WO2014162965A1 - 高炉操業方法及びランス - Google Patents

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WO2014162965A1
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blowing
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reducing material
combustion
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大樹 藤原
明紀 村尾
健 加治佐
三士 ▲徳▲留
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Ｊｆｅスチール株式会社
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    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B1/00—Shaft or like vertical or substantially vertical furnaces
    • F27B1/10—Details, accessories, or equipment peculiar to furnaces of these types
    • F27B1/16—Arrangements of tuyeres

Definitions

  • a flammable gas reducing material such as LNG (Liquefied Natural Gas) or a combustion-supporting gas is blown into the furnace from the blast furnace tuyere into the furnace, together with a solid reducing material such as pulverized coal.
  • LNG Liquified Natural Gas
  • the present invention relates to a blast furnace operating method that is effective in improving productivity and reducing the reducing material basic unit by raising the temperature, and a lance used in implementing this method.
  • the ratio of low reducing agent ratio (low RAR: Abbreviation for Reduction Agent Ratio) is the total amount of reducing material blown from the tuyere and coke charged from the top of the furnace per ton of pig iron. ) Operations are being promoted. Blast furnaces mainly use coke and pulverized coal as reducing materials, and in order to achieve a low reducing material ratio, and thus carbon dioxide emission control, coke etc. have a high hydrogen content such as waste plastic, LNG, heavy oil, etc. A method of replacing with a reducing material is effective.
  • Patent Document 1 promotes the temperature rise of the solid reducing material in the combustion field of the gas reducing material by simultaneously blowing the solid reducing material, the gas reducing material, and the combustion-supporting gas using a plurality of lances. It is a method to make it.
  • the combustion rate of the solid reducing material is improved, the generation of unburned powder and coke powder is suppressed, the ventilation is improved, and the reducing material ratio can be reduced.
  • the lance is a heavy pipe type, for example, a solid reducing material is blown from the inner pipe, a combustion-supporting gas is blown from the gap between the inner pipe and the middle pipe, and the middle pipe and the outer pipe are blown.
  • Patent Document 3 discloses a structure in which a plurality of small-diameter pipes are arranged in parallel around the lance main pipe.
  • Patent Document 1 The blast furnace operating method disclosed in Patent Document 1 is more effective in raising the combustion temperature at the tuyere and reducing the reducing material basic unit than the method of blowing only pulverized coal from the tuyere, The effect is not sufficient only by adjusting the blowing position. Further, in the case of the heavy tube type lance described in Patent Document 2, it is necessary to increase the outside blowing speed in order to ensure the cooling ability of the lance. For this purpose, the gap between the inner pipe and the outer pipe must be extremely narrow, and due to equipment limitations, a predetermined amount of gas cannot be flowed, and there is a possibility that the effect of improving combustibility may not be obtained. .
  • An object of the present invention is to propose a blast furnace operating method capable of overcoming the above-described problems of the prior art and a lance used for this operation.
  • a blast furnace operating method capable of improving both cooling performance and improving combustibility without excessively increasing the lance diameter, and enabling reduction in reducing material basic unit. And the purpose of proposing lances.
  • the blast furnace operating method according to the present invention developed to solve the above problems is an independent blast furnace operating method in which a solid reducing material, a gas reducing material and a combustion-supporting gas are blown into a blast furnace from a tuyere through a lance.
  • a solid reducing material, a gas reducing material and a combustion-supporting gas are blown into a blast furnace from a tuyere through a lance.
  • parallel lances in which individual blow tubes are bundled in parallel and bundled and accommodated in the outer lance tube, either one or two of the gas reducing material and the combustion-supporting gas and solid reduction are provided from each blow tube.
  • the solid reducing material blowing pipe and the gas reducing material blowing pipe are positioned above the combustion-supporting gas blowing pipe when blowing from the parallel lance. It is a blast furnace operating method.
  • the present invention provides a lance for injecting a solid reducing material, a gas reducing material, and a combustion-supporting gas from a tuyere into a blast furnace, and any one or two of the gas reducing material and the combustion-supporting gas is used as the solid reducing material.
  • three independent blowing pipes are arranged in parallel and bundled and accommodated in the outer lance pipe so as to be integrated, and the positional relationship of the respective blowing pipes is determined by the solid reducing material blowing pipes and
  • the lance is characterized in that the blowing pipe for the gas reducing material is disposed so as to be positioned above the combustion-supporting gas blowing pipe.
  • an angle formed by a plane passing through the center of the solid reducing material blowing pipe and the outer contact of the lance outer pipe and a radial vertical plane of the lance inserted into the blow pipe is ⁇ 90.
  • Placing a solid reducing material blowing tube, a gas reducing material blowing tube and a combustion-supporting gas blowing tube so as to be within ⁇ (2)
  • Each blowing tube is a tube having an inner diameter of 6 mm or more and 30 mm or less, Is a more preferable solution.
  • the parallel lances in which the respective blowing paths are bundled in parallel and bundled with the outer lance tube are bundled in parallel and bundled with the outer lance tube.
  • FIG. 1 is a schematic diagram of a blast furnace to which a blast furnace operating method according to the present invention is applied.
  • the blast furnace 1 is provided with a plurality of tuyere in the furnace circumferential direction.
  • the tuyere 3 is connected to a blow pipe (blower pipe) 2 for blowing hot air, and the blow pipe 2 has a lance 4 that is mainly inserted obliquely from above toward the center in the tube axis direction. Installed.
  • a combustion space called a raceway 5 that is also a coke deposit layer is formed in front of the tuyere 3 where hot air is blown (inside the furnace). In this combustion space, iron ore is mainly reduced, and molten iron is generated. Generate.
  • FIG. 2 shows a combustion state when only pulverized coal 6 is blown from the lance 4.
  • the pulverized coal 6 passing from the lance 4 through the tuyere 3 and blown into the raceway 5 and the lump coke 7 charged from the top of the furnace are burned here.
  • the speed of the hot air in the forward direction of the hot air blown into the furnace from the tuyere 3 is about 200 m / sec, and the region where O 2 exists in the raceway 5 from the tip of the lance 4 is about 0.3-0. Therefore, it is necessary to improve the heating efficiency of pulverized coal particles and the contact efficiency (dispersibility) with oxygen (O 2 ) which is a combustion-supporting gas at a level of 1/1000 second. Become.
  • FIG. 3 is an explanatory diagram of a combustion mechanism when only pulverized coal (PC: Pulverized Coal) 6 that is a solid reducing material is blown into the blow pipe 2 from the lance 4.
  • PC Pulverized Coal
  • 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.
  • Pyrolysis starts when the temperature is raised to 300 ° C. or more, and the volatile matter is ignited to form a flame.
  • the combustion temperature particle temperature
  • the above-described char 8 is obtained. Since the char 8 is mainly constant carbon, a reaction called a carbon dissolution reaction occurs along with a combustion reaction.
  • FIG. 4 shows that LNG, which is a preferred example of a flammable gas reducing material, and oxygen (not shown), which is a preferred example of a combustion-supporting gas, are blown into the blow pipe 2 from the lance 4.
  • LNG which is a preferred example of a flammable gas reducing material
  • oxygen which is a preferred example of a combustion-supporting gas
  • Fig. 5a shows a conventional heavy tube type lance used conventionally.
  • FIG. 5b shows the parallel lance proposed in the present invention.
  • the heavy tube type lance is a concentric triple tube of an inner tube I, a middle tube M, and an outer tube O in which stainless steel tubes are used, and the dimensions are as shown in the figure.
  • the gap between the inner pipe I and the middle pipe M is 1.15 mm, and the gap between the middle pipe M and the outer pipe O is 0.65 mm.
  • the solid reducing material blowing tube 21, the gas reducing material blowing tube 22, and the combustion supporting gas blowing tube 23 such as oxygen are arranged in parallel. These are bundled, accommodated in the outer lance tube and integrated, and the dimensions of each blow tube are as shown in the figure.
  • Fig. 6 shows the results of a comparative measurement of pressure loss between the heavy tube type lance and the parallel type lance.
  • the parallel type lance has less pressure loss than the heavy tube type lance.
  • the ventilation resistance is reduced by relatively increasing the blowing space (the volume of the blowing pipe).
  • FIG. 7 shows a comparison of cooling capacity for each lance (heavy tube type, parallel type).
  • the parallel lance has a higher cooling capacity at the same pressure loss than the heavy tube lance. This is thought to be because the flow rate that can be flowed at the same pressure loss is large because the in-tube ventilation resistance is small.
  • FIG. 8 focuses on the outer diameter of the lance.
  • FIG. 8a shows the outer diameter of the non-water-cooled type and
  • FIG. 8b shows the outer diameter of the water-cooled type lance.
  • the outer diameter of the lance is smaller than that of the heavy tube type lance. This is presumably because the parallel lance can reduce the flow path, the thickness of the pipe, and the cross-sectional area of the water-cooled portion as compared with the heavy tube lance.
  • the experimental furnace 11 is filled with lump coke, and the inside of the raceway 15 can be observed from the viewing window.
  • a lance 14 is inserted into the blow pipe (blower pipe) 12 so that hot air generated in the combustion burner 13 can be blown into the experimental furnace 11 with a predetermined amount of blown air.
  • this ventilation pipe 12 it is also possible to adjust the oxygen enrichment amount of ventilation.
  • the lance 14 can blow any one or more of pulverized coal, LNG, 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 separation device 16 called a cyclone, the exhaust gas is sent to an exhaust gas treatment facility such as an auxiliary combustion furnace, and the dust is collected in a collection box 17. .
  • a two-color thermometer is a radiation thermometer that measures temperature using thermal radiation (electromagnetic wave movement from a high-temperature object to a low-temperature object). Focusing on the shift, it is one of the wavelength distribution types to obtain the temperature by measuring the temperature change of the wavelength distribution, and in order to capture the wavelength distribution among them, the radiant energy at two wavelengths is measured and the ratio The temperature is measured from
  • pulverized coal is blown from the parallel lance solid reducing agent blowing pipe 21
  • LNG is blown from the gas reducing material blowing pipe 22
  • combustion supporting gas is injected.
  • Oxygen was blown in from the blow-in pipe 23.
  • the blowing pipe for solid reducing material and the gas reducing material are used for blowing from the parallel lance.
  • the operation is performed in such a manner that the blow-in pipe is positioned above the combustion-supporting gas blow-in pipe. That is, the positional relationship among the fine powder, LNG, and oxygen blown into the blow pipe is such that oxygen is blown to the lower side of the blow pipe near the center of the tube axis, and fine coal and LNG are blown above it.
  • Such a positional relationship is such that the parallel lances are in a state where the blowing attitude passes through the tube axis center of the solid reducing material blowing pipe and the outer contact of the lance, and the radial vertical plane of the lance inserted into the blow pipe.
  • the lance arrangement is such that the angle between the two and the blow pipes is in a positional relationship of ⁇ 90 °. That is, when the position corresponding to the outer diameter of the lance is the point A on the outer peripheral surface of the blowing pipe 21 into which the pulverized coal is blown, the point A is 0 ° when the point A is at the top, and the point A is the axis of the lance.
  • the combustion temperature was measured by a two-color thermometer at a position rotated around 60 ° in the clockwise direction and at a position rotated around 180 ° of point A.
  • the insertion length of each lance into the blow pipe was 50 mm.
  • the specifications of pulverized coal as the solid reducing material are 71.3% of fixed carbon (FC), 19.6% of volatile matter (VM), 9.1% of ash (Ash), and blown.
  • the condition was 50.0 kg / h (corresponding to 158 kg / t per pig iron unit).
  • the LNG blowing conditions were 3.6 kg / h (5.0 Nm 3 / h, equivalent to 11 kg / t per pig iron unit).
  • the coke used was 150 15 DI83 according to the test method described in JISK2151.
  • blowing conditions are as follows: blowing temperature 1100 ° C., flow rate 350 Nm 3 / h, flow rate 80 m / s, O 2 enrichment +3.7 (oxygen concentration 24.7%, air oxygen concentration 21%, 3.7% wealth) ).
  • FIG. 11 shows the result of the combustion temperature by the combustion experiment.
  • the position of the first pipe of the parallel pipe lance that is, the pulverized coal blowing pipe is changed to 0 °, 60 °, 180 ° around the axis of the lance, 60 °
  • the combustion temperature is highest when the pulverized coal and LNG blowing pipes are above the oxygen blowing pipe. This is because the combustion field of LNG is adjacent to pulverized coal, the temperature of pulverized coal is raised, and oxygen is located below LNG and pulverized coal, so that oxygen is efficiently mixed into both LNG and pulverized coal. Therefore, it is considered that combustion was promoted.
  • LNG is used as the flammable gas reducing material.
  • city gas can also be used, and other gas reducing materials include propane gas, hydrogen, as well as city gas and LNG.
  • converter gas, blast furnace gas, and coke oven gas generated at an ironworks can also be used.
  • shale gas can be used as equivalent to LNG.
  • Shale gas is a natural gas extracted from the shale layer, and is produced from a place other than the conventional gas field, so it is called an unconventional natural gas resource.
  • 1 is a blast furnace
  • 2 is a blow pipe
  • 3 is a tuyere
  • 4 is a lance
  • 5 is a raceway
  • 6 is pulverized coal (solid reducing material)
  • 7 is coke
  • 8 is char
  • 9 is LNG (flammable reducing material) )

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Abstract

【課題】羽口から吹き込まれる微粉炭の燃焼性の向上と冷却能の向上及び還元材原単位の低減を可能とする高炉操業方法及びランスを提供する。 【解決手段】羽口から高炉内に固体還元材、易燃性の気体還元材及び支燃性ガスをランスを介して吹き込む高炉操業方法において、独立した３個の吹き込み管が並列かつ束ねられて外管と共に一体化した並列型ランスを用い、それぞれの吹き込み管から、気体還元材及び支燃性ガスのいずれか１又は２と固体還元材とを同時に吹き込むと共に、該並列型ランスからの吹き込みに際し、固体還元材用吹き込み管及び気体還元材用吹き込み管が支燃性ガス吹き込み管よりも上方に位置する姿勢にして行なう高炉操業方法と、そのランス構造。

Description

高炉操業方法及びランス
　本発明は、高炉羽口から炉内に、微粉炭などの固体還元材と共に、ＬＮＧ（Liquefied　Natural　Gas）などの易燃性の気体還元材や支燃性ガスを吹き込んで、羽口先での燃焼温度を上昇させることにより、生産性の向上及び還元材原単位の低減を図る上で有効な高炉操業方法およびこの方法の実施に際して用いられるランス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、排出ＣＯ２の抑制は製鉄業において重要な課題となっている。この課題に対し、最近の高炉操業では、低還元材比（低ＲＡＲ：Reduction　Agent　Ratioの略で、銑鉄１ｔ当たりの、羽口からの吹き込み還元材と炉頂から装入されるコークスの合計量）操業が推進されている。高炉は、主にコークス及び微粉炭を還元材として使用しており、低還元材比、ひいては炭酸ガス排出抑制を達成するためにはコークスなどを廃プラ、ＬＮＧ、重油等の水素含有率の高い還元材で置換する方法が有効である。
　下記特許文献１に開示の技術は、複数のランスを用いて固体還元材、気体還元材および支燃性ガスを同時に吹き込むことで、気体還元材の燃焼場においての固体還元材の昇温を促進させる方法である。その結果、この従来技術では、固体還元材の燃焼率が向上し、未燃粉やコークス粉の発生が抑制されて通気が改善され、還元材比が低減できるとしている。また、下記特許文献２は、ランスを重管型とし、例えば、内管からは固体還元材を吹き込み、内管と中管との隙間からは支燃性ガスを吹き込み、そして、中管と外管との間からは気体還元材を吹き込む技術を開示している。さらに、下記特許文献３は、ランス本管のまわりに複数の小径管を並列に配置したものを開示している。
特開２００７－１６２０３８号公報 特開２００３－２８６５１１号公報 特開平１１－１２６１３号公報
　前記特許文献１に開示記載されている高炉操業方法は、羽口から微粉炭だけを吹き込む方法に比べると、羽口先での燃焼温度の上昇や還元材原単位の低減に効果があるが、その効果は吹き込み位置の調整だけでは不十分である。また、前記特許文献２に記載されている重管型ランスの場合、ランスの冷却能確保のため、外側の吹き込み速度を大きくする必要がある。そのためには、内管と外管との隙間を極端に狭くしなければならず、設備の制約上、所定のガス量を流すことができなくなり、燃焼性の向上効果が得られないおそれがある。また、ガス量と流速を両立させようとすると、ランス径が極端に大きくなり、ブローパイプ（送風管）の送風量の低下を招いて出銑量が低下したり、ランス差し込み口の径が大きくなることに伴う周辺耐火物破損のリスクが増大したりする。さらに、前記特許文献３に記載されているランスは、その中に小径の吹き込み管を複数配置しているので、冷却能が低下することによる吹き込み管の閉塞のリスクが高まるだけでなく、ランスの加工コストが増大するといった問題がある。しかも、多重管構造を途中から並列管構造に変化させているため、圧力損失と径が大きくなるという問題がある。
　本発明の目的は、従来技術が抱えている前述のような問題点を克服することができる高炉操業方法とこの操業に当たって用いるランスを提案することにある。
　特に、本発明では、ランス径を極端に大きくすることなく、冷却能を高めることと、燃焼性の向上との両立を図ることができると共に、還元材原単位の低減を可能にする高炉操業方法及びランスを提案することを目的とする。
　上記課題を解決するために開発した本発明に係る高炉操業方法は、羽口から高炉内に固体還元材、気体還元材及び支燃性ガスをランスを介して吹き込む高炉操業方法において、独立した３個の吹き込み管が並列かつ束ねられてランス外管内に収容されて一体化した並列型ランスを用い、それぞれの吹き込み管からは、気体還元材及び支燃性ガスのいずれか１又は２と固体還元材とを同時に吹き込むと共に、この並列型ランスからの吹き込みに際しては、固体還元材用吹き込み管及び気体還元材用吹き込み管が支燃性ガス吹き込み管よりも上方に位置する態勢にして行なうことを特徴とする高炉操業方法である。
　また、本発明は、羽口から高炉内に固体還元材、気体還元材及び支燃性ガスを吹き込むためのランスにおいて、気体還元材および支燃性ガスのいずれか１又は２を固体還元材と同時に吹き込む際に、独立した３個の吹き込み管が並列かつ束ねられてランス外管内に収容されて一体化した構造を有し、かつそれぞれの吹き込み管の位置関係を、固体還元材用吹き込み管及び気体還元材用吹き込み管を支燃性ガス吹き込み管よりも上方に位置する関係となるように配設したものであることを特徴とするランスである。
　本発明においては、
（１）前記並列型ランスは、固体還元材用吹き込み管の中心とランス外管との外接点とを通る面と、ブローパイプに差し込まれたランスの半径方向鉛直面とのなす角度が±９０°以内となるように、固体還元材用吹き込み管、気体還元材用吹き込み管および支燃性ガス用吹込み管を配置すること、
（２）前記各吹き込み管は、内径が６ｍｍ以上３０ｍｍ以下の管であること、
が、より好ましい解決手段である。
　本発明によれば、固体還元材、易燃性の気体還元材、支燃性ガスを高炉内に同時に吹き込む場合、夫々の吹き込み経路が並列かつ束ねられてランス外管と一体化した並列型ランスを用いることで、ランスの外径を大きくすることなく、一方で吹き込み管の通路を大きくすることができる。従って、本発明によれば、冷却能の向上と燃焼性の向上との両立を図ることができ、その結果として、高炉操業時に還元材原単位の低減を達成することができる。
高炉の一例を示す縦断面図である。 ランスから微粉炭だけを吹き込んだときの燃焼状態の説明図である。 微粉炭の燃焼メカニズムの説明図である。 微粉炭と共に、ＬＮＧ及び酸素を吹き込んだときの燃焼メカニズムの説明図である。 ランス（外管）内の吹き込み管の配置の模様を示す説明図である。 燃焼実験時の圧力損失を示すグラフである。 燃焼実験時のランス表面温度を示すグラフである。 ランスの外径についての説明図である。 燃焼実験装置の模式図である。 ランスの各吹き込み管配置についての説明図である。 燃焼実験時の燃焼温度の変化を示すグラフ説明図である。
　以下に、本発明に係る高炉操業方法及びこの操業に当たって用いられるランスについて図面を参照して説明する。図１は、本発明に係る高炉操業方法が適用される高炉の略線図である。図に示すように、高炉１は、その炉周方向に複数の羽口が配設されている。この羽口３には、熱風を送風するためのブローパイプ（送風管）２が接続され、このブローパイプ２には、その管軸方向の中心に向けて主として上方より斜めに差し込まれるランス４が設置される。羽口３の熱風が吹き込まれる前方（炉内）には、コークス堆積層でもあるレースウエイ５と呼ばれる燃焼空間が形成されており、主として、この燃焼空間において鉄鉱石の還元が行われ、溶銑が生成する。
　図２は、ランス４から微粉炭６だけを吹き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内に吹き込まれた微粉炭６および、ここに堆積している炉頂から装入された塊コークス７は、ここで揮発分および固定炭素が燃焼する。燃焼しきれずに残る、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５から未燃チャー８となって炉内に分散される。前記羽口３から炉内に吹き込まれる熱風送風方向の前方における熱風の速度は約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Ｏ２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支燃性ガスである酸素（Ｏ２）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からブローパイプ２内に固体還元材である微粉炭（ＰＣ：Pulverized　Coal）６のみを吹き込んだ場合の燃焼メカニズムの説明図である。羽口３からレースウエイ５内に吹き込まれた微粉炭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（粒子温度）は１４００～１７００℃に達する。揮発分が放出されてしまうと、前述したチャー８となる。チャー８は、主に定炭素であるので、燃焼反応と共に、炭素溶解反応と呼ばれる反応も生じる。
　図４は、ランス４からブローパイプ２内に微粉炭６と共に、易燃性の気体還元材の好適例であるＬＮＧと支燃性ガスの好適例である酸素（図示せず）とを吹き込んだ場合の燃焼メカニズムの説明図である。この図では、微粉炭とＬＮＧと酸素とを同時に単純に吹き込んだ例である。なお、図中の一点鎖線は、図３に示した微粉炭のみを吹き込んだ場合の燃焼（粒子）温度を参考に示している。このように、微粉炭とＬＮＧと酸素とを同時に吹き込んだ場合、ガスの拡散に伴って微粉炭が分散し、ＬＮＧと酸素の接触によってＬＮＧが燃焼し、その燃焼熱によって微粉炭が急速に加熱され、昇温されるものと考えられる。従って、この場合、微粉炭の燃焼はランスに近い位置で行なわれる。ただし、その燃焼開始の位置がランスに近づくほどランス消耗の機会が高くなるため、ランスの耐久性、即ち、冷却能を高める必要がある。
　図５ａは、従来から使われている一般的な重管型ランスである。図５ｂは、本発明で提案している並列型ランスを示す。前記重管型ランスは、ステンレス鋼管が用いられる内管Ｉ、中管Ｍ、外管Ｏの同心３重管であり、それぞれの寸法は図に示す通りである。そして、内管Ｉと中管Ｍの隙間は１．１５ｍｍ、中管Ｍと外管Ｏの隙間は０．６５ｍｍである。
　これに対し、本発明に係る前記並列型ランスは、固体還元材用吹き込み管２１、気体還元材用吹き込み管２２、そして、酸素等の支燃性ガス用吹き込み管２３が並列しており、かつこれらが束ねられてランス外管内に収容されて一体化したものであって、それぞれの吹き込み管の寸法は図に示す通りである。
　図６には、重管型ランスと並列型ランスの圧力損失の比較測定の結果を示す。同図から明らかなように、同じ通路の比較では、並列型ランスは重管型ランスに比べて圧力損失が少ない。これは、並列型ランスの場合、吹き込み空間（吹き込み管内容積）が相対的に大きくなることで通気抵抗が減少したものと考えられる。
　図７は、各ランス（重管型、並列型）についての冷却能の比較図を示す。この図から明らかなように、並列型ランスは重管型ランスに比べ、同じ圧力損失における冷却能が高くなっている。これは、管内通気抵抗が小さいため、同じ圧力損失において流すことのできる流量が大きいためだと考えられる。
　図８は、ランスの外径に着目したものである。図８ａは非水冷型、図８ｂは水冷型のランスの外径である。同図から明らかなように、並列型ランスは重管型ランスに比べ、ランスの外径が小さくなっている。これは、並列型ランスでは重管型ランスに比べ、流路、管の厚さ、及び水冷部の断面積を低減可能なためであると考えられる。
　並列型ランスと重管型ランスの燃焼性を比較するため、図９に示す燃焼実験装置を用いて燃焼実験を行った。実験炉１１内には塊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。ブローパイプ（送風管）１２にはランス１４が差し込まれ、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。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ＬＮＧ及び酸素の何れか一つ又は二以上を送風管１２内に吹き込むことができる。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で排ガスとダストとに分離され、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。
［燃焼実験］
　この燃焼実験では、ランス１４として、単管ランス、三重管ランス（以下、重管型ランスとも記す）、３本の吹き込み管を並列かつ束ねて一体化とした並列型ランスの３種を用いた。そして、単管ランスから微粉炭のみを吹き込んだ場合をベースとして、重管型ランスについては内管から微粉炭を吹き込み、内管と中管の隙間から酸素を吹き込み、中管と外管の隙間からＬＮＧを吹き込んだ。一方、並列型ランスについては、束ねられてはいるが、それぞれ独立している吹き込み管からは、微粉炭、ＬＮＧおよび酸素を吹き込んだ。これらの吹き込み位置を、ランスの軸周りに変化させた場合について、二色温度計による燃焼温度、ランス内圧力損失、ランス表面温度、並びにランスの外径を測定した。二色温度計は、周知のように、熱放射（高温物体から低温物体への電磁波の移動）を利用して温度計測を行う放射温度計であり、温度が高くなると波長分布が短波長側にずれていくことに着目して、波長分布の温度の変化を計測することで温度を求める波長分布形の一つであり、中でも波長分布を捉えるため、二つの波長における放射エネルギーを計測し、比率から温度を測定するものである。
　この実験ではまた、図１０に示すように、並列型ランスの固体還元剤用吹き込み管２１から微粉炭（ＰＣ）を吹き込み、気体還元材吹き込み管２２からはＬＮＧを吹き込み、そして、支燃性ガス用吹込み管２３からは酸素を吹き込んだ。このとき、独立した３個の吹き込み管が並列かつ束ねられてランス外管内に収容されて一体化したランスを用いる場合、該並列型ランスからの吹き込みに際し、固体還元材用吹き込み管及び気体還元材用吹き込み管が支燃性ガス吹き込み管よりも上方に位置するような態勢にして行なう。即ち、ブローパイプ内に吹き込まれた微粉、ＬＮＧ、酸素の位置関係は、ブローパイプの管軸中心寄りの下側に酸素が吹き込まれ、その上方に微粉炭とＬＮＧとが吹き込まれる関係となる。
　このような位置関係は、前記並列型ランスの吹き込み態勢が、固体還元材用吹き込み管の管軸中心とランスとの外接点とを通る面と、ブローパイプに差し込まれたランスの半径方向鉛直面とのなす角度が±９０°となるようなランス配置、すなわち各吹き込み管の位置関係となるようにすることを意味している。即ち、微粉炭を吹き込む吹き込み管２１の外周面のうち、ランスとしての外径に相当する位置を点Ａとしたとき、点Ａが最上部にあるときを０°として、点Ａをランスの軸線周りに時計回り方向に６０°回転させた位置、点Ａを１８０°回転させた位置の夫々で二色温度計によって燃焼温度を測定した。なお、夫々のランスのブローパイプへの差し込み長さは５０ｍｍとした。
　前記固体還元材である微粉炭の諸元は、固定炭素（ＦＣ：Fixed Carbon）７１．３％、揮発分（ＶＭ：Volatile　Matter）１９．６％、灰分（Ａｓｈ）９．１％で、吹き込み条件は５０．０ｋｇ／ｈ（銑鉄原単位で１５８ｋｇ／ｔ相当）とした。また、ＬＮＧの吹き込み条件は、３．６ｋｇ／ｈ（５．０Ｎｍ３／ｈ、銑鉄原単位で１１ｋｇ／ｔ相当）とした。コークスは、ＪＩＳＫ２１５１に記載の試験方法で１５０ １５ＤＩ８３のものを用いた。送風条件は、送風温度１１００℃、流量３５０Ｎｍ３／ｈ、流速８０ｍ／ｓ、Ｏ２富化＋３．７（酸素濃度２４．７％、空気中酸素濃度２１％に対し、３．７％の富化）とした。
　図１１は、燃焼実験による燃焼温度の結果を示す。同図から明らかなように、並列管ランスの第１管、即ち微粉炭の吹き込み管の位置をランスの軸線周りに０°、６０°、１８０°となるように変更した場合、６０°、即ち微粉炭とＬＮＧの吹き込み管が酸素の吹込み管に対して上方にあるときに燃焼温度が最も高くなっている。これは、ＬＮＧの燃焼場が微粉炭と隣接することで、微粉炭が昇温され、かつ酸素がＬＮＧと微粉炭の下方に位置することで、酸素がＬＮＧと微粉炭の両方に効率よく混合されたため、燃焼が促進されたものと考えられる。
　このように、本発明に適合する実施形態の高炉操業方法では、微粉炭（固体還元材）６、ＬＮＧ（易燃性気体還元材）９、酸素（支燃性ガス）をランス４から羽口３に同時に吹き込む場合に、夫々の吹き込み管が並列かつ束ねられてランス外管内に収容されて一体化した並列型ランスを用いることで、ランスの外径を極端に大きくすることなく、吹き込み管の吹き込み面積（隙間）を大きく保つことができる。その結果、本発明方法及びランスによれば、冷却能の向上と燃焼性の向上との両立を図ることができ、ひいては、還元材原単位を低減することができる。
　なお、前記実施形態では、易燃性の気体還元材としてＬＮＧを用いて説明したが、都市ガスも使用可能であり、他の気体還元材としては、都市ガス、ＬＮＧ以外に、プロパンガス、水素の他、製鉄所で発生する転炉ガス、高炉ガス、コークス炉ガスも用いることもできる。なお、ＬＮＧと等価としてシェールガス（shale　gas）も利用できる。シェールガスは頁岩（シェール）層から採取される天然ガスであり、従来のガス田ではない場所から生産されることから、非在来型天然ガス資源と呼ばれているものである。
　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（固体還元材）、７はコークス、８はチャー、９はＬＮＧ（易燃性還元材）

Claims (5)

  1. 　羽口から高炉内に固体還元材、気体還元材及び支燃性ガスをランスを介して吹き込む高炉操業方法において、独立した３個の吹き込み管が並列かつ束ねられてランス外管内に収容されて一体化した並列型ランスを用い、それぞれの吹き込み管からは、気体還元材及び支燃性ガスのいずれか１又は２と固体還元材とを同時に吹き込むと共に、この並列型ランスからの吹き込みに際しては、固体還元材用吹き込み管及び気体還元材用吹き込み管が支燃性ガス吹き込み管よりも上方に位置する態勢にして行なうことを特徴とする高炉操業方法。
  2. 　前記並列型ランスは、固体還元材用吹き込み管の中心とランス外管との外接点とを通る面と、ブローパイプに差し込まれたランスの半径方向鉛直面とのなす角度が±９０°以内となるように、固体還元材用吹き込み管、気体還元材用吹き込み管および支燃性ガス用吹込み管を配置することを特徴とする請求項１に記載の高炉操業方法。
  3. 　羽口から高炉内に固体還元材、気体還元材及び支燃性ガスを吹き込むためのランスにおいて、気体還元材および支燃性ガスのいずれか１又は２を固体還元材と同時に吹き込む際に、独立した３個の吹き込み管が並列かつ束ねられてランス外管内に収容されて一体化した構造を有し、かつそれぞれの吹き込み管の位置関係を、固体還元材用吹き込み管及び気体還元材用吹き込み管を支燃性ガス吹き込み管よりも上方に位置する関係となるように配設したものであることを特徴とするランス。
  4. 　前記並列型ランスの吹き込み姿勢は、固体還元材用吹き込み管の中心とランス外管との外接点とを通る面と、ブローパイプに差し込まれたランスの半径方向鉛直面とのなす角度が±９０°以内となるようなランス配置としたことを特徴とする請求項３に記載のランス。
  5. 　前記各吹き込み管は、内径が６ｍｍ以上３０ｍｍ以下の管であることを特徴とする請求項３または４に記載のランス。
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Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US9938593B2 (en) * 2013-04-03 2018-04-10 Jfe Steel Corporation Blast furnace operation method
AU2014250568B2 (en) 2013-04-03 2016-09-15 Jfe Steel Corporation Blast furnace operation method and lance

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH1112613A (ja) 1997-06-27 1999-01-19 Nkk Corp 高炉の微粉炭吹き込み用ランス
JP2001200308A (ja) * 2000-01-19 2001-07-24 Nkk Corp 微粉炭吹込みバーナー
JP2003286511A (ja) 2002-03-29 2003-10-10 Nippon Steel Corp 高炉での低揮発分微粉炭の燃焼性向上方法
JP2004183104A (ja) * 2003-12-08 2004-07-02 Jfe Steel Kk 合成樹脂類の処理方法及び設備
JP2007162038A (ja) 2005-12-09 2007-06-28 Jfe Steel Kk 高炉への還元材吹込み方法及び装置
JP2010537153A (ja) * 2007-08-29 2010-12-02 ポスコ 熔鉄製造用羽口およびこれを利用したガス吹込方法
WO2014010660A1 (ja) * 2012-07-13 2014-01-16 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉操業方法及び管束型ランス

Family Cites Families (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2431542A1 (fr) * 1978-07-19 1980-02-15 Creusot Loire Tuyere de soufflage
SU994561A2 (ru) * 1981-02-20 1983-02-07 Донецкий Ордена Трудового Красного Знамени Политехнический Институт Питатель дл подачи угольной пыли
JPH0723489B2 (ja) * 1987-05-30 1995-03-15 住友金属工業株式会社 高炉の微粉炭吹込み用ノズル
JPH0338344U (ja) 1989-08-18 1991-04-12
FR2681417B1 (fr) 1991-09-17 1998-01-30 Air Liquide Dispositif et procede d'injection de gaz et de charbon dans un four de fusion de metal.
JP2868941B2 (ja) 1991-11-05 1999-03-10 川崎製鉄株式会社 竪型炉の羽口粉粒体吹込方法
IT1302798B1 (it) 1998-11-10 2000-09-29 Danieli & C Ohg Sp Dispositivo integrato per l'iniezione di ossigeno e gastecnologici e per l'insufflaggio di materiale solido in
JP4779272B2 (ja) 2001-09-20 2011-09-28 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉内への微粉炭吹き込み方法
RU2245373C1 (ru) * 2003-04-17 2005-01-27 Открытое акционерное общество "Северсталь" Дутьевая фурма доменной печи
CN200942372Y (zh) 2006-06-08 2007-09-05 云南铜业科技发展股份有限公司 管束式冶炼喷枪
JP5824810B2 (ja) 2010-01-29 2015-12-02 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉操業方法
JP5923968B2 (ja) 2010-12-27 2016-05-25 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉操業方法
JP5699832B2 (ja) 2011-07-08 2015-04-15 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉操業方法
JP5263430B2 (ja) 2011-07-15 2013-08-14 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉操業方法
AU2014250568B2 (en) 2013-04-03 2016-09-15 Jfe Steel Corporation Blast furnace operation method and lance

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH1112613A (ja) 1997-06-27 1999-01-19 Nkk Corp 高炉の微粉炭吹き込み用ランス
JP2001200308A (ja) * 2000-01-19 2001-07-24 Nkk Corp 微粉炭吹込みバーナー
JP2003286511A (ja) 2002-03-29 2003-10-10 Nippon Steel Corp 高炉での低揮発分微粉炭の燃焼性向上方法
JP2004183104A (ja) * 2003-12-08 2004-07-02 Jfe Steel Kk 合成樹脂類の処理方法及び設備
JP2007162038A (ja) 2005-12-09 2007-06-28 Jfe Steel Kk 高炉への還元材吹込み方法及び装置
JP2010537153A (ja) * 2007-08-29 2010-12-02 ポスコ 熔鉄製造用羽口およびこれを利用したガス吹込方法
WO2014010660A1 (ja) * 2012-07-13 2014-01-16 Ｊｆｅスチール株式会社 高炉操業方法及び管束型ランス

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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