设计年产120万吨制钢生铁的炼铁厂

1、安徽工业大学 炼铁毕业设计说明书 HEBEI POLYTECHNIC UNIVERSITY课程设计说明书 设计题目：设计年产120万吨制钢生铁的高炉学号：201015090502班级：10冶金五姓名：俞占扬导师：刘卫星2014年1月4日目录摘要1ABSTRACT2第一节 绪论31.1概述31.2高炉冶炼现状及其发展31.3高炉生产主要技术经济指标41.4高炉冶炼的主要操作技术措施51.5本设计采用的技术6第二节 工艺计算72.1配料计算72.1.1原料成分计算72.1.2参数设定82.1.3预定生铁成分92.1.4矿石需求量的计算102.1.5生铁成分校核102.1.6渣量及炉渣成分计算112

2、.1.7炉渣性能及脱硫能力的计算112.2物料平衡计算122.2.1风量计算122.2.2炉顶煤气成分及数量计算132.2.3编制物料平衡表152.3热平衡计算162.3.1热收入162.3.2热支出172.3.3编制热量平衡表20第三节 高炉本体设计223.1设定有关参数223.2高炉内型设计223.3风口、铁口设计253.4高炉内衬263.4.1炉底设计273.4.2炉缸设计283.4.3炉腹设计283.4.4炉腰设计283.4.5炉身设计283.4.6炉喉设计293.5 炉体冷却293.5.1冷却目的293.5.2炉底冷却形式选择293.5.3冷却设备选择293.5.4冷却水耗量的计算3

3、13.5.5供水水压323.6高炉承重结构设计33参考文献86致谢87安徽工业大学 炼铁毕业设计说明书摘要本设计建造一座年产180万吨制钢生铁的炼铁厂，力求达到低污染，低能耗，高效率。高炉炼铁是现代获得生铁的主要手段，而高炉是炼铁的主要设备。设计中高炉的主要经济技术指标：年产量P：120×104t焦比：350kg/t煤比：160kg/t综合冶炼强度：1.05t/m3·d高炉有效容积利用系数：2.197t/m3·day本设计说明书高炉设计内容包括绪论、工艺计算（配料计算、物料平衡和热平衡）、高炉炉型设计、厂址的选择、高炉炉顶设备、高炉送料系统、送风系统、煤气处理系统

4、、渣铁处理系统、高炉喷吹系统和炼铁车间的布置等。设计同时借鉴了了国外先进技术和经验，尽量实现高机械化、自动化，并获得最大的经济效益。 关键词：高炉炼铁设计，物料平衡，渣铁处理，热平衡，喷吹，热风炉，煤气处理第一节 绪论1.1概述高炉冶炼是获得生铁的主要手段，它以铁矿石（天然富矿，烧结矿，球团矿）为原料，焦碳，煤粉，重油，天然气等为燃料和还原剂，以石灰石等为溶剂，在高炉内通过燃料燃烧，氧化物中铁元素的还原以及非氧化物造渣等一系列复杂的物理化学过程，获得生铁。其主要副产品有高炉炉渣和高炉煤气。为了实现优质，低耗，高产和延长炉龄，高炉本体结构及辅助系统必须满足冶炼过程的要求，即耐高温，耐高压，耐磨，

5、耐侵蚀密封性好，工作可靠，寿命长，而且具有足够的生产能力我国自1996年粗钢产量突破1亿吨以来，连续稳居第一钢国的位置。2012年我国粗钢产量更是达到7.16亿吨，占全球钢产量的46.3%。虽然多年来我国生铁产量居世界第一位，但是我们应该看到与世界先进国家的差距。目前，我国正在生产的高炉有几千座。近年来，由于生铁铁水供不应求，价格上涨，一些本应该淘汰的500m3容积以下的小高炉，又开始生产。应当承认，小高炉的发展现状，一定程度上阻碍了我国高炉大型化的发展。 在21世纪，我国高炉炼铁将继续在结构调整中发展。高炉结构调整不能简单的概括为大型化，应该根据企业生产规模、资源条件来确定高炉炉容。从目前的

6、我国的实际情况来看，高炉座数必须大大减少，平均炉容大型化是必然趋势。高炉大型化，有利于提高劳动生产率、便于生产组织和管理，提高铁水质量，有利于减少热量损失、降低能耗，减少污染点，污染容易集中管理，有利于环保。所有这一切都有利于降低钢铁厂的生产成本，提高企业的市场竞争力。1.2高炉冶炼现状及其发展（1）炉容大型化及其空间尺寸的横向发展。最近几年来，大型钢铁企业大多采用V有4000m3以上的高炉，中国沙钢拥有世界上最大的高炉，有效容积达5860m3。 （2）精料：精料是改善高炉冶炼的基础，近代高炉冶炼必须将精料列为头等重要措施,精料包括提高入炉况品味，改善入炉原料的还原性能，提高熟料率，稳定入炉原

7、料成分和整粒。（3）提高鼓风温度：提高鼓风温度可以大幅度降低焦比，特别是在鼓风温度比较低时效果更为显著。（4）高压操作：高压操作可以延长煤气在炉内的停留时间，改善煤气热能及化学能利用，有利于高压操作，为强化冶炼创造条件。（5）富氧大喷吹：从60年代起，世界各国都在发展向炉内喷吹燃料的技术，取代部分焦炭。喷吹得燃料有重油、天然气和煤粉等，燃料种类的选择与国家和地区的资源条件有关。目前国内外大多以喷吹煤粉（无烟煤和烟煤）为主。（6）电子计算机的应用：60年代起高炉开始已用计算机，目前已可以控制配料、装料和热风炉操作。高炉冶炼计算机控制的最终目标是实现总体全部自动化控制，但由于目前冶炼技术水平，还难

8、于实现这一目标。1.3高炉生产主要技术经济指标高炉生产主要技术经济指标是衡量高炉生产优劣的参数，因此，现代高炉在冶炼过程中总是尽量提高高炉的主要生产经济技术指标。1综合冶炼强度冶炼强度是指每昼夜每立方米高炉有效容积燃烧的焦碳量，高炉喷吹燃料时，冶炼强度应包括燃烧焦碳和喷吹物折合焦碳的总量，即称为综合冶炼强度。冶炼强度的选择主要应根据原燃料及冶炼条件、同类型的高炉的实际生产指标、鼓风机能力等经过计算、比较后确定。在原燃料相似的情况下，一般较大容积的高炉采用较低的冶炼强度，较小容积的高炉采用较高的冶炼强度。2焦比焦比是指冶炼一吨生铁所需要的焦碳量。焦比可根据设计所采用的原燃料、风温、设备、操作等条

9、件与实际生产情况进行全面分析比较和计算确定。当高炉采用喷吹燃料时，计算焦比必须考虑喷吹物的焦碳置换量。3煤比（Y）。冶炼每吨生铁消耗的煤粉量称为煤比。当每昼夜煤粉的消耗量为QY时，则： Y= 喷吹其它辅助燃料时的计算方法类同，但气体燃料应以体积（）计算。单位质量的煤粉所代替的焦炭的质量称为煤焦置换比，它表示煤粉利用率的高低。一般煤粉的置换比为0.70.9。4高炉有效容积利用系数利用系数是指每昼夜每立方米高炉有效容积生产的生铁量。5休风率休风率是指高炉休风时间占高炉规定作业时间的百分数。休风率反映高炉设备维护的水平。一定的高炉休风率是保证高炉检修以获得安全操作和高指标的途径之一，但是高炉休风率不

10、能过大，否则会降低年产量。本设计选取年工作日为355天。6高炉一代寿命高炉一代寿命是从点火开炉到停炉大修之间的冶炼时间，或是指高炉相邻两次大修之间的冶炼时间。大型高炉一代寿命为1015年。7生铁合格率：高炉生产的化学成分符合国家的规定的合格生铁占生铁量的百分数为生铁合格率。8生铁成本。生产1t合格生铁所消耗的所有原料、燃料、材料、水电、人工等一切费用的总和，单位为元/t。1.4高炉冶炼的主要操作技术措施高炉基本操作制度包括热制度、造渣制度、送风制度和装料制度。高炉冶炼强化的主要途径是提高冶炼强度和降低燃料比，本设计由于采用了现代炼铁新技术，单位容积的产铁量较大，使高炉达到强化生产，其主要措施有

11、精料、提高风温、高压、加湿和脱湿鼓风、喷吹燃料以及高炉生产过程的自动化等。本设计主要操作技术措施如下：（1）采取调节喷吹量来维持稳定的热制度，以保持炉况顺行。（2）采用高炉高碱度渣操作制度，有利脱硫。1.5本设计采用的技术（1） 无钟炉顶和皮带上料 ，布料旋转溜槽可以实现多种布料方式。（2） 本设计采用了陶瓷杯炉缸炉底结构。（3） 高炉喷煤设备。（4） 有余热回收和余压发电装置。（5） 水渣系统采用过滤式。第二节 工艺计算2.1配料计算2.1.1原料成分计算表2-1 原料成分原始资料项目%Fe%Fe2O3%FeO%CaO%P2O5%MgO%SiO2烧结矿58.374.158.358.720.1

12、21.694.76球团矿61.8386.361.500.690.010.606.80天然矿63.9290.410.820.620.030.423.70炉尘40.0845.2210.766.680.164.024.88项目%Al2O3%MnO%TiO2%V2O5%S/2%烧损%烧结矿1.710.390.110.000.0060.00100.012球团矿1.710.181.770.030.022.85102.54天然矿1.620.120.000.000.032.31100.11炉尘2.500.14C=25.560.10.00100.03表2-2 校核后原料成分资料项目%Fe%Fe2O3%FeO%C

13、aO%P2O5%MgO%SiO2烧结矿58.4074.148.358.720.121.694.76球团矿60.0984.221.460.670.010.596.63天然矿63.8590.310.820.620.030.423.69炉尘39.8645.2110.756.680.164.024.88项目%Al2O3%MnO%TiO2%V2O5%S/2%烧损%烧结矿1.710.390.110.000.0050.00100球团矿1.670.171.730.030.022.78100天然矿1.620.120.000.000.032.31100炉尘2.500.14C=25.550.10.00100表2-3

14、焦炭成分固定碳灰分（12.24%）SiO2Al2O3CaOMgOFeOP2O586.056.84.240.260.140.790.01挥发分（1.03%）全硫合计H2OCO2COCH4H2N20.300.300.040.260.130.681000.23表2-4煤粉成分固定碳灰分（10.2%）SiO2Al2O3CaOMgOFe2O3P2O574.315.462.880.220.320.800.52挥发分（15.1%）全硫合计H2OCO2COCH4H2N22.57.72.81.60.50.391000.82.1.2参数设定焦比：350kg/t 煤比：160kg/t 综合焦比：350+160

15、15;0.8=478kg/t铁水温度：1500 炉渣温度：1550 炉尘吹出量：18Kg/t炉顶煤气温度：200 鼓风温度：1200 入炉烧结矿温度：80 直接还原度：0.40 炉渣碱度：1.2鼓风湿度：1.5% 综合冶炼强度：1.05t/d·m3氢的高炉利用率：0.35 被利用氢中参加还原FeO的质量分数a：0.9Si：0.40% S：0.03%C=1.30+2.57t铁水×10-3+0.04Mn-0.35P-0.03Si-0.54S2.1.3预定生铁成分表2-5元素在生铁、炉渣与煤气中的分配率项目FeMnPSVTi生铁0.9980.51.00.80.1炉渣0.0020.

16、50.00.20.9煤气0.00.00.00.050.00.0假设冶炼一吨生铁烧结矿的用量为1350kg，球团矿的用量是150kg，天然矿的用量是100kg。生铁中Si=0.4%,S=0.03%。则：（1）生铁中P按原料带入全部进入生铁计算，则：P=（1350×0.12%+150×0.01%+100×0.03%-18×0.16%+350×0.01%+160×0.52%）×62/142×1/1000=0.11%（2）生铁中Mn按原料带入量的50%计算，则：Mn=（1350×0.39%+150×0.

17、17%+100×0.12%-18×0.14%）×55/71×50%×1/1000=0.22%（3）生铁中的C量为：C=（1.30+2.57×1500×10-3+0.04×0.22-0.35×0.11-0.03×0.4-0.54×0.03）/100=5.10%（4）生铁中的V为：V=150×0.0003×102/182×0.2/1000=5.04×10-6（5）生铁中的Ti为：Ti=（1350×0.11%+150×1.77%）4

18、8/80×0.9/1000=0.22%（6）生铁中的Fe为：Fe=100-（0.4+0.03+0.11+0.22+5.10+0.22）/100=93.92%表2-6预定铁水成分(%)FeMnPSSiTiVC93.920.220.110.030.40.225.04×10-45.102.1.4矿石需求量的计算焦炭带入的铁量：350×0.79%×56/72=2.15kg煤粉带入的铁量：160×0.80%×112/160=0.90kg炉尘带走的铁量：18×（45.21×112/160+10.75×56/72）=7

19、.20kg进入渣中的铁量：939.2×0.002/0.998=1.88kg设需烧结矿X kg/t，球团矿固定150 kg/t，天然矿Y kg/t。根据铁平衡939.2+7.20+1.88=58.40%X+150×60.09%+63.85%Y+2.15+0.90碱度平衡铁水等价带走的SiO2量=1000×0.4%×60/28=8.57kgR= 1.2=由式得X=1379.89kg，Y=77.60kg2.1.5生铁成分校核（1）生铁中含P=(1379.89×0.12%+150×0.01%+77.60×0.03%-18×

20、0.16%+350×0.01%+160×0.52%）×62/142×1/1000=0.11% （2）生铁中含Mn= （1379.89×0.39%+150×0.17%+77.60×0.12%-18×0.14%）×55/71×50%×1/1000=0.22%（3）生铁中含C=（1.30+2.57×1500×10-3+0.04×0.22-0.35×0.11-0.03×0.4-0.54×0.03）/100=5.10% （4）生铁中含V

21、=150×0.0003×102/182×0.2/1000=5.04×10-6（5）生铁中含Ti=（1379.89×0.11%+150×1.77%）48/80×=0.22%（6）生铁中含Fe=100-（0.4+0.03+0.11+0.22+5.10+0.22）/100=93.92%表2-7校核后铁水成分(%)FeMnPSSiTiVC93.920.220.110.030.40.225.04×10-45.102.1.6渣量及炉渣成分计算CaO=350×0.0026+160×0.0022+1379.89

22、×0.0872+150×0.0069+77.60×0.0062-18×0.0668=121.90kgSiO2=350×0.068+160×0.0546+1379.89×0.0476+150×0.068+77.60×0.037-18×0.0488=110.41kgAl2O3=350×0.0424+160×0.0288+1379.89×0.0171+150×0.0167+77.60×0.0162-18×0.025=46.08kgMgO=35

23、0×0.0014+160×0.0032+1379.89×0.0169+150×0.0060+77.60×0.0042-18×0.0402=24.82kgMnO=(1379.89×0.0039+150×0.0018+77.60×0.0012-18×0.0014) ×0.5=2.86kgFeO=93.92×72/56×0.002/0.998=2.42kgS=350×0.0068+160×0.0039+1379.89×0.0001+150&#

24、215;0.0004+77.60×0.0006-18×0.002-1000×0.03%=2.91kgTiO2=(1379.89×0.0011+150×0.0177) ×0.9=3.76kgV2O5=150×0.0003×0.2=0.01kg表2-8炉渣的成分组成CaOSiO2Al2O3MgOMnOFeOTiO2kg121.90110.4146.0824.822.862.423.76%38.6835.0314.627.880.910.771.19组成V2O5SCaO/ SiO2kg0.012.91315.171.2%

25、0.921002.1.7炉渣性能及脱硫能力的计算 将SiO2、CaO、Al2O3、MgO看成四元素换算成100%如下：%SiO2+%CaO+%Al2O3%+MgO=35.03+38.68+14.62+7.88=96.21换算为100%后：SiO2:35.03×100/96.21=36.41CaO:38.68×100/96.21=40.20MgO:7.88×100/96.21=8.19Al2O3:14.62×100/96.21=15.20所以：（R0）=50-0.25(Al2O3)+3(S)- =50-0.25×15.20+3×0.24

26、5-=44.28(R0) =CaO+MgO+FeO+MnO=38.68+7.88+0.77+0.91=48.24(R0)(R0) 所以能保证脱硫2.2物料平衡计算2.2.1风量计算1.风口前燃烧的碳量（1）燃料带入总C量GC总=G焦C焦+G煤C煤=350×0.8605+160×0.7431=420.07kg（2）溶入生铁中的C量GC生铁=1000×0.0510=51.0kg（3）生成CH4的C量：（燃料带入的总碳量约有1%到1.5%与氢化合成甲烷）GC甲烷=1% GC总=1%×420.07=4.20kg（4）炉尘带走的碳量GC炉尘=18×0.2

27、555=4.60kg（5）直接还原消耗的C量锰还原消耗的C量=1000×0.0022×12/55=0.48kg磷还原消耗的C量=1000×0.0011×60/62=1.06kg硅还原消耗的C量=1000×0.004×24/28=3.43kg钛还原消耗的C量=1000×0.0022×24/48=1.10kg铁直接还原消耗的C量=939.2×12/56×0.40=80.50kg故GC直=0.48+1.06+3.43+1.10+80.50=86.57kg（6）脱硫消耗的C量GC脱硫=2.91×

28、;12/32=1.09kg风口前燃烧的碳量GC燃=420.07-51.0-4.20-4.60-86.57-1.09=272.61kg2.风量计算（1） 鼓风中氧的浓度=21%（1-1.5%）+0.5×1.5%=21.44%（2） 风口前碳燃烧消耗的氧=272.61×22.4/24=254.44m3（3） 焦炭带入氧量=350×0.0023×22.4/32=0.56m3（4） 煤粉带入氧量=160×0.008×22.4/32=0.90m3（5） 需鼓风供给的氧气体积为V=254.44-0.56-0.90=252.98m3故V风=252.

29、98/21.44%=1179.94 m32.2.2炉顶煤气成分及数量计算（1） 甲烷的体积由燃料C生成的CH4量=4.20×22.4/12=7.84m3焦炭挥发分中的CH4量=350×0.0004×22.4/16=0.20m3煤粉挥发分中的CH4量=160×0.028×22.4/16=6.27 m3故=7.84+0.20+6.27=14.31 m3（2） 氢的体积由鼓风中水分分解产生的H2量=1179.94×1.5%=17.70m3焦炭水分分解产生的H2量=350×0.0023×22.4/18=1.00m3焦炭挥发

30、分中的H2量=350×0.0026×22.4/2=10.19m3煤粉挥发分中的H2量=160×0.016×22.4/2=28.67m3煤粉水分分解产生的H2量=160×0.008×22.4/18=1.59m3生成甲烷消耗的H2量=4.20×2=8.40 m3炉缸煤气中H2的总量=17.70+1.00+10.19+28.67+1.59=59.15m3参加间接还原消耗的H2量=59.15×0.35=20.70m3故=59.15-8.40-20.70=30.05 m3（3）二氧化碳的体积由矿石和煤粉带入的Fe203的量=

31、1379.89×74.14%+150×84.22%+77.60×90.31%+160×0.8%-18×45.21%=1212.60kg参加还原Fe2O3为FeO的氢气量=20.70×（1-0.9）×2/22.4=0.185kg由氢还原的Fe2O3的量=0.185×160/2=14.80kg由CO还原的Fe2O3的量=1212.60-14.80=1197.80kg故CO2还=1197.80×22.4/160=167.69m3CO还原FeO为Fe生成CO2的量=939.92×(1-0.4-)

32、5;22.4/56=206.62m3焦炭挥发分中的CO2量=350×0.30%×22.4/44=0.53m3煤粉挥发分中的CO2量=160×2.5%×22.4/44=2.04m3故=167.69+206.62+0.53+2.04=376.88 m3（4）一氧化碳的体积风口前碳燃烧生成CO量=GC燃×22.4/12=272.61×22.4/12=508.87m3直接还原生成CO量=86.57×22.4/12=161.60m3焦炭挥发分中的CO量=350×0.3%×22.4/28=0.84m3煤粉挥发分中的C

33、O量=160×7.7%×22.4/28=9.85m3间接还原消耗的CO量=206.62+167.69=374.31m3故=508.87+161.60+0.84+9.85-374.31=306.85m3（6） 氮气的体积鼓风带入的N2量=1179.94×（1-1.5%）×79%=918.17 m3焦炭带入的N2量=350×0.13%×22.4/28=0.364m3煤粉带入的N2量=160×0.5%×22.4/28=0.64m3故=918.17+0.364+0.64=919.17 m3由以上结果可得煤气成分表，见表2-

34、8表2-9煤气成分表成分CO2CON2H2CH4m3376.88306.85919.1730.0514.311647.26%22.8818.6355.801.820.871002.2.3编制物料平衡表（1） 鼓风量的计算每立方米鼓风的质量为风风= =1.28g/m3G风=V风×风=1179.94×1.28=1510.32kg（2） 煤气质量的计算煤气=1.387kg/m3所以煤气的质量G煤气=V煤气×煤气=1647.26×1.387=2284.74kg（3） 煤气中的水分氢气参加还原生成的水分量=20.70×2/22.4×18/2=1

35、6.63kg则G=16.63kg由以上计算结果编制物料平衡表，见表2-9表2-10 物料平衡表收入项支出项组成质量/kg百分数%组成质量/kg百分数%烧结矿1379.8938.04生铁100027.51球团矿1504.13炉渣315.178.67天然矿77.602.14煤气2284.7462.86焦炭3509.65煤气水分16.630.46煤粉1604.41炉尘180.50鼓风1510.3241.63总计3627.81100总计3634.54100校核误差：0.3%故符合要求2.3热平衡计算2.3.1热收入 （1）碳素氧化放热碳素氧化为CO2放出热量的计算：碳素氧化为CO2的体积为：= - =

36、376.88-2.04-0.53=374.31m3=×33436.2×12/22.4=374.31×33436.2×12/22.4=6704734.30kJ其中：33436.2为C氧化为CO2的反应热碳素氧化为CO放出热量QCO的计算：碳素氧化为CO的体积为：VCO氧化=VCO煤气-VCO挥发=306.85-0.84-9.85=296.16m3QCO= VCO氧化×9840.6×12/22.4=296.16×9840.6×12/22.4=1561281.48kJ其中：9840.6为C氧化为CO的反应热由上述计算可得

37、：QC= QCO2 +QCO=6704734.30+1561281.48=8266015.78kJ（2）鼓风带入的热量Q风Q风=V风×(1-)×+ V风××=（1-1.5%）1179.94×1708.9+1179.94×1.5%×2110.5=2023507.43kJ-1200下空气的热容量-1200下水蒸气的热容量（3） H2氧化成H2O放出的热量H2氧化成H2O放热为13454.09kJ/kgQ水=16.63×13454.09=223741.52kJ（4）CH4生成热生产1kgCH4产生的热量为4709.56k

38、J=×4709.56×16/22.4=14.31×4709.56×16/22.4=48138.43 kJ（5）炉料物理热Q物80时烧结矿和球团矿比热容为0.6740 kJ/kgQ物=（1379.89+150）×80×0.6740=82491.67 kJ故Q收=8266015.78+2023507.43+223741.52+48138.43+82491.67 =10643894.83 kJ2.3.2热支出（1）氧化物分解吸热Q氧分Fe的氧化物分解吸热GFeO=1379.89×8.35%+150×1.46%+77.60

39、×0.82%+350×0.79%-18×10.75% =118.88 kJ=1379.89 ×74.14%+150×84.22%+77.60×90.31%+160×0.80%-18×45.21% =1212.60kg入炉矿石中FeO一般有20%到35%以2FeO·SiO2形态存在（取20%），其余以Fe3O4存在。=GFeO×20%=118.88×20%=23.78kg=118.88×80%=95.10kg=95.10×160/72=211.33kg=-=1212.

40、60-211.33=1001.27kg=+=95.10+211.33=306.43kg因为2FeO·SiO2的分解热为4078.25 kJ/kgFe3O4的分解热为4803.33 kJ/kgFe2O3的分解热为5156.57 kJ/kg故=23.78×4078.25=96980.79kJ=306.43×4803.33=1471884.41 kJ=1001.27×5156.57=5163118.84kJ故QFe分=96980.79+1471884.41+5163118.84=6731984.04Mn氧化物分解吸热由MnO分解产生的1kgMn吸热7366.0

41、2kJ=0.22%×1000×7366.02=16205.24kJSi氧化物分解吸热由SiO2分解产生的1kgSi吸热31102.37kJ=0.4%×1000×31102.37=124409.48kJP氧化物分解吸热由P2O5分解产生1kgP吸热35782.6kJQP分=0.11%×1000×35782.6=39360.86kJ因此氧化物分解吸热Q氧分=QFe分+ QP分=6731984.04+16205.24+124409.48+39360.86=6911959.62kJ（2）脱硫吸热设烧结矿中S以FeS存在，脱出1kgS吸热835

42、9.05kJQ脱S=GS渣×8359.05=2.91×8359.05=24324.84 kJ（3）碳酸盐分解吸热=0.62% ×77.60×22.4/56=0.19m3=0.42%×77.60×22.4/40=0.18m3所以Q碳酸分=0.19×44/22.4×4048+0.18×44/22.4×2489 =2390.81kJ其中，CaCO3和MgCO3分解每产生1kgCO2吸收的热量分别为4048kJ和2489kJ（4） 水分解吸热=V风×0.015×13454.1

43、5;18/22.4=1179.94×0.015×13454.1×18/22.4 =191350.82kJ（5） 铁水带走的热量铁水带走的热量为1259.85kJ/kgQ铁水=1000×1259.85=1259850kJ（6） 炉渣带走的热量炉渣带走的热量为1910.26kJ/kgQ渣=315.17×1910.26 =602056.64kJ（7） 煤粉分解吸热煤粉分解吸热1048kJ/kgQ煤粉=160×1048 =167680kJ（8） 炉顶煤气带走的热量200以下煤气各种气体的比热容见表如下表2-11煤气中各气体的比热容组分N2CO

44、2COH2CH4H2O比热容kJ/m31.2841.7771.2841.2781.6101.605干煤气带走的热量Q干煤气=（1.777×376.88+1.284×306.85+1.284×919.17+1.278×30.05+1.610×14.31）×200=461073.69kJ煤气中水带走的热量=1.605×16.63×22.4/18×(200-100)=3321.57kJ故Q煤气=Q干煤气+=461073.69+3321.57=464395.26kJ（9） 炉尘带走的热量炉尘比热容为0.7542k

45、J/kgQ炉尘=G尘×0.7542×200=18×0.7542×200=18×0.7542×200=18×0.7542×200=2715.12kJ则Q出=Q氧分+Q脱S+Q碳酸分+Q铁水+Q渣+Q煤粉+Q煤气+Q炉尘+Q喷=6911959.62+24324.84+2390.81+191350.82+1259850+602056.64+167680+464395.26+2715.12+167680=9626723.11kJ由上可得：冷却及炉壳散热热损失Q损=Q收-Q出=10643894.83-9626723.11=1

46、017171.72kJ2.3.3编制热量平衡表根据以上计算结果，列出热量平衡表，见表2-11表2-12热量平衡表热收入热量/kJ百分数%热支出热量/kJ百分数%碳素氧化放热8266015.7877.60氧化物分解吸热6911959.6264.94热风带入热量2023507.4319.01脱S吸热24324.840.23氢气氧化放热223741.520.45水分解吸热191350.821.80甲烷生成热48138.430.78铁水物理热125985011.84炉料物理热82491.672.10炉渣物理热602056.645.656煤气物理热464395.264.36喷吹物分解热1676801.5

47、8炉尘物理热2715.120.02碳酸盐分解吸热2390.810.02冷却及热损1017171.729.554总计10643894.83100总计10643894.83100热利用系数KT=总热量收入-（煤气带走的热+热损失） =100%-（4.36%+9.554%） =86.086%碳利用系数KC= = =67.83%第三节 高炉本体设计3.1设定有关参数综合冶炼强度：1.05t/m3.d; 年均工作日：347天；年产量：P =120×104t 每昼夜出铁次数n=103.2高炉内型设计 （1）确定容积VU日产量= P/347=3458.2t燃料比K=350+160×0.8

48、=478kg/t有效容积利用系数V=I/K=1.05/0.478=2.197t/m3.day有效容积：VU=/V=864.6m3取VU=864m3（2）炉缸尺寸炉缸的直径d=0.4087VU0.4205=0.4087×864.60.4205=6.43m表3-1不同炉容的Vu/A炉型大型中型小型Vu/A222815221013校核：VU /A=26.15本设计为大型高炉，结果在允许值范围内，故校核无误。取e=1.2，C=0.55，=7.1t/m3，则渣口高度hZ=1.27=1.27=1。674m取风口、渣口中心线的高度差为a=1.3m，安装风口的结构尺寸b=0.44m，则炉缸高度为h1

49、=hz+a+b=1.76+1.3+0.44=3.5m(3) 死铁层厚度取h0=1.5m（4） 炉腰直径D、炉腹角、炉腹高度h2和HU选取D/d=1.09，则D=1.09×6.4=7.04m选=81°30，则炉腹高度h2=（D-d）tan=（11.6-10.6）tan81°30=1.7m校核：=tan-1 = tan-1 =81°06 选HU /D=3 则HU =3×7=21m（5） 炉喉直径d1,炉喉高度h5取d1/D=0.65，则d1=0.65×11.6=7.5mh5=0.3527VU0.2446-28.3805VU-0.7554=

50、0.3527×2307.880.2446-28.3805×2307.88-0.7554=2.3m（6）炉身角、炉身高度h4、炉腰高度h3选取=84h4=tan=tan84°=12.0m因此h3=HU-( h1+ h2+ h4+ h5)=21-（3.5+1.7+12+2.0）=1m(7) 校核炉容V1=d2×h1=112.54m3V2=h2(D2D·dd2)=59.95 m3V3=D2·h3=54.35 m3V4=h4(D2D·d1d12)=316.36 m3V5=d12·h5=31.79 m3VU=V1V2V3+V

51、4V5=574.99 m3误差：=0.156% 符合要求3.3风口、铁口设计 1风口设计（1）风口数n及风口直径的计算n=2（n+2）=2（6.4+2）=17个，取n=16取风速160m/s,则风口直径df=0.15m（2）风口结构和形式风口也称风口小套或风口三套，是送风管路最前端的部件。它位于高炉炉缸上部，成一定角度探出炉壁。风口装置由风口大套、二套和小套组成。风口大套一般用铸铁或铸铜制成，内有蛇形无缝钢管通水冷却，用法兰盘与炉壳联结。高压高炉的风口大套与炉壳焊接。风口二套和小套常用紫铜铸成空腔式结构，空腔内通水冷却。风口二套靠固定在炉壳上的压板压紧，小套由直吹管压紧。风口三个水套之间均以摩

52、擦接触压紧固定。因此，接触面必须精加工，以避免漏气。风口小套的通风道一般为锥状，其直径应根据操作风速来确定。有些为了满足高炉操作的需要，也有设计成向下倾斜的或椭圆形的风口小套通风道。 直吹管的端头与风口密合装配在一起。风口装置不仅要求密封性好、耐高温和隔热，而且要求拆换风口水套方便、迅速，避免影响高炉操作风口的破损机理：风口破损主要是因为渣、铁对风口的熔蚀作用，其次是风口被磨损和龟裂破坏。部位一般为风口伸入炉内部分的前端上缘和下缘，中部破损占极少数。 为了提高风口使用寿命，提出如下措施：1、提高材质。采用含铜99.5%的贯流式风口，使导热能力大为提高，降低了高温渣铁对风口的熔蚀作用。 2、使用

53、贯流式风口。由于其不同于其它风口的水道结构，使低温水首先进入高温区，而且由于水道前端截面积最小，所以水速最高，加强了前端的换热能力。而冷却水到了后端时，由于水道截面积增大、水速减慢、水温升高、热交换减弱，从而减弱了由于风口冷却使风温降低的作用。 3、提高冷却水质量和增加水速。使用纯水密闭冷却，不产生水垢，保证了风口壁良好的导热能力。风口压力提高到1.01.4MPa水速提高到14m/s以上。这些都大大改善了风口的传热效果延长了风口寿命。 4、加强风口监测。在风口前端焊接热电偶，以监测风口温度。在每个风口进出水管上各安装一个双管式电磁流量计，当排水量低于设定值的下限时，立即报警，保证了风口安全工作

54、。近年来国内外一些大型高炉由于减薄了内衬，增加了风口数，多采用2个水套，使风口结构简化和减轻重量。本设计也采用这种形式：风口小套及二套用青铜铸件，其成分为铜97.8%、锡1.5%、铁0.7%铸件壁厚为 图3-1 风口套 图3-2 铁口套810mm，其结构如图（3-1）所示。2铁口设计铁口装置主要是指铁口套。铁口套的作用是保护铁口处的炉壳。铁口套一般用铸钢制成，并与炉壳铆接或焊接。考虑不使应力集中，铁口套的形状一般做成椭圆形，或四角大圆弧半径的方形。确定高炉铁口数目的主要因素是高炉日产铁量，根据现在高炉设置铁口数目的情况来看，大致为每天出铁3000吨以下的设置铁口一个；30005000吨的设置铁

55、口两个；50008000吨设置三个铁口；本设计高炉日出铁量5070吨，所以取三个铁口。铁口套与炉壳采用铆接，铁口套采用椭圆形铸件，材质为ZG25，其结构如图（3-2）所示。3.4高炉内衬内衬主要是直接抵抗冶炼过程中的机械热力，化学侵蚀，保护炉壳和其它金属结构，减少热损。炉衬质量的好坏与砌筑的状况直接影响高炉的寿命。内衬设计的原则有：（1）利用冶炼本身的特点、耐火砖性质、冷却设施以及他们的整体性，并借助合理冷却制度延长炉龄；（2）根据炉体各部分工作条件及侵蚀机理选用耐火材料及冷却方式。（3）考虑可能有的侵蚀程度，使被侵蚀的内衬所形成的炉型合理。炉缸、炉底承受高温、高压、渣铁冲刷侵蚀和渗透作用，工

56、作条件非常恶劣。炉缸、炉底是高炉重要部分，被侵蚀破坏程度是决定高炉大修的关键。3.4.1炉底设计炉底采用碳砖，为了防止碳砖在烘炉和开炉时被氧化,在碳砖表面应砌一层粘土砖保护层.为吸收砌体膨胀,砌体与周围冷却壁之间应留100150缝隙,缝隙内填满碳素捣打料,炉壳的圆锥体部分的缝隙应取较大值,以便碳捣操作,保证质量,同时防止砖衬膨胀产生对炉壳的推力,避免炉壳开裂而泄漏煤气. 本设计采用陶瓷杯炉缸炉底结构，它是在炉底碳砖和炉缸碳砖的內缘砌筑一高铝质杯状刚玉砖砌体层。陶瓷杯下铺8层碳砖，每层400mm。 碳砖砌筑在水冷管的炭捣层上。其厚度计算如下：1）铁口中心线到侵蚀最深处：S1=（T0T1）/q其中：T0为铁口中心线铁水温度：1490T1铁水凝固温度：1150为铁水导热系数：62.7KJ/m·h·q为陆地中心通过死铁层的垂直热流强度：8199KJ/m3·h所以：S1=（1490-1150）×6