、内側管外周に対する全ての切欠きの幅の計の比で０を超え、０．５以下とするのが好ましく、より好ましくは０．０５以上、０．３以下とし、更に好ましくは０．１以上、０．２以下とする。
　ところで、前述のような燃焼温度の上昇に伴って、二重管ランスの外側管は高温に晒され易くなる。ランスは、例えばステンレス鋼鋼管で構成される。ランスの外側には所謂ウォータージャケットと呼ばれる水冷が施されている例もあるが、ランス先端までは覆うことができない。特に、この水冷の及ばない二重管ランスの外側管の先端部が熱で変形し易いことが分かった。ランスが変形する、つまり曲がると所望部位にガスや微粉炭を吹込むことができないし、消耗品であるランスの交換作業に支障がある。また、微粉炭の流れが変化して羽口に当たることも考えられ、そのような場合には羽口が損傷する恐れがある。また、二重管ランスの外側管が曲がると、内側管との隙間が閉塞され、外側管からガスが流れなくなると、二重管ランスの外側管が溶損し、場合によっては送風管が破損する可能性もある。ランスが変形したり損耗したりすると、前述のような燃焼温度を確保することができなくなり、ひいては還元材原単位を低減することもできない。
　水冷できない二重管ランスの外側管を冷却するためには、内部に流れるガスで冷却するしかない。内部に流れるガスに放熱して例えば二重管ランスの外側管自体を冷却する場合、ガスの流速がランス温度に影響を与えると考えられる。そこで、本発明者等は、二重管ランスの外側管から吹込まれるガスの流速を種々に変更してランス表面の温度を測定した。実験は、二重管ランスの外側管から酸素を吹込み、内側管から微粉炭を吹込んで行い、ガスの流速調整は、外側管から吹込まれる酸素の供給量を加減した。なお、酸素は、酸素富化空気でもよく、２％以上、好ましくは１０％以上の酸素富化空気を使用する。酸素富化空気を使用することによって、冷却の他、微粉炭の燃焼性の向上を図る。測定結果を図１８に示す。
　二重管ランスの外側管には、２０Ａスケジュール５Ｓと呼ばれる鋼管を用いた。また、二重管ランスの内側管には、１５Ａスケジュール９０と呼ばれる鋼管を用い、外側管から吹込まれる酸素と窒素の合計流速を種々に変更してランス表面の温度を測定した。ちなみに、「１５Ａ」、「２０Ａ」はＪＩＳ　Ｇ　３４５９に規定する鋼管外径の称呼寸法であり、１５Ａは外径２１．７ｍｍ、２０Ａは外径２７．２ｍｍである。また、「スケジュール」はＪＩＳ　Ｇ　３４５９に規定する鋼管の肉厚の称呼寸法であり、２０Ａスケジュール５Ｓは１．６５ｍｍ、１５Ａスケジュール９０は３．７０ｍｍである。なお、ステンレス鋼鋼管の他、普通鋼も利用できる。その場合の鋼管の外径はＪＩＳ　Ｇ　３４５２に規定され、肉厚はＪＩＳ　Ｇ　３４５４に規定される。
　同図に二点鎖線で示すように、二重管ランスの外側管から吹込まれるガスの流速の増加に伴ってランス表面の温度が反比例的に低下している。鋼管を二重管ランスに使用する場合、二重管ランスの表面温度が８８０℃を上回るとクリープ変形が起こり、二重管ランスが曲がってしまう。従って、二重管ランスの外側管に２０Ａスケジュール５Ｓの鋼管を用い、二重管ランスの表面温度が８８０℃以下である場合の二重管ランスの外側管の出口流速は２０ｍ／ｓｅｃ以上となる。そして、二重管ランスの外側管の出口流速が２０ｍ／ｓｅｃ以上である場合には二重管ランスに変形や曲がりは生じない。一方、二重管ランスの外側管の出口流速が１２０ｍ／ｓｅｃを超えたりすると、設備の運用コストの点で実用的でないので、二重管ランスの外側管の出口流速の上限を１２０ｍ／ｓｅｃとした。ちなみに、単管ランスは二重管ランスに比べて熱負荷が少ないため、必要に応じ、出口流速を２０ｍ／ｓｅｃ以上とすればよい。
　前記実施形態では、微粉炭の平均粒子径は１０~１００μｍで使用されるが、燃焼性を確保し、ランスからの送給並びにランスまでの供給性を考慮したとき、好ましくは２０~５０μｍとするとよい。微粉炭の平均粒子径が２０μｍ未満では、燃焼性は優れるが、微粉炭輸送時（気体輸送）にランスが詰まり易く、５０μｍを超えると微粉炭燃焼性が悪化する恐れがある。
　また、二重管ランスの内側管から吹込む微粉炭として使用できるのは、２５ｍａｓｓ％以下の揮発分を有する石炭の他、無煙炭も固体還元材として使用してよい。無煙炭は３~５ｍａｓｓ％の揮発分を有する。従って、本発明では、使用する微粉炭は、無煙炭を含む、３ｍａｓｓ％以上２５ｍａｓｓ％以下の揮発分を有する微粉炭と表現する。
　また、吹込む固体還元材には、微粉炭を主として、その中に廃プラスチック、廃棄物固形燃料（ＲＤＦ）、有機性資源（バイオマス）、廃材、ＣＤＱ集塵コークスを使用してもよい。ＣＤＱ集塵コークスは、乾式消火装置（ＣＤＱ）で集塵されたコークス粉である。使用の際は、微粉炭の全固体還元材に対する比は８０ｍａｓｓ％以上とするのが好ましい。即ち、微粉炭と、廃プラスチック、廃棄物固形燃料（ＲＤＦ）、有機性資源（バイオマス）、廃材、ＣＤＱ集塵コークスなどでは反応による熱量が異なるため、互いの使用比率が近くなると燃焼に偏りが生じ易くなり、操業の不安定となり易い。また、微粉炭と比して、廃プラスチック、廃棄物固形燃料（ＲＤＦ）、有機性資源（バイオマス）、廃材等は燃焼反応による発熱量が低位であるため、多量に吹込むと炉頂より装入される固体還元材に対する代替効率が低下するため、またＣＤＱ集塵コークスは発熱量は高いが、揮発分がないため着火しにくく、代替効率が低下するため、微粉炭の割合を８０ｍａｓｓ％以上とするのが好ましいのである。
　なお、廃プラスチック、廃棄物固形燃料（ＲＤＦ）、有機性資源（バイオマス）、廃材は、６ｍｍ以下、好ましくは３ｍｍ以下の細粒として微粉炭と使用できる。また、ＣＤＱ集塵コークスはそのまま使用可能である。微粉炭との割合は、搬送ガスにより気送される微粉炭と合流させることで混合可能である。予め微粉炭と混合して使用しても構わない。
　このように、本実施形態の高炉操業方法では、羽口３から燃料を吹込むためのランス４を二重管とし、二重管ランス４の内側管２１から微粉炭を吹込むと共に、二重管ランス４の外側管２２から酸素（支燃性ガス）を吹込み、二重管ランス４の内側管２１の吹込み先端部に切欠き２３を設け、微粉炭を搬送する搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度を３５ｖｏｌ％以上とすることにより、微粉炭の揮発分が２５ｍａｓｓ％以下で且つ微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ以上の高微粉炭比操業であっても燃焼温度を高めることができ、その結果、排出ＣＯ２を低減することができる。また、微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ以上の場合には、微粉炭を搬送する搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度を７０ｖｏｌ％未満とすることにより、酸素原単位を抑制することができる。
　また、切欠き２３を二重管ランス４の内側管２１の先端部周方向に等間隔に複数設けることにより、微粉炭及び支燃性ガスの拡散を促進し、燃焼効率をより一層向上することができる。
　また、送風に富化する酸素の一部を（支燃性ガスとして）二重管ランス４の外側管２２から吹込むことにより、高炉内のガスバランスを損なうことがなく、酸素の過剰供給を回避することができると共に、使用する酸素の原単位を低減することができる。
　１は高炉
　２は送風管
　３は羽口
　４はランス
　５はレースウエイ
　６は微粉炭
　７はコークス
　８はチャー
　９は酸素
　２１は内側管
　２２は外側管
　２３は切欠き

Claims (28)

  1. 　揮発分が２５ｍａｓｓ％以下の微粉炭を準備し、
    　羽口から微粉炭と支燃性ガスを吹込むための、内側管と外側管とを有する二重管ランスを準備し、
    　前記羽口から熱風を吹込み、
    　前記二重管ランスの内側管の吹込み先端部に、軸方向に凹んだ切欠きを周方向に複数設け、
    　当該内側管から１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上の微粉炭比で前記微粉炭を搬送ガスと共に吹込み、
    　前記二重管ランスの外側管から支燃性ガスを吹込み、
    　前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ％以上である、
    　高炉操業方法。
  2. 　前記切欠きは、前記二重管ランスの内側管の先端部周方向に等間隔に設けられている請求項１に記載の高炉操業方法。
  3. 　前記切欠きの幅は、前記二重管ランスの内側管の内周の長さに対する全ての切欠きの幅の計の比で０を超え、０．５以下とする請求項２に記載の高炉操業方法。
  4. 　前記切欠きの幅は、前記二重管ランスの内側管の内周の長さに対する全ての切欠きの幅の計の比で０．０５以上、０．３以下とする請求項３に記載の高炉操業方法。
  5. 　前記切欠きの幅は、前記二重管ランスの内側管の内周の長さに対する全ての切欠きの幅の計の比で０．１以上、０．２以下とする請求項４に記載の高炉操業方法。
  6. 　前記切欠きの深さは、０ｍｍを超え、１２ｍｍ以下とする請求項２に記載の高炉操業方法。
  7. 　前記切欠きの深さは、２ｍｍ以上、１０ｍｍ以下とする請求項６に記載の高炉操業方法。
  8. 　前記切欠きの深さは、３ｍｍ以上、７ｍｍ以下とする請求項７に記載の高炉操業方法。
  9. 　前記二重管ランスの内側管の内周長を１つの切欠きの幅で除したときの整数部を最大切欠き数とした場合、前記切欠きの数は、最大切欠き数に対する切欠き数の比で０を超え、０．８以下とする請求項２に記載の高炉操業方法。
  10. 　前記切欠きの数は、前記最大切欠き数に対する切欠き数の比で０．１以上、０．６以下とする請求項９に記載の高炉操業方法。
  11. 　前記切欠きの数は、前記最大切欠き数に対する切欠き数の比で０．２以上、０．５以下とする請求項１０に記載の高炉操業方法。
  12. 　前記支燃性ガスは酸素であり、送風に富化する酸素の一部を前記二重管ランスの外側管から吹込む請求項１に記載の高炉操業方法。
  13. 　前記微粉炭が、３ｍａｓｓ％以上２５ｍａｓｓ％以下の揮発分を有する請求項１に記載の高炉操業方法。
  14. 　前記二重管ランスの外側管から吹込まれる支燃性ガスが、２０~１２０ｍ／ｓｅｃの出口流速を有する請求項１に記載の高炉操業方法。
  15. 　前記微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上である請求項１に記載の高炉操業方法。
  16. 　前記微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上であり、
    　前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ％以上７０ｖｏｌ％未満である、
    　請求項１に記載の高炉操業方法。
  17. 　前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が４０ｖｏｌ％以上６５ｖｏｌ％以下である請求項１６に記載の高炉操業方法。
  18. 　前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が４５ｖｏｌ％以上６０ｖｏｌ％以下である請求項１７に記載の高炉操業方法。
  19. 　前記微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上３００ｋｇ／ｔ−銑鉄以下である請求項１５に記載の高炉操業方法。
  20. 　前記微粉炭比が１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上３００ｋｇ／ｔ−銑鉄以下である請求項１６に記載の高炉操業方法。
  21. 　前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ％以上７０ｖｏｌ％未満である請求項１に記載の高炉操業方法。
  22. 　前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が４０ｖｏｌ％以上６５ｖｏｌ％以下である請求項２１に記載の高炉操業方法。
  23. 　前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が４５ｖｏｌ％以上６０ｖｏｌ％以下である請求項２２に記載の高炉操業方法。
  24. 　前記微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上３００ｋｇ／ｔ−銑鉄以下である請求項１に記載の高炉操業方法。
  25. 　前記微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄未満である請求項１に記載の高炉操業方法。
  26. 　前記微粉炭比が１５０ｋｇ／ｔ−銑鉄以上１７０ｋｇ／ｔ−銑鉄未満であり、
    　前記搬送ガスと支燃性ガスとからなるガスの酸素濃度が３５ｖｏｌ以上７０ｖｏｌ％未満である、
    　請求項１に記載の高炉操業方法。
  27. 　前記微粉炭に、廃プラスチック、廃棄物固形燃料、有機性資源、廃材、ＣＤＱ集塵コークスからなるグループのうち、少なくとも１つを加える請求項１乃至２６の何れか一項に記載の高炉操業方法。
  28. 　前記微粉炭の割合を８０ｍａｓｓ％以上として、前記廃プラスチック、廃棄物固形燃料、有機性資源、廃材、ＣＤＱ集塵コークスを使用する請求項２７に記載の高炉操業方法。
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