WO2022201562A1 - 銑鉄製造方法 - Google Patents

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WO2022201562A1
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raw material
ore
reduced iron
layer
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PCT/JP2021/017701
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一也 宮川
将大 燒谷
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株式会社神戸製鋼所
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    • C22B1/245—Binding; Briquetting ; Granulating with binders organic with carbonaceous material for the production of coked agglomerates

Definitions

  • the present invention relates to a method for producing pig iron.
  • a first layer containing ore raw material and a second layer containing coke are alternately laminated in a blast furnace, and the ore raw material is reduced and melted while blowing auxiliary fuel into the blast furnace with hot air blown from the tuyeres.
  • the coke serves as a heat source for melting the ore raw material, a reducing agent for the ore raw material, a recarburizing agent for carburizing the molten iron to lower the melting point, and a spacer for ensuring air permeability in the blast furnace. play.
  • the proportion of coke is low from the viewpoint of cost reduction.
  • lowering the proportion of coke also reduces the above-mentioned role of coke.
  • a blast furnace operating method has been proposed in which reduced iron having a small particle size is charged to the periphery of the blast furnace (see Japanese Patent Application Laid-Open No. 11-315308). ).
  • reduced iron that does not need to be reduced is charged only in the peripheral portion of the furnace, thereby maintaining the role of coke as a heat source, reducing agent, recarburizing agent and spacer in the central portion of the furnace. It is said that it is possible to increase the filling rate of the raw material.
  • the present invention has been made based on the circumstances described above, and aims to provide a method for producing pig iron that can reduce the amount of coke used while maintaining stable operation of the blast furnace.
  • a method for producing pig iron according to an aspect of the present invention is a method for producing pig iron using a blast furnace having a tuyere, wherein a first layer containing an ore raw material and a second layer containing coke are placed in the blast furnace. and a step of reducing and melting the ore raw material of the stacked first layer while blowing auxiliary fuel into the blast furnace with hot air blown from the tuyeres, wherein reduced iron is mixed in the first layer, the ore raw material is iron ore pellets as a main raw material, and the average basicity of the reduced iron compact is 0.5 or less. and the average basicity of the iron ore pellets is 0.9 or more.
  • the first layer containing the ore raw material contains a reduced iron compact obtained by compressing reduced iron as an aggregate.
  • This reduced iron compact makes it easier for hot air to pass through when softening and fusing the first layer in the melting process.
  • the reduced iron compact since the reduced iron compact having an average basicity of 0.5 or less is used, the reduced iron compact can be obtained at a relatively low cost.
  • the pig iron production method by using iron ore pellets with an average basicity of 0.9 or more as the main raw material, the increase in viscosity when the reduced iron compact with low basicity melts is suppressed, promote This mainly improves the air permeability of the cohesive zone and further reduces the amount of coke used. Therefore, by using the pig iron production method, it is possible to reduce the amount of coke used while maintaining stable operation of the blast furnace.
  • the content of the iron ore pellets in the ore raw material is preferably 50% by mass or more. By making the content of the iron ore pellets equal to or higher than the lower limit, the air permeability can be further improved.
  • the iron ore pellets are self-fluxing. By making the iron ore pellets self-fluxing in this way, the burn-through of the reduced iron compact can be promoted, and the air permeability can be further improved.
  • a ratio R of the basic unit of the iron ore pellets to the basic unit of the reduced iron compact preferably satisfies the following formula 1.
  • the ratio R of the basic unit of the iron ore pellets to the basic unit of the reduced iron compact satisfies the following formula 1, so that the effect of improving the permeability due to the burn-through of the reduced iron compact can be more reliably expressed. be able to.
  • (C/S) represents the average basicity
  • (% SiO 2 ) represents the SiO 2 content [% by mass].
  • the suffix HBI indicates a reduced iron compact
  • P indicates an iron ore pellet.
  • (C/S) critical represents the critical basicity of HBI.
  • main raw material refers to a raw material having the largest content in terms of mass.
  • Basis refers to the ratio of the mass of CaO to the mass of SiO2 .
  • average basicity means the ratio of the total mass of CaO to the total mass of SiO 2 of the plurality of particles when the target substance is composed of a plurality of particles. do.
  • “Critical basicity” is, as shown in Fig. 3, with the average basicity of HBI as a parameter, continuously measuring the pressure drop of the sample packed bed, and plotting the maximum value (maximum pressure drop), the maximum pressure drop decreases. It refers to the average basicity at which As shown in FIG. 5, for example, the sample-filled layer is formed by using a large load reduction experimental furnace 7 in which the inner diameter of the graphite crucible 71 filled with the sample is ⁇ 75 mm. , an ore layer 72b (110 mm high) and a lower coke layer 72c (40 mm high).
  • FIG. 1 is a flowchart showing a pig iron production method according to one embodiment of the present invention.
  • FIG. 2 is a schematic diagram showing the inside of a blast furnace used in the pig iron manufacturing method of FIG.
  • FIG. 3 is a graph showing the relationship between the average basicity and maximum pressure loss of reduced iron compacts.
  • FIG. 4 is a schematic partially enlarged view from the cohesive zone to the dropping zone in FIG.
  • FIG. 5 is a schematic cross-sectional view showing the configuration of a large load reduction experimental furnace used in the examples.
  • FIG. 6 is a graph showing the temperature profile for heating the sample packed bed in the example.
  • FIG. 7 is a graph showing the relationship between the temperature of the sample packed bed and the flow rate of the supplied gas in the example.
  • FIG. 8 is a graph showing the results of the example.
  • the pig iron manufacturing method shown in FIG. 1 is a method for manufacturing pig iron using the blast furnace 1 shown in FIG. 2, and includes a stacking step S1 and a reduction melting step S2.
  • the blast furnace 1 has, as shown in FIG. 2, a tuyere 1a provided in the lower part of the furnace and a taphole 1b. A plurality of tuyeres 1a are usually provided.
  • the blast furnace 1 is a solid-air countercurrent type shaft furnace, and hot air obtained by adding high temperature or normal temperature oxygen to high temperature air is blown into the furnace from the tuyeres 1a to produce the ore raw material 11 described later. After a series of reactions such as reduction and melting, pig iron can be taken out from the tap hole 1b.
  • the blast furnace 1 is equipped with a material charging device 2 of the Bell Armor type. This raw material charging device 2 will be described later.
  • the first layers 10 and the second layers 20 are alternately stacked in the blast furnace 1, as shown in FIG. That is, the number of layers of the first layer 10 and the number of layers of the second layer 20 is two or more.
  • the first layer 10 contains an ore raw material 11 .
  • Aggregates 12 are mixed in the first layer 10 .
  • auxiliary raw materials such as limestone, dolomite, silica stone, etc. may be charged together.
  • the ore raw material 11 refers to ores that become iron raw materials.
  • the ore raw material 11 is heated and reduced by hot air blown from the tuyere 1a in the reduction melting step S2 to become molten pig iron.
  • iron ore pellets are used as the main raw material.
  • "Iron ore pellets" are made from iron ore fine powder of several tens of micrometers, and are made by improving the properties (such as size, strength, reducibility, etc.) suitable for blast furnaces.
  • the iron ore pellets preferably do not contain fine powder of sintered ore.
  • the lower limit of the average basicity of the iron ore pellets is 0.9, more preferably 1.0, which is basic, and even more preferably 1.4. If the basicity of the iron ore pellets is less than the above lower limit, it may be difficult to promote burn-through of the reduced iron compact, and the air permeability may decrease.
  • the upper limit of the average basicity of the iron ore pellets is not particularly limited, the average basicity of the iron ore pellets is usually 2.0 or less.
  • the lower limit of the iron ore pellet content in the ore raw material 11 is preferably 50% by mass, more preferably 90% by mass, and more preferably 100% by mass, that is, the ore raw material 11 is all iron ore pellets.
  • the iron ore pellets are self-fluxing. By making the iron ore pellets self-fluxing in this way, the burn-through of the reduced iron compact can be promoted, and the air permeability can be further improved.
  • the iron ore pellet has a porosity of 21% or more for coarse open pores having a pore diameter of 4 ⁇ m or more.
  • the reduction rate of the ore raw material can be increased. can be reduced.
  • the “porosity of coarse open pores with a pore diameter of 4 ⁇ m or more” refers to the volume ratio of coarse open pores with a pore diameter of 4 ⁇ m or more to the apparent volume of the iron ore pellet.
  • Open porosity ⁇ 0 [%] of iron ore pellets measured using a porosimeter (for example, “Autopore III 9400” manufactured by Shimadzu Corporation), total pore volume A [cm 3 /g] per unit weight of iron ore pellets , is the amount calculated by ⁇ 0 ⁇ A +4 /A [%], where A +4 [cm 3 /g] is the total pore volume with a pore diameter of 4 ⁇ m or more per unit weight of the iron ore pellet.
  • the open pores refer to pores that are open to the outside of the iron ore pellet, and the closed pores refer to pores that are closed inside the iron ore pellet.
  • the iron ore pellets preferably contain MgO.
  • MgO has the effect of increasing the desulfurization ability of slag at the hearth level and increasing the reducibility at high temperatures. For this reason, it is considered that by making the behavior of the burn-through of the ore raw material 11 closer to that of the reduced iron compact, there is an effect of promoting the burn-through of the reduced iron compact.
  • the lower limit of the MgO content in the ore raw material 11 is preferably 1% by mass, more preferably 1.5% by mass.
  • the upper limit of the MgO content is preferably 4% by mass, more preferably 3% by mass.
  • the content of MgO is less than the above lower limit, there is a possibility that the effect of promoting the burn-through of the reduced iron compact may not be sufficiently obtained. Conversely, if the MgO content exceeds the upper limit, the strength of the iron ore pellet may decrease.
  • the ore raw material 11 may include sintered ore, lump ore, carbon material-containing agglomerate ore, metal, etc., in addition to the iron ore pellets.
  • the content of the sintered ore in the ore raw material 11 is preferably 10% by mass or less, and more preferably 0% by mass, that is, the ore raw material 11 does not contain sintered ore.
  • the reduced iron compacts contained in the aggregate 12 to be described later can also be the iron raw material, but the reduced iron compacts are not included in the ore raw material 11 in this specification.
  • the aggregate 12 is for improving the air permeability of the cohesive zone D, which will be described later, and allowing the hot air to pass through to the center of the blast furnace 1.
  • the aggregate 12 includes a reduced iron compact (HBI, Hot Briquette Iron) obtained by compression molding reduced iron.
  • HBI is formed by molding direct reduced iron (DRI) in a hot state.
  • DRI direct reduced iron
  • HBI has a low porosity and is difficult to reoxidize.
  • the aggregate 12 After ensuring the air permeability of the first layer 10, the aggregate 12 functions as a metal and becomes hot metal. Since the aggregate 12 has a high metallization rate and does not need to be reduced, it does not require a large amount of reducing material when it becomes the hot metal. Therefore, CO2 emissions can be reduced.
  • "metallization ratio” means the ratio [mass %] of metallic iron to the total iron content.
  • the upper limit of the average basicity of the reduced iron compact is 0.5, more preferably 0.4.
  • Reduced iron compacts contain SiO 2 and Al 2 O 3 as iron ore-derived slag components, and generally tend to have a low average basicity.
  • SiO 2 and Al 2 O 3 are removed, or CaO is added to increase the basicity, resulting in a high-grade cast iron.
  • the lower limit of the average basicity of the reduced iron compact is not particularly limited, and may be zero.
  • a ratio R of the basic unit of the iron ore pellets to the basic unit of the reduced iron compact preferably satisfies the following formula 1.
  • the ratio R of the basic unit of the iron ore pellets to the basic unit of the reduced iron compact satisfies the following formula 1, so that the effect of improving the permeability due to the burn-through of the reduced iron compact can be more reliably expressed. be able to.
  • FIG. 3 is a graph showing the relationship between the average basicity of HBI and the maximum pressure drop of the packed bed in which the first layers 10 and the second layers 20 are alternately laminated. It can be determined that the smaller the maximum pressure loss, the higher the air permeability. From FIG. 3, it can be seen that when the average basicity of HBI exceeds a certain value, the air permeability is improved. This constant value is the critical basicity. It is believed that when CaO having a critical basicity or higher is present, SiO 2 in HBI changes to a calcium silicate-based melt, lowering the viscosity of molten iron produced from HBI and promoting burn-through. In other words, it can be said that CaO having a critical basicity or more is necessary to obtain the HBI burn-through promoting effect.
  • CaO is supplied from HBI, but CaO can also be supplied from iron ore pellets. Then, if the amount of CaO exceeds the critical basicity with respect to the amount of SiO 2 combined with HBI and iron ore pellets, it is believed that the burn-through of HBI is promoted and the air permeability of the filling layer can be enhanced.
  • the amount of SiO2 and the amount of CaO, which are the sum of HBI and iron ore pellets, are expressed by the following formula 2, where the unit consumption of reduced iron compacts is M HBI [kg] and the unit consumption of iron ore pellets is M P [kg]. be done.
  • the lower limit of the charging amount of the reduced iron compact is preferably 100 kg, more preferably 150 kg, per ton of pig iron. If the charged amount of the reduced iron compact is less than the above lower limit, the function of ensuring the permeability of the aggregate 12 in the cohesive zone D may not work sufficiently in the reduction melting step S2. On the other hand, the charging amount of the reduced iron compacts is appropriately determined within a range in which the aggregate effect is not reduced due to excessive aggregate. It is said that
  • the lower limit of the ratio of the average particle size of the reduced iron compact to the average particle size of the ore raw material 11 is preferably 1.3, more preferably 1.4.
  • part of the ore raw material 11 of the first layer 10 melts and moves to the lower part of the blast furnace 1 as the dripping slag 13, and even when the ore raw material 11 softens and shrinks, the above-mentioned reduction of the high melting point Iron compacts do not soften.
  • the above-mentioned reduced iron compact having a certain size or more is mixed as the aggregate 12 with respect to the ore raw material 11, the aggregate effect of the above-mentioned reduced iron compact is likely to be exhibited, and layer shrinkage of the entire first layer 10 can be suppressed. .
  • the ratio of the average particle diameters is preferably 10 or more preferably 5. If the average particle size ratio exceeds the upper limit, it may be difficult to uniformly mix the reduced iron compact in the first layer 10, and segregation may increase.
  • the term "average particle size" refers to the particle size at which the cumulative mass is 50% in the particle size distribution.
  • the upper limit of the ventilation resistance index after the tumbler rotation test of the reduced iron compact is preferably 0.1, more preferably 0.08.
  • the above reduced iron compacts are generally transported to different factories than where they are manufactured. During this time, the particle size distribution can change due to volume collapse, so by using a reduced iron compact that ensures that the airflow resistance index is below a certain value even after the tumbler rotation test, it is possible to use a reduced iron compact that will be described later in actual blast furnace operation.
  • the air permeability in the massive band E can be improved.
  • the lower limit of the air permeability resistance index is not particularly limited, and may be a value close to 0, which is the theoretical limit value under definition, but is usually about 0.03. It should be noted that it is sufficient that the reduced iron molded body has properties such that the airflow resistance index is equal to or less than a predetermined value, and it does not mean that the tumbler rotation test is required in the pig iron manufacturing method.
  • the "airflow resistance index after the tumbler rotation test" of the reduced iron compact is calculated as follows. First, a tumbler rotation test is performed according to the rotational strength measurement method for iron ores (JIS-M8712:2000), and the particle size distribution is obtained by sieving the reduced iron compact. This particle size distribution is represented by d i [cm] as the representative particle size (median value) between the sieved meshes, and wi as the weight fraction of the reduced iron compact belonging to the representative particle size d i . . Using this particle size distribution, the harmonic mean diameter D p [cm] and the particle size composition index I sp are calculated according to Equation 3 below.
  • the ventilation resistance index K is obtained by the following equation 3.
  • the tumbler rotation conditions in the tumbler rotation test are 24 ⁇ 1 rpm and 600 rotations.
  • the upper limit of the aluminum oxide content in the reduced iron compact is preferably 1.5% by mass, more preferably 1.3% by mass. If the content of aluminum oxide exceeds the upper limit, it may become difficult to ensure air permeability in the lower part of the furnace due to an increase in the melting point of the slag and an increase in viscosity. Therefore, by setting the content of aluminum oxide in the reduced iron compact to the above upper limit or less, it is possible to suppress an increase in the amount of coke used.
  • the aluminum oxide content may be 0% by mass, that is, the reduced iron compact may not contain aluminum oxide, but the lower limit of the aluminum oxide content is 0.5% by mass. preferable. If the content of aluminum oxide is less than the above lower limit, the reduced iron compact becomes expensive, and the production cost of the pig iron may increase.
  • the second layer 20 contains coke 21 .
  • the coke 21 is a heat source for melting the ore raw material 11 , a reducing agent necessary for reducing the ore raw material 11 , a recarburizing agent for carburizing molten iron and lowering the melting point, and a recarburizing agent for reducing the melting point of the molten iron. It acts as a spacer to ensure breathability.
  • the raw material charging device 2 is provided at the top of the furnace. That is, the first layer 10 and the second layer 20 are charged from the furnace top.
  • the raw material charging device 2, as shown in FIG. 2, has a bell cup 2a, a lower bell 2b, and an armor 2c.
  • the bell cup 2a is filled with raw materials to be charged.
  • the raw material constituting the first layer 10 is filled into the bell cup 2a, and when charging the second layer 20, the raw material constituting the second layer 20 is filled.
  • the lower bell 2b has a conical shape that spreads downward and is arranged inside the bell cup 2a.
  • the lower bell 2b can move up and down (in FIG. 2, a solid line indicates an upward movement, and a broken line indicates a downward movement).
  • a solid line indicates an upward movement
  • a broken line indicates a downward movement
  • the armor 2c is provided on the furnace wall of the blast furnace 1 below the lower bell 2b. When the lower bell 2b is moved downward, raw materials fall through the gap, and the armor 2c is a repulsion plate for repelling the falling raw materials. In addition, the armor 2c is configured to be protrusive and retractable toward the interior (central portion) of the blast furnace 1 .
  • the first layer 10 can be laminated as follows. Note that the same applies to the second layer 20 as well. Moreover, lamination
  • the lower bell 2b is positioned upward, and the raw material for the first layer 10 is charged into the bell cup 2a.
  • the lower bell 2b is positioned upward, the lower portion of the bell cup 2a is closed, so the bell cup 2a is filled with the raw material.
  • the filling amount be the lamination amount of each layer.
  • the lower bell 2b moves downward.
  • a gap is created between the bell cup 2a and the raw material drops from the gap toward the furnace wall and collides with the armor 2c.
  • the raw material that collides with and repels the armor 2c is charged into the furnace. Since the raw material drops while moving toward the inside of the furnace due to the repulsion of the armor 2c, the raw material is deposited while flowing toward the center of the furnace from the dropped position. Since the armor 2c is configured to be retractable toward the central portion, the dropping position of the raw material can be adjusted by extending and retracting the armor 2c. This adjustment allows the first layer 10 to be deposited in a desired shape.
  • the reduction melting step S2 hot air blown from the tuyeres 1a blows auxiliary fuel into the blast furnace, and the ore raw material 11 of the first layer 10 is reduced and melted.
  • the blast furnace operation is a continuous operation, and the reduction melting step S2 is continuously performed.
  • the stacking step S1 is intermittently performed, and depending on the state of the reduction and dissolution treatment of the first layer 10 and the second layer 20 in the reduction and dissolution step S2, a new layer to be processed in the reduction and dissolution step S2 is added.
  • One layer 10 and a second layer 20 are added.
  • FIG. 2 shows the state in the reduction dissolution step S2.
  • the hot air from the tuyere 1a forms a raceway A, which is a hollow portion in which the coke 21 is swirling and exists in a remarkably sparse state, in the vicinity of the tuyere 1a.
  • the temperature of the raceway A is the highest and is about 2000°C.
  • Adjacent to the raceway A there is a core B, which is a pseudo-stagnation zone of coke inside the blast furnace 1 .
  • a dripping zone C Adjacent to the raceway A, there is a core B, which is a pseudo-stagnation zone of coke inside the blast furnace 1 .
  • a dripping zone C Adjacent to the raceway A, there are a dripping zone C, a cohesive zone D, and a massive zone E in this order.
  • the temperature inside blast furnace 1 rises from the top toward raceway A. That is, the temperature of the massive zone E, the cohesive zone D, and the dropping zone C is higher in this order. .
  • the temperature of the core B varies in the radial direction, and the temperature at the center of the core B may be lower than that of the dropping zone C in some cases.
  • a cohesive zone D having an inverted V-shaped cross section is formed to ensure air permeability and reducing properties in the furnace.
  • the iron ore raw material 11 is first subjected to temperature-rising reduction in the massive zone E.
  • the cohesive zone D the ore reduced in the massive zone E softens and shrinks.
  • the ore that has softened and shrunk descends to become dripping slag and moves to dripping zone C.
  • the reduction dissolution step S2 the reduction of the ore raw material 11 proceeds mainly in the massive zone E, and the dissolution of the ore raw material 11 mainly occurs in the dripping zone C.
  • the dropping zone C and the core B the direct reduction in which the falling liquid iron oxide FeO directly reacts with the carbon of the coke 21 proceeds.
  • the aggregate 12 containing the reduced iron compact exhibits an aggregate effect in the cohesive zone D. In other words, even when the ore softens and shrinks, the high-melting reduced iron molded body does not soften, and an air passage for reliably ventilating the hot air to the center of the blast furnace 1 is secured.
  • the above-mentioned reduced iron compact has a high melting point, but due to the carburizing reaction from carbon monoxide CO in the reducing gas and carbon in the coke, the melting point is lowered and in the temperature region below the cohesive zone D of about 1500 ° C. It becomes molten iron. Even at this point, the slag component SiO 2 contained in the reduced iron molded body exists in a solid state, and is in a state of solid-liquid coexistence with the molten iron from the reduced iron molded body that has previously melted, and is in a highly viscous state, and meltdown stagnates. do.
  • molten iron F that is molten reduced iron is deposited, and molten slag G is deposited on the upper part of the molten iron F.
  • the molten iron F and molten slag G can be taken out from the tap hole 1b.
  • the auxiliary fuel injected from the tuyeres 1a includes pulverized coal obtained by finely pulverizing coal to a particle size of about 50 ⁇ m, heavy oil, natural gas, and the like.
  • the auxiliary fuel functions as a heat source, reducing agent and recarburizing agent. That is, among the roles played by the coke 21, it replaces roles other than the spacer.
  • the first layer 10 containing the ore raw material 11 contains, as the aggregate 12, a reduced iron compact obtained by compression molding reduced iron.
  • This reduced iron compact makes it easier for hot air to pass through when the first layer 10 is softened and fused in the reduction melting step S2.
  • the reduced iron compact since the reduced iron compact having an average basicity of 0.5 or less is used, the reduced iron compact can be obtained at a relatively low cost.
  • the pig iron production method by using iron ore pellets having an average basicity of 0.9 or more as the main raw material, an increase in viscosity when the reduced iron compact having a low average basicity is dissolved is suppressed, promote falling.
  • the air permeability of the cohesive zone D is mainly improved, and the amount of coke used can be reduced. Therefore, by using the pig iron production method, it is possible to reduce the amount of coke used while maintaining stable operation of the blast furnace 1 .
  • the ore raw materials of all the first layers to be laminated are mainly made of iron ore pellets, the average basicity of the reduced iron compact is 0.5 or less, and the average basicity of the iron ore pellets is 0.9 or more, but in the present invention, the ore raw material of at least one first layer is mainly made of iron ore pellets, and the average basicity of the reduced iron compact is 0.5 below and the average basicity of the iron ore pellets is 0.9 or more.
  • the first layer having the above configuration is preferably 90% or more, more preferably 95% or more, and 100%, that is, all layers The first layer having the above configuration is more preferable.
  • the pig iron production method of the present invention includes only the lamination step and the reduction melting step, but the pig iron production method may include other steps.
  • the method for producing pig iron may include a step of charging a mixture of coke and reduced iron compacts into the center of the blast furnace.
  • the proportion of reduced iron compacts having a particle size of 5 mm or more is 90% by mass or more, and the content of the reduced iron compacts in the mixture is 75% by mass or less. is preferably
  • the hot air reaches the center of the blast furnace, it rises in the center.
  • the reduced iron compact having a large particle size in the central part in a content equal to or less than the above upper limit the sensible heat can be effectively utilized without interfering with the flow of the hot air. Therefore, the amount of coke used can be further reduced.
  • the "central part" of the blast furnace refers to a region whose distance from the center is 0.2Z or less, where Z is the radius of the throat.
  • the method for producing pig iron may include a step of finely pulverizing powder and coal derived from the reduced iron compact.
  • the fine powder obtained in the pulverization step is preferable to include the fine powder obtained in the pulverization step as the auxiliary fuel.
  • a portion of the reduced iron compact is crushed during the transportation process or the like to become powder. Since such powder reduces the air permeability in the blast furnace, it is not suitable for use as the first layer.
  • this powder has a large specific surface area, it is re-oxidized into iron oxide. Air permeability can be improved by blowing supplementary fuel containing iron oxide through the tuyeres.
  • the powder derived from the reduced iron compact is pulverized together with coal, and the finely pulverized powder and the fine powder containing the coal are used as auxiliary fuel for blowing through the tuyeres, thereby effectively utilizing the reduced iron compact. can be achieved, and the air permeability in the blast furnace can be improved.
  • a bell-less system can be cited as such another system.
  • a revolving chute is used, and stacking can be performed while adjusting the angle of the chute.
  • Fig. 5 shows the large-scale load reduction experimental furnace 7 used in this experiment.
  • the inner diameter of the graphite crucible 71 filled with the sample was set to ⁇ 75 mm.
  • the sample packed layer 72 consisted of an upper coke layer 72a (height 20 mm), an ore layer 72b (height 110 mm) and a lower coke layer 72c (height 40 mm) from the top.
  • the ore layer 72b corresponds to the first layer 10 of the present invention
  • the upper coke layer 72a and the lower coke layer 72c correspond to the second layer 20 of the present invention.
  • the ore layer 72b is a mixture of a reduced iron compact (HBI) and an ore raw material.
  • the ore layer 72b has a constant total iron content (T.Fe).
  • Table 1 shows the chemical properties of the HBI used.
  • the average basicity of HBI is 0.46.
  • the charging amount of HBI was 250 kg per ton of pig iron.
  • the pressure loss of the sample packed layer 72 was continuously measured under the above conditions, and the time integral value (S value) of the pressure loss was calculated.
  • the S value can be used as an evaluation index for the softening and melting behavior of the ore layer 72b, and it is considered that the smaller the value, the higher the air permeability. The results are shown in FIG.
  • the S value is in the order of iron ore pellets with an average basicity of 1.20 ⁇ iron ore pellets with an average basicity of 0.04 ⁇ self-fluxing sinter with an average basicity of 2.10, and the average It can be seen that air permeability is improved by using iron ore pellets having a basicity of 0.9 or more as an ore raw material.
  • the critical basicity of the HBI used is 0.88, and the basicity determined from the amount of CaO and the amount of SiO2 calculated based on the above formula 2 should be equal to or higher than the critical basicity of HBI, that is, the above formula 1 It can be said that the air permeability is improved by satisfying

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Abstract

本発明の一態様に係る銑鉄製造方法は、羽口を有する高炉を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であって、上記高炉内に鉱石原料を含む第１層とコークスを含む第２層とを交互に積層する工程と、上記羽口から送風する熱風により補助燃料を上記高炉内へ吹込みつつ、積層された上記第１層の上記鉱石原料を還元及び溶解する工程とを備え、還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む骨材が上記第１層に混合されており、上記鉱石原料が鉄鉱石ペレットを主原料とし、上記還元鉄成形体の平均塩基度が０．５以下であり、上記鉱石原料の平均塩基度が０．９以上である。

Description

銑鉄製造方法
　本発明は、銑鉄製造方法に関する。
　高炉内に鉱石原料を含む第１層とコークスを含む第２層とを交互に積層し、羽口から送風する熱風により補助燃料を高炉内へ吹込みつつ、上記鉱石原料を還元し、溶解することで銑鉄を製造する方法が公知である。このとき、上記コークスは、鉱石原料の溶解のための熱源、鉱石原料の還元材、溶鉄へ浸炭し融点を低下させるための加炭材、及び高炉内の通気性を確保するためのスペーサーの役割を果たしている。このコークスにより通気性を維持することで、装入物の荷下がりを安定させ、高炉の安定操業を図っている。
　高炉操業においては、コスト削減の観点からはこのコークスの割合が低いことが望ましい。しかし、コークスの割合を低くすると、上述のコークスの果たす役割も低下する。例えばコークスの割合を低減、すなわち鉱石原料の割合を増加させる方法として、高炉周辺部に小粒径の還元鉄を限定装入する高炉操業方法が提案されている（特開平１１－３１５３０８号公報参照）。上記高炉操業方法では、還元の必要がない還元鉄を炉の周辺部にのみ装入することで、炉の中心部分でのコークスの熱源、還元材、加炭材及びスペーサーとしての役割を維持させつつ、原料の充填率を上げることができるとされている。
特開平１１－３１５３０８号公報
　昨今のＣＯ２排出量削減の要求から、高炉操業においてコークスの使用量のさらなる削減が求められている。上記従来の高炉操業方法において、コークスの有する役割のうち、熱源、還元材及び加炭材については羽口から吹き込む補助燃料により代替可能である。一方、スペーサーの役割はコークスによってのみ担われている。上記従来の高炉操業方法では、還元鉄の装入位置が炉の周辺部のみに限定されている。また、コークスの使用量は、還元鉄の装入により相対的に減少するに留まる。従って、上記従来の高炉操業方法では、コークスの使用量の削減には限界があり、昨今のＣＯ２削減の要求に十分に応えられるものとは言えない。
　本発明は、上述のような事情に基づいてなされたものであり、高炉の安定操業を維持しつつコークスの使用量を低減できる銑鉄製造方法の提供を目的とする。
　本発明の一態様に係る銑鉄製造方法は、羽口を有する高炉を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であって、上記高炉内に鉱石原料を含む第１層とコークスを含む第２層とを交互に積層する工程と、上記羽口から送風する熱風により補助燃料を上記高炉内へ吹込みつつ、積層された上記第１層の上記鉱石原料を還元及び溶解する工程とを備え、還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む骨材が上記第１層に混合されており、上記鉱石原料が鉄鉱石ペレットを主原料とし、上記還元鉄成形体の平均塩基度が０．５以下であり、上記鉄鉱石ペレットの平均塩基度が０．９以上である。
　当該銑鉄製造方法では、鉱石原料を含む第１層が、骨材として還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む。この還元鉄成形体により、溶解する工程で第１層の軟化融着時に熱風が通過し易くなるため、当該銑鉄製造方法では、通気性を確保するためのコークスの量が少なくて済む。また、当該銑鉄製造方法では、平均塩基度が０．５以下の還元鉄成形体を用いるので、比較的安価に還元鉄成形体を入手することができる。さらに、当該銑鉄製造方法では、平均塩基度が０．９以上の鉄鉱石ペレットを主原料として用いることで、塩基度が低い還元鉄成形体が溶解した際の粘性の増大を抑止し、溶け落ちを促進する。これにより主に融着帯の通気性が改善され、さらにコークスの使用量を低減することができる。従って、当該銑鉄製造方法を用いることで高炉の安定操業を維持しつつコークスの使用量を低減することができる。
　上記鉱石原料における上記鉄鉱石ペレットの含有量としては、５０質量％以上が好ましい。このように上記鉄鉱石ペレットの含有量を上記下限以上とすることで、さらに通気性を改善することができる。
　上記鉄鉱石ペレットが自溶性であるとよい。このように上記鉄鉱石ペレットを自溶性とすることで、還元鉄成形体の溶け落ちが促進され、さらに通気性を改善することができる。
　上記還元鉄成形体の原単位に対する上記鉄鉱石ペレットの原単位の比率Ｒが、下記式１を満たすとよい。このように上記還元鉄成形体の原単位に対する上記鉄鉱石ペレットの原単位の比率Ｒが下記式１を満たすことで、還元鉄成形体の溶け落ちによる通気性改善効果を、より確実に発現させることができる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-M000002
 上記式１において、（Ｃ／Ｓ）は平均塩基度、（％ＳｉＯ２）はＳｉＯ２の含有量［質量％］を表す。また、添え字のＨＢＩは還元鉄成形体、Ｐは鉄鉱石ペレットを指す。なお、（Ｃ／Ｓ）ｃｒｉｔｉｃａｌは、ＨＢＩの臨界塩基度を表す。
　ここで、「主原料」とは、質量換算で最も含有量の大きい原料をいう。「塩基度」とは、ＳｉＯ２の質量に対するＣａＯの質量の割合を指す。なお、「平均塩基度」とは、対象とする物質が複数の粒状物で構成されている場合にあっては、その複数の粒状物のＳｉＯ２の総質量に対するＣａＯの総質量の割合を意味する。
　「臨界塩基度」とは、図３に示すように、ＨＢＩの平均塩基度をパラメータとして、試料充填層の圧損を連続測定し、その最大値（最大圧損）をプロットした際、最大圧損が低下し始める平均塩基度を指す。なお、上記試料充填層は、例えば図５に示すように、試料を充填する黒鉛坩堝７１の内径がφ７５ｍｍである大型荷重還元実験炉７を用いて、上から上部コークス層７２ａ（高さ２０ｍｍ）、鉱石層７２ｂ（高さ１１０ｍｍ）及び下部コークス層７２ｃ（高さ４０ｍｍ）により構成することができる。
　以上説明したように、本発明の銑鉄製造方法を用いることで高炉の安定操業を維持しつつコークスの使用量を低減することができる。
図１は、本発明の一実施形態に係る銑鉄製造方法を示すフロー図である。 図２は、図１の銑鉄製造方法で使用する高炉内部を示す模式図である。 図３は、還元鉄成形体の平均塩基度と最大圧損との関係を示すグラフである。 図４は、図２の融着帯から滴下帯付近の模式的部分拡大図である。 図５は、実施例で用いた大型荷重還元実験炉の構成を示す模式的断面図である。 図６は、実施例での試料充填層を加熱する温度プロファイルを示すグラフである。 図７は、実施例での試料充填層の温度と供給するガス流量との関係を示すグラフである。 図８は、実施例の結果を示すグラフである。
　以下、本発明の各実施形態に係る銑鉄製造方法について説明する。
　図１に示す銑鉄製造方法は、図２に示す高炉１を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であり、積層工程Ｓ１と、還元溶解工程Ｓ２とを備える。
＜高炉＞
　高炉１は、図２に示すように、炉下部に設けられた羽口１ａと、出銑口１ｂとを有する。羽口１ａは通常複数設けられる。高炉１は、固気向流型のシャフト炉であり、高温の空気に、必要に応じて高温又は常温の酸素を加えた熱風を羽口１ａから炉内に吹き込んで、後述する鉱石原料１１の還元及び溶融等の一連の反応を行い、出銑口１ｂから銑鉄を取り出すことができる。また、高炉１には、ベル・アーマー方式の原料装入装置２が装備されている。この原料装入装置２については、後述する。
＜積層工程＞
　積層工程Ｓ１では、図２に示すように、高炉１内に第１層１０と第２層２０とを交互に積層する。つまり、第１層１０及び第２層２０の層数は、それぞれ２以上である。
（第１層）
　第１層１０は、鉱石原料１１を含む。また、第１層１０には、骨材１２が混合されている。第１層１０には、鉱石原料１１及び骨材１２に加えて、石灰石、ドロマイト、珪石等の副原料を一緒に装入してもよい。
　鉱石原料１１は、鉄原料となる鉱石類を指す。鉱石原料１１は、還元溶解工程Ｓ２で羽口１ａより吹き込まれる熱風により昇温還元されて溶銑となる。当該銑鉄製造方法では、鉄鉱石ペレットを主原料とする。「鉄鉱石ペレット」とは、数十μｍの鉄鉱石微粉を原料とし、高炉用に適した性状（例えばサイズ、強度、被還元性など）に、品質を向上させて作り込んだものである。なお、当該銑鉄製造方法において、鉄鉱石ペレットは焼結鉱の微粉を含まないことが好ましい。
　上記鉄鉱石ペレットの平均塩基度の下限としては、０．９であり、塩基性である１．０がより好ましく、１．４がさらに好ましい。上記鉄鉱石ペレットの塩基度が上記下限未満であると、還元鉄成形体の溶け落ちを促進し難くなり、通気性が低下するおそれがある。上記鉄鉱石ペレットの平均塩基度の上限は特に限定されないが、上記鉄鉱石ペレットの平均塩基度は、通常２．０以下である。
　鉱石原料１１における上記鉄鉱石ペレットの含有量の下限としては、５０質量％が好ましく、９０質量％がより好ましく、１００質量％、すなわち鉱石原料１１が全て鉄鉱石ペレットであることがさらに好ましい。このように上記鉄鉱石ペレットの含有量を上記下限以上とすることで、さらに通気性を改善することができる。
　上記鉄鉱石ペレットが自溶性であるとよい。このように上記鉄鉱石ペレットを自溶性とすることで、還元鉄成形体の溶け落ちが促進され、さらに通気性を改善することができる。
　上記鉄鉱石ペレットが、気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率が２１％以上であるとよい。このように気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率が２１％以上である鉄鉱石ペレットを鉱石原料に含めることで、鉱石原料の還元率を高めることができるので、コークスの使用量をさらに低減することができる。ここで、「気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔の気孔率」とは、気孔径が４μｍ以上の粗大開気孔が鉄鉱石ペレットの見かけの体積に対して占める体積の割合を言い、水銀圧入式ポロシメータ（例えば島津製作株式会社の「オートポアＩＩＩ９４００」）を用いて測定した鉄鉱石ペレットの開気孔率ε０［％］、鉄鉱石ペレットの単位重量当たりの全細孔容積Ａ［ｃｍ３／ｇ］、鉄鉱石ペレットの単位重量当たりの気孔径４μｍ以上の全細孔容積Ａ＋４［ｃｍ３／ｇ］とするとき、ε０×Ａ＋４／Ａ［％］で算出される量である。なお、開気孔とは、鉄鉱石ペレットの外部にまで通じている気孔を言い、閉気孔とは、鉄鉱石ペレットの内部で閉じている気孔を言う。
　上記鉄鉱石ペレットがＭｇＯを含有することが好ましい。ＭｇＯは炉床レベルでのスラグの脱硫能を高めるとともに、高温での被還元性を高める作用を有している。このため、鉱石原料１１の溶け落ちの挙動を還元鉄成形体のそれに近づけることで、還元鉄成形体の溶け落ちを促進する作用があると考えられる。鉱石原料１１におけるＭｇＯの含有量の下限としては、１質量％が好ましく、１．５質量％がより好ましい。一方、上記ＭｇＯの含有量の上限としては、４質量％が好ましく、３質量％がより好ましい。上記ＭｇＯの含有量が上記下限未満であると、還元鉄成形体の溶け落ちを促進する作用が十分に得られないおそれがある。逆に、上記ＭｇＯの含有量が上記上限を超えると、上記鉄鉱石ペレットの強度が低下するおそれがある。
　鉱石原料１１は、上記鉄鉱石ペレット以外に焼結鉱、塊鉱石、炭材内装塊成鉱、メタル等を含み得る。なお、通気性改善の観点から、鉱石原料１１における焼結鉱の含有量は１０質量％以下が好ましく、０質量％、すなわち鉱石原料１１が焼結鉱を含まないものとすることがより好ましい。
　なお、後述する骨材１２に含まれる還元鉄成形体も鉄原料となり得るが、本明細書において還元鉄成形体は鉱石原料１１には含めない。
　骨材１２は、後述する融着帯Ｄの通気性を改善し、上記熱風を高炉１の中心部まで通気させるためのものである。骨材１２は、還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体（ＨＢＩ、Ｈｏｔ　Ｂｒｉｑｕｅｔｔｅ　Ｉｒｏｎ）を含む。
　ＨＢＩは、還元鉄ＤＲＩ（Ｄｉｒｅｃｔ　Ｒｅｄｕｃｅｄ　Ｉｒｏｎ）を熱間状態で成形したものである。ＤＲＩが、気孔率が高く、海上輸送や屋外保存時に酸化発熱する欠点を有するのに対し、ＨＢＩは気孔率が低く、再酸化し難い。骨材１２は、第１層１０の通気性の確保を果たした後は、メタルとして機能し、溶銑となる。骨材１２は金属化率が高く還元の必要がないので、この溶銑となる際に還元材をあまり必要としない。従って、ＣＯ２排出量を削減できる。なお、「金属化率」とは、全鉄分に対する金属鉄の割合［質量％］をいう。
　上記還元鉄成形体の平均塩基度の上限としては、０．５であり、０．４がより好ましい。還元鉄成形体には、鉄鉱石由来のスラグ成分として、ＳｉＯ２やＡｌ２Ｏ３を含み一般に平均塩基度が低くなる傾向にある。当該銑鉄製造方法では、平均塩基度が上記上限以下の還元鉄成形体を使用するので、ＳｉＯ２やＡｌ２Ｏ３を除去したり、ＣａＯを添加したりして塩基度を高めた高品位の還元鉄成形体を準備する必要がない。従って、低コストで銑鉄を製造することができる。一方、上記還元鉄成形体の平均塩基度の下限としては、特に限定されず、０であってもよい。
　上記還元鉄成形体の原単位に対する上記鉄鉱石ペレットの原単位の比率Ｒが、下記式１を満たすとよい。このように上記還元鉄成形体の原単位に対する上記鉄鉱石ペレットの原単位の比率Ｒが下記式１を満たすことで、還元鉄成形体の溶け落ちによる通気性改善効果を、より確実に発現させることができる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-M000003
　上述の式１について詳説する。図３は、ＨＢＩの平均塩基度と、第１層１０及び第２層２０とを交互に積層した充填層の最大圧損との関係を示すグラフである。この最大圧損が小さいほど通気性が高いと判断できる。図３から、ＨＢＩの平均塩基度が一定値を超えると通気性の改善が認められることが分かる。この一定値が臨界塩基度である。この臨界塩基度以上のＣａＯが存在する場合、ＨＢＩ中のＳｉＯ２がカルシウムシリケート系融液に変化し、ＨＢＩから生成した溶鉄の粘性を低下させて溶け落ちを促進すると考えられる。言い換えると、ＨＢＩの溶け落ち促進効果を得るには、臨界塩基度以上のＣａＯが必要と言える。
　図３では、ＣａＯはＨＢＩより供給されているが、ＣａＯは鉄鉱石ペレットから供給することも可能である。そうすると、ＨＢＩと鉄鉱石ペレットとを合わせたＳｉＯ２量に対し、ＣａＯ量が臨界塩基度を超えていると、ＨＢＩの溶け落ちが促進され、上記充填層の通気性を高められると考えられる。
　ＨＢＩと鉄鉱石ペレットとを合わせたＳｉＯ２量及びＣａＯ量は、還元鉄成形体の原単位をＭＨＢＩ［ｋｇ］、鉄鉱石ペレットの原単位をＭＰ［ｋｇ］として、下記式２で表される。
Figure JPOXMLDOC01-appb-M000004
　ここで、上述のようにＣａＯ量／ＳｉＯ２量≧（Ｃ／Ｓ）ｃｒｉｔｉｃａｌが成立するとＨＢＩの溶け落ちが促進されると考えられるから、上記式２をこの不等式に代入して、Ｒ＝ＭＰ／ＭＨＢＩについて解くと、上記式１が得られる。
　上記還元鉄成形体の装入量の下限としては、銑鉄１トン当たり１００ｋｇが好ましく、１５０ｋｇがより好ましい。上記還元鉄成形体の装入量が上記下限未満であると、還元溶解工程Ｓ２で、融着帯Ｄでの骨材１２の通気性確保機能が十分に働かないおそれがある。一方、上記還元鉄成形体の装入量は、骨材過多となり骨材効果が小さくならない範囲で適宜決定されるが、上記還元鉄成形体の装入量の上限は、例えば銑鉄１トン当たり７００ｋｇとされる。
　鉱石原料１１の平均粒径に対する上記還元鉄成形体の平均粒径の比の下限としては、１．３が好ましく、１．４がより好ましい。図４に示すように、第１層１０の鉱石原料１１の一部が溶解して滴下スラグ１３として高炉１の下方へ移動し、鉱石原料１１が軟化収縮した際にも、高融点の上記還元鉄成形体は軟化しない。鉱石原料１１に対して一定以上大きい上記還元鉄成形体を骨材１２として混合させると、上記還元鉄成形体の骨材効果が発現し易く、第１層１０全体が層収縮することを抑止できる。従って、上記平均粒径の比を上記下限以上とすることで、図４の矢印で示すような熱風の流路を確保できるので、還元溶解工程Ｓ２での通気性を向上させることができる。一方、上記平均粒径の比の上限としては、１０が好ましく、５がより好ましい。上記平均粒径の比が上記上限を超えると、上記還元鉄成形体を第１層１０に均一に混合させ難くなり偏析が増大するおそれがある。なお、「平均粒径」とは、粒子径分布にて累積質量が５０％となる粒径をいう。
　上記還元鉄成形体のタンブラー回転試験後の通気抵抗指数の上限としては、０．１が好ましく、０．０８がより好ましい。上記還元鉄成形体は、一般に製造される工場と使用される工場とが異なり輸送される。この間に体積破壊し粒度分布は変化し得るから、上記タンブラー回転試験後においても通気抵抗指数が一定値以下となることが担保される還元鉄成形体を用いることで、現実の高炉操業において後述する塊状帯Ｅでの通気性を向上させることができる。一方、上記通気性抵抗指数の下限は、特に限定されず、定義上の理論限界値である０に近い値であってもよいが、通常０．０３程度となる。なお、上記通気抵抗指数が所定値以下となる性状を有する還元鉄成形体が用いられていればよく、当該銑鉄製造方法においてタンブラー回転試験を要することを意味するものではない。
　ここで、還元鉄成形体の「タンブラー回転試験後の通気抵抗指数」は、以下のようにして算出される。まず、鉄鉱石類の回転強度測定法（ＪＩＳ－Ｍ８７１２：２０００）に準じてタンブラー回転試験を行い、還元鉄成形体の篩分けによる粒径分布を取得する。この粒度分布は、篩分けを行った篩目間の代表粒径（中央値）をｄｉ［ｃｍ］、代表粒径ｄｉに属する還元鉄成形体の重量分率をｗｉとして表される。この粒度分布を用いて、調和平均径Ｄｐ［ｃｍ］、粒度構成指数Ｉｓｐを下記式３により算出する。さらに、重力換算係数ｇｃ［９．８０７（ｇ・ｃｍ）／（Ｇ・ｓｅｃ２）］を用いて、下記式３により通気抵抗指数Ｋを求める。なお、上記タンブラー回転試験でのタンブラーの回転条件は、２４±１ｒｐｍで、６００回転とされる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-M000005
　また、上記還元鉄成形体が酸化アルミニウムを含む場合、上記還元鉄成形体中の上記酸化アルミニウムの含有量の上限としては、１．５質量％が好ましく、１．３質量％がより好ましい。上記酸化アルミニウムの含有量が上記上限を超えると、スラグ融点の高温化や粘度の増加により炉下部での通気性の確保が困難となるおそれがある。このため、還元鉄成形体中の酸化アルミニウムの含有量を上記上限以下とすることで、コークスの使用量が増大することを抑止できる。なお、上記酸化アルミニウムの含有量は０質量％、すなわち上記還元鉄成形体が酸化アルミニウムを含まないものであってもよいが、上記酸化アルミニウムの含有量の下限としては、０．５質量％が好ましい。上記酸化アルミニウムの含有量が上記下限未満であると、還元鉄成形体が高価なものとなり、銑鉄の製造コストが高くなるおそれがある。
（第２層）
　第２層２０はコークス２１を含む。
　コークス２１は、鉱石原料１１の溶解のための熱源、鉱石原料１１の還元に必要な還元材であるＣＯガスの生成、溶鉄へ浸炭し融点を低下させるための加炭材、及び高炉１内の通気性を確保するためのスペーサーの役割を果たす。
（積層方法）
　第１層１０及び第２層２０を交互に積層する方法は、種々の方法を用いることができる。ここでは、図２に示すようなベル・アーマー方式の原料装入装置２（以下、単に「原料装入装置２」ともいう）を搭載した高炉１を例にとり、その方法について説明する。
　原料装入装置２は、炉頂部に備えられている。つまり、第１層１０及び第２層２０は、炉頂より装入される。原料装入装置２は、図２に示すように、ベルカップ２ａと、下ベル２ｂと、アーマー２ｃとを有する。
　ベルカップ２ａは、装入する原料を充填する。第１層１０を装入する際は、第１層１０を構成する原料をベルカップ２ａに充填し、第２層２０を装入する際は、第２層２０を構成する原料を充填する。
　下ベル２ｂは下方に広がる円錐状であり、ベルカップ２ａ内に配設される。下ベル２ｂは上下に移動可能である（図２で、上方に移動した状態を実線、下方に移動した場合を破線で示している）。下ベル２ｂは、上方に移動した場合、ベルカップ２ａの下部を密閉し、下方に移動した場合ベルカップ２ａの側壁の延長上に隙間が構成されるようになっている。
　アーマー２ｃは、下ベル２ｂより下方で、高炉１の炉壁部に設けられている。下ベル２ｂを下方に移動した際、上記隙間から原料が落下するが、アーマー２ｃは、この落下する原料を反発させるための反発板である。また、アーマー２ｃは、高炉１の内部（中心部）に向かって出退可能に構成されている。
　この原料装入装置２を用いて、以下のようにして、第１層１０を積層することができる。なお、第２層２０についても同様である。また、第１層１０及び第２層２０の積層は、交互に行われる。
　まず、下ベル２ｂを上方に位置させ、第１層１０の原料をベルカップ２ａに装入する。下ベル２ｂが上方に位置する場合、ベルカップ２ａの下部は密閉されるので、ベルカップ２ａ内に上記原料が充填される。なお、その充填量は、各層の積層量とする。
　次に、下ベル２ｂを下方へ移動させる。そうすると、ベルカップ２ａとの間に隙間が生じるので、この隙間から上記原料は炉壁方向へ落下し、アーマー２ｃに衝突する。アーマー２ｃに衝突し、反発した上記原料は、炉内に装入される。上記原料には、アーマー２ｃでの反発により炉内方向に移動しつつ落下するので、落下した位置から炉内の中心側に向かって流れ込みながら堆積する。アーマー２ｃは、中心部に向かって出退可能に構成されているから、上記原料の落下位置は、アーマー２ｃを出退させることで調整することができる。この調整により第１層１０を所望の形状に堆積させることができる。
＜還元溶解工程＞
　還元溶解工程Ｓ２では、羽口１ａから送風する熱風により補助燃料を高炉内へ吹込みつつ、積層された第１層１０の鉱石原料１１を還元及び溶解する。なお、高炉操業は連続操業であり、還元溶解工程Ｓ２は連続して行われている。一方、積層工程Ｓ１は間欠的に行われており、還元溶解工程Ｓ２で第１層１０及び第２層２０の還元及び溶解処理の状況に応じて、新たに還元溶解工程Ｓ２で処理すべき第１層１０及び第２層２０が追加されていく。
　図２は、還元溶解工程Ｓ２での状態を示している。図２に示すように、羽口１ａからの熱風により羽口１ａ付近には、コークス２１が旋回し著しく疎な状態で存在する空洞部分であるレースウェイＡが形成されている。高炉１内では、このレースウェイＡの温度が最も高く２０００℃程度である。レースウェイＡに隣接して、高炉１の内部においてコークスの擬停滞域である炉心Ｂが存在する。また、炉心Ｂから上方に滴下帯Ｃ、融着帯Ｄ及び塊状帯Ｅがこの順で存在する。
　高炉１内の温度は頂部からレースウェイＡに向かって上昇する。つまり、塊状帯Ｅ、融着帯Ｄ、滴下帯Ｃの順に温度が高く、例えば塊状帯Ｅで２０℃以上１２００℃以下程度であるのに対し、炉心Ｂは１２００℃以上１６００℃以下程度となる。なお、炉芯Ｂの温度は径方向で異なり、炉芯Ｂの中心部では滴下帯Ｃより温度が低くなる場合もある。また、炉内の中心部に熱風を安定して流通させることで、断面が逆Ｖ字型の融着帯Ｄを形成させ、炉内の通気性と還元性を確保している。
　高炉１内では、鉄鉱石原料１１は、まず塊状帯Ｅで昇温還元される。融着帯Ｄでは、塊状帯Ｅで還元された鉱石が軟化収縮する。軟化収縮した鉱石は降下して滴下スラグとなり、滴下帯Ｃへ移動する。還元溶解工程Ｓ２で、鉱石原料１１の還元は、主に塊状帯Ｅで進行し、鉱石原料１１の溶解は、主に滴下帯Ｃで生じる。なお、滴下帯Ｃや炉心Ｂでは、降下してきた液状の酸化鉄ＦｅＯとコークス２１の炭素とが直接反応する直接還元が進行する。
　還元鉄成形体を含む骨材１２は、融着帯Ｄで骨材効果を発揮する。つまり、鉱石が軟化収縮した状態でも、高融点の上記還元鉄成形体は軟化せず、上記熱風を高炉１の中心部まで確実に通気させる通気路が確保される。
　上記還元鉄成形体は、高融点であるが、還元ガス中の一酸化炭素ＣＯやコークス中の炭素からの浸炭反応によって、低融点化されて１５００℃程度の融着帯Ｄ下部の温度領域で溶鉄となる。この時点でも還元鉄成型体に含まれるスラグ成分のＳｉＯ２は固体状態で存在し、先に溶解した還元鉄成型体からの溶鉄と固液共存状態となり粘性が高い状態にあり、溶け落ちが停滞する。ここで、塩基度が高い還元鉄成型体の場合は、ＣａＯがＳｉＯ２と反応してカルシウムシリケート融液となって固液共存を解消し、溶け落ちを促進する。塩基度が低い、すなわちＳｉＯ２を多く含む還元鉄成形体の場合も還元鉄成形体から供給されるＳｉＯ２と、塩基度が高い、すなわちＣａＯを多く含む鉄鉱石ペレットから供給されるＣａＯとが反応してカルシウムシリケート融液を生成すると、固液共存状態が解消され、上記還元鉄成形体の溶け落ちが促進される。
　炉床部には、還元された鉄が溶融した溶銑Ｆが堆積しており、その溶銑Ｆの上部に溶融スラグＧが堆積している。この溶銑Ｆ及び溶融スラグＧは、出銑口１ｂから取り出すことができる。
　羽口１ａから吹き込む補助燃料としては、石炭を粒径５０μｍ程度に微粉砕した微粉炭、重油や天然ガス等を挙げることができる。上記補助燃料は、熱源、還元材及び加炭材として機能する。つまり、コークス２１の果たす役割のうち、スペーサー以外の役割を代替する。
＜利点＞
　当該銑鉄製造方法では、鉱石原料１１を含む第１層１０が、骨材１２として還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む。この還元鉄成形体により、還元溶解工程Ｓ２で第１層１０の軟化融着時に熱風が通過し易くなるため、当該銑鉄製造方法では、通気性を確保するためのコークスの量が少なくて済む。また、当該銑鉄製造方法では、平均塩基度が０．５以下の還元鉄成形体を用いるので、比較的安価に還元鉄成形体を入手することができる。さらに、当該銑鉄製造方法では、平均塩基度が０．９以上の鉄鉱石ペレットを主原料として用いることで、平均塩基度が低い還元鉄成形体が溶解した際の粘性の増大を抑止し、溶け落ちを促進する。これにより主に融着帯Ｄの通気性が改善され、さらにコークスの使用量を低減することができる。従って、当該銑鉄製造方法を用いることで高炉１の安定操業を維持しつつコークスの使用量を低減することができる。
［その他の実施形態］
　なお、本発明は、上記実施形態に限定されるものではない。
　上記実施形態では、積層される全ての第１層の鉱石原料が鉄鉱石ペレットを主原料とし、上記還元鉄成形体の平均塩基度が０．５以下であり、上記鉄鉱石ペレットの平均塩基度が０．９以上であることを前提に説明したが、本発明は、少なくとも１つの第１層の鉱石原料が鉄鉱石ペレットを主原料とし、上記還元鉄成形体の平均塩基度が０．５以下であり、上記鉄鉱石ペレットの平均塩基度が０．９以上である構成を含む。ただし、全第１層のうち、上記構成を有する第１層が９０％以上であることが好ましく、９５％以上であることがより好ましく、１００％、すなわち全層が上記構成を有する第１層であることがさらに好ましい。
　上記実施形態では、本発明の銑鉄製造方法が、積層工程と還元溶解工程とのみを備える場合を説明したが、当該銑鉄製造方法は、他の工程を含んでもよい。
　例えば当該銑鉄製造方法は、上記高炉の中心部にコークス及び還元鉄成形体の混合物を装入する工程を備えてもよい。この場合、上記混合物における上記還元鉄成形体のうち、粒径５ｍｍ以上の還元鉄成形体が占める割合が９０質量％以上であり、上記混合物における上記還元鉄成形体の含有量が７５質量％以下であることが好ましい。上記熱風は、高炉の中心部まで到達すると、この中心部を上昇する。このように中心部に粒径の大きい還元鉄成形体を上記上限以下の含有量で含めることで、上記熱風の流れを妨げることなく顕熱を効果的に利用できる。従って、コークスの使用量をさらに低減することができる。ここで、高炉の「中心部」とは、炉口部の半径をＺとするとき、中心からの距離が０．２Ｚ以下の領域を指す。
　また、当該銑鉄製造方法は、還元鉄成形体に由来する粉体及び石炭を微粉砕する工程を備えてもよい。この場合、上記補助燃料として上記微粉砕工程で得られる微粉体を含めることが好ましい。還元鉄成形体は、搬送過程等により一部が破砕され粉体となる。このような粉体は高炉内の通気性を低下させるため、第１層として使用することは適当ではない。また、この粉体は比表面積が大きいため、酸化鉄へと再酸化する。この酸化鉄を含む補助燃料を羽口から吹き込むと通気性を改善することができる。従って、還元鉄成形体に由来する粉体を石炭とともに微粉砕し、微粉砕した上記粉体及び上記石炭を含む微粉体を羽口から吹き込む補助燃料として用いることで、還元鉄成形体の有効利用を図ることができるとともに、高炉内の通気性を改善することができる。
　上記実施形態の積層工程として、ベル・アーマー方式を用いる場合を説明したが、他の方式を用いることもできる。このような他の方式としてはベルレス方式を挙げることができる。ベルレス方式では、旋回シュートを用いて、その角度を調整しながら積層を行うことができる。
　以下、実施例によって本発明をさらに詳細に説明するが、本発明はこれらの実施例に限定されるものではない。
　鉄鉱石ペレットの塩基度が通気性に与える影響について、高炉周辺部を模擬した大型荷重還元実験を行って、調査した。
　図５に、この実験に用いた大型荷重還元実験炉７を示す。試料を充填する黒鉛坩堝７１の内径はφ７５ｍｍとした。試料充填層７２は、上から上部コークス層７２ａ（高さ２０ｍｍ）、鉱石層７２ｂ（高さ１１０ｍｍ）及び下部コークス層７２ｃ（高さ４０ｍｍ）により構成した。鉱石層７２ｂが本発明の第１層１０に相当し、上部コークス層７２ａ及び下部コークス層７２ｃが第２層２０に相当する。
　鉱石層７２ｂは、還元鉄成形体（ＨＢＩ）と、鉱石原料との混合物とした。なお、鉱石層７２ｂは全鉄分（Ｔ．Ｆｅ）を一定とした。
　用いたＨＢＩの化学性状を表１に示す。ＨＢＩの平均塩基度は０．４６である。また、ＨＢＩの装入量は、銑鉄１トン当たり２５０ｋｇとした。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000006
　鉱石原料として、（１）平均塩基度０．０４の鉄鉱石ペレット（ＳｉＯ２含有量＝５．４４質量％、ＭｇＯ含有量＝０．５４質量％）、（２）平均塩基度１．２０の鉄鉱石ペレット（ＳｉＯ２含有量＝４．２３質量％、ＭｇＯ含有量＝２．１１質量％）、（３）平均塩基度２．１０の自溶性焼結鉱（ＳｉＯ２含有量＝５．４０質量％、ＭｇＯ含有量＝１．００質量％の３種類を用意した。
　上述の（１）～（３）の鉱石原料を用いた試料充填層７２それぞれに対して、電気炉７３を用いて図６に示す温度プロファイルで加熱しつつ、図７に示す組成のガス（還元ガス）を供給した。上記ガスは、大型荷重還元実験炉７の下部に設けられているガス供給管７４から供給し、上部に設けられているガス排出管７５から排出した。上記ガスの総供給量は４０ＮＬ／ｍｉｎであり、温度管理は２つの熱電対７６により行った。また、試料充填層７２に加える荷重は１ｋｇｆ／ｃｍ２とした。この荷重は、荷重棒７７を介して錘７８の重さを加えることで付加した。
　上述の条件で試料充填層７２の圧損を連続測定し、圧損の時間積分値（Ｓ値）を算出した。Ｓ値は、鉱石層７２ｂの軟化溶融挙動の評価指標として用いることができ、小さいほど通気性が高いと考えられる。結果を図８に示す。
　図８の結果から、Ｓ値は、平均塩基度１．２０の鉄鉱石ペレット＜平均塩基度０．０４の鉄鉱石ペレット＜平均塩基度２．１０の自溶性焼結鉱の順であり、平均塩基度が０．９以上の鉄鉱石ペレットを鉱石原料として用いることで、通気性が改善することが分かる。
　上述した式２に基づいて計算されるＣａＯ量、ＳｉＯ２量から決まる平均塩基度（＝ＣａＯ量／ＳｉＯ２量）は、（１）平均塩基度０．０４の鉄鉱石ペレットを用いた場合で０．１０、（２）平均塩基度１．２０の鉄鉱石ペレットを用いた場合で１．１３であった。用いたＨＢＩの臨界塩基度は、０．８８であり、上記式２に基づいて計算されるＣａＯ量、ＳｉＯ２量から決まる塩基度をＨＢＩの臨界塩基度以上とすること、すなわち上述の式１を満たすことで、通気性が改善すると言える。
　本発明の銑鉄製造方法を用いることで高炉の安定操業を維持しつつコークスの使用量を低減することができる。
１　高炉
１ａ　羽口
１ｂ　出銑口
２　原料装入装置
２ａ　ベルカップ
２ｂ　下ベル
２ｃ　アーマー
１０　第１層
１１　鉱石原料
１２　骨材
１３　滴下スラグ
２０　第２層
２１　コークス
７　大型荷重還元実験炉
７１　黒鉛坩堝
７２　試料充填層
７２ａ　上部コークス層
７２ｂ　鉱石層
７２ｃ　下部コークス層
７３　電気炉
７４　ガス供給管
７５　ガス排出管
７６　熱電対
７７　荷重棒
７８　錘
Ａ　レースウェイ
Ｂ　炉心
Ｃ　滴下帯
Ｄ　融着帯
Ｅ　塊状帯
Ｆ　溶銑
Ｇ　溶融スラグ

Claims (4)

  1. 　羽口を有する高炉を用いて銑鉄を製造する銑鉄製造方法であって、
    　上記高炉内に鉱石原料を含む第１層とコークスを含む第２層とを交互に積層する工程と、
    　上記羽口から送風する熱風により補助燃料を上記高炉内へ吹込みつつ、積層された上記第１層の上記鉱石原料を還元及び溶解する工程と
    を備え、
    　還元鉄を圧縮成形した還元鉄成形体を含む骨材が上記第１層に混合されており、
    　上記鉱石原料が鉄鉱石ペレットを主原料とし、
    　上記還元鉄成形体の平均塩基度が０．５以下であり、
    　上記鉄鉱石ペレットの平均塩基度が０．９以上である銑鉄製造方法。
  2. 　上記鉱石原料における上記鉄鉱石ペレットの含有量が５０質量％以上である請求項１に記載の銑鉄製造方法。
  3. 　上記鉄鉱石ペレットが自溶性である請求項１に記載の銑鉄製造方法。
  4. 　上記還元鉄成形体の原単位に対する上記鉄鉱石ペレットの原単位の比率Ｒが、下記式１を満たす請求項１、請求項２又は請求項３に記載の銑鉄製造方法。
    Figure JPOXMLDOC01-appb-M000001
     上記式１において、（Ｃ／Ｓ）は平均塩基度、（％ＳｉＯ２）はＳｉＯ２の含有量［質量％］を表す。また、添え字のＨＢＩは還元鉄成形体、Ｐは鉄鉱石ペレットを指す。なお、（Ｃ／Ｓ）ｃｒｉｔｉｃａｌは、ＨＢＩの臨界塩基度を表す。
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