冶金工程毕业论文-2200m3炼铁高炉设计

II绪论从能源的储备量来看，我国与世界范围内的很多国家都存在着较大的差距，所以我国在不影响社会发展与经济进步的情况下，在资源利用方面往往遵循的都是节约原则。想要达到可持续发展的目标，就必须要落实好基点的位置，然后对以往传统的高炉设计原理进行重新的调整与优化，在条件允许的范围内选择更加现代化的技术与工艺进行高炉结构设计，这对于我国的能源使用以及社会的可持续发展都将带来巨大的积极作用。当前，在大部分设计高炉的情况下，采用的都是气体动力学的原理，而高炉的生产能力以及给相关行业带来的经济效益，很大程度上取决于其设备的运作能力以及高炉整体的透气性，所以这也就意味着在高炉设计的过程中，要将更多的注意力集中在透气性以及整体运作能力上，这样设计出来的高炉才能够得到更加广泛的应用，并发挥出更大的价值。假设当前的燃料基础不变，那么功能比较好的高炉炉腹煤气量指数一般都是在每分钟65m左右，上下浮动不超过5m。当然，这一指数目前来说还只是一种新的理念，所以我国在这一方面的研究并不深入。在不考虑实际因素的情况下，每一个高炉都应该有与之对应的炉腹煤气指数。在煤气非常充裕且具备通过能力时，就可以有效地提高这一指数，那么此时整个高炉的运作能力也就会得到提升。从实际情况来看，在高炉运作的过程中，透气性必然会受到一些因素的阻碍，那么此时就会产生透气阻力系数值这一指标。该指标的大小很大程度上会直接决定高炉的炉腹煤气量，前者越大，后者越稳定，反之就会有比较大的波动。还有就是高炉的冶炼能力又取决于单位生铁炉腹煤气，二者之间是相反的关系，也就是说想要提高冶炼能力就必须要减少生铁炉腹煤气。从最终的生产结果以及带来的经济效益来说，冶炼能力就显得非常重要，只有在冶炼能力得到保证的情况下才可以让高炉创造出更加的价值，并带来更多经济效益，生产操作过程中产生的成本以及消耗就会得到控制，过程的稳定性与安全性也基本得到了保证。但这一理论也只是近几年来才诞生的，且与过往的生产理念之间有着很大的差别，这也就说明在当前设计高炉的过程中，无法完全沿用传统的设计理念，甚至两种理念之间还会有相悖的地方。高炉炉体设计思路高炉炉型设计在高炉的内部结构当中，截面被称为是高炉炉型。在高炉冶炼的过程中，实际上就是炉料和内部气流之间的热传递过程，所以想要保证反应的速度与质量，就必须要在高炉运作的过程中提供源源不断的燃料与气流，创造出良好的热传递空间。还有就是炉型在某种程度上也会影响到最终的冶炼效果，所以在设计的过程中也要做好炉型的设计。在设计炉型的过程中，可采取的方式主要包括以下几种，但具体使用哪一种还需要视情况而定，或者是组合使用：参考现有的高炉炉型计算方法，确定炉型各部位基本尺寸及各项比例关系；在设计之前对国外的优秀设计或者是文献资料进行参考与分析，在此基础上对本国的炉型进行优化与调整，以此提升整个高炉的运作效率；对国外一些比较先进的设计进行总结与分析，在此基础上选择更符合我国使用的高炉设计方案进行设计；依照生铁的产量确定高炉设计过程中的内部容积，这里提到的容积表示的是有效容积，在确定了这一数据之后才可以陆续确定其他高炉设计过程中的尺寸要求；因为高炉炼铁是非常复杂的物理化学变化过程，为此炉型设计要适应冶炼的需要。除了要考虑功能上的需求之外，还需要考虑到使用寿命的问题，如若使用寿命非常短暂，那么就会影响到每一次的冶炼效率，还会在一定程度上增加更多的成本消耗。反之，如若高炉的使用寿命能够达到预期效果，那么不仅会节省很多成本，还会在一定程度上保证冶炼的质量以及产品的优质性。在社会不断发展，技术不断优化的时代背景下，高炉设计的技术以及理念都在不断发生变化，对炉型设计的要求与衡量指标也越来越多，包括稳定性、安全性、操作可行性、耐腐蚀性等，这些都需要在设计的过程中全面考虑到，也只有所到了更多因素的考量，才能够设计出一款功能更加完善，可操作性更强的高炉。高炉框架体系当前，国内的高炉内部结构的构成要素主要分为三个部分，第一是框架，第二是炉体，第三就是顶部的结构设计。就以整个框架结构的设计来说，其又可以细分为上下部框架等要素。在传统的框架结构设计过程中，一般都会采用以下三种方式：第一是让下部框架柱与基础刚相接，但整体的工艺相对来说比较复杂，实际使用过程中会比较耗时。第二是从上部框架的角度出发，让其与下部结构之间以铰接的方式连接。这种设计方式能够让炉体生产过程中产生的大量弯矩传递到两根杆件上，单个杆件承受的压力大大减少，下部柱子的负担也会相应地减少，此时炉内部的荷载分布就会更加合理。最后一种就是上下两部分采用不同的方式进行连接，这种方式在使用的过程中，一般会在炉子内部采用钢管混凝土，整体的稳定性会更强一些。所以综合这些方式的优劣势，在考虑到本文设计的需求之后，最终确定的方案是让炉体框架柱与基础铰接，上下部框架之间是用刚接的方式，而下部框架柱之间的平台梁等的连接都使用钢管混凝土。炼铁工艺计算原始数据矿石量：烧结矿：球团矿：生矿=6:2:2焦炭成分：FeO0.83%，Al2O35.4%，SiO26.38%，C83.8%煤炭成分：FeO0.72%，Al2O35.29%，SiO25.59%，C78.99%矿石成分的补齐计算烧结矿的成分包括：Fe、P、S、Mn、F五种元素和FeO、CaO、SiO2、Na2O、MgO、k2O、Al2O3等的化合物。补齐成分的计算：P2O5的计算P2O5=P×142/62FeS的计算FeS=S×88/32MnO的计算MnO=Mn×75/55Fe2O3计算Fe（FeO）=FeO×56/72Fe（FeS）=FeS×56/72Fe2O3的含量Fe2O3=Fe（Fe2O3）×160/112Fe2O3中铁的含量Fe（Fe2O3）=TFe-（Fe（FeO）+Fe（FeS））CaF2的计算CaF2=F×78/38以上所示的就是构成烧结矿的不同成分，基于此可以顺势推断出球团矿的构成成分，除生矿之外，其余部分的计算方式基本一致。矿石成分的平衡计算在不考虑其他因素的情况下，矿石成分即便是在补齐之后，相加之和也不会达到100%，所以要尽可能地平衡这一误差，最大程度地靠近100%。计算式如下：式中n1···平衡前的各项成分含量，%；n2···平衡后相应项成分含量，%。平衡后，以生矿：球团矿：烧结矿=2:2:6为标准调配成混合矿。表3-1原料成分（%）TFePMnSFFe2O3MnOMnO2P2O5FeSFeS2烧结矿补齐53.20.060.780.060.4066.291.000.150.16平衡66.931.010.150.16球团矿补齐61.10.070.040.030.0584.530.050.170.08平衡87.980.050.170.08生矿补齐65.30.050.160.020.0391.260.2610.110.039平衡93.780.2680.110.040混合矿58.30.060.480.080.2676.330.620.050.150.120.008硅石1.08石灰石补齐0.010.031.550.01平衡1.550.01续表3-1原料成分CaF2FeOCaOSiO2MgOAl2O3RxOyk2ONa2OCO2∑0.8298.6010.96.652.280.4890.980.2890.35099.0350.8368.6811.16.712.300.4940.980.2920.353100.000.1152.400.748.150.0110.3870.030.1000.19397.0150.1182.470.768.400.1210.3400.030.1030.199100.000.0601.870.052.710.020.8070.01397.3170.0621.910.052.790.130.8290.013100.000.5386.086.866.261.430.540.600.1980.252100.001.5696.00.072.21100.0054.90.390.0900.1743.2899.47454.90.390.0900.1743.30100.00表3-2焦炭成分固定碳灰分（13.57%）其余%SiO2Al2O3CaOMgOFeOFeSP2O5COCO2CH4H2N2083.886.385.400.800.010.830.050.100.490.150.150.100.08表3-3成分分析（%）有机物全硫游离水HNS0.5000.2490.7710.7893.700表3-4煤炭成分（%）CHONSH2O灰分（12.37%）SiO2Al2O3MgOCaOFeO78.992.394.030.740.580.905.585.290.210.560.71配料计算已知条件冶炼的原料、燃料；冶炼生铁，规定成分[Si]=0.6%，[S]=0.04%；（3）冶炼焦比k=450kg，煤比=90kg；（4）炉渣碱度R=CaO’/SiO2=1.00式中CaO’是自由CaO含量；（5）氧的利用率ηH2=35%，Fe的直接还原度Vd=0.46；（6）炉顶温度200°C，高炉使用冷烧结矿；（7）热风的温度1000°C；表3-5元素在生铁，炉渣以及煤气中的成分（%）FeMnSP生铁η0.9980.50001.00炉渣μ0.0030.50000煤气λ000.050吨铁的矿石用量燃烧带入铁的计算：生铁成分：表3-6生铁成分（%）FeSiCMnPS∑95.020.603.830.3850.110.04100.00溶剂用量分子部分=1.00×（1624.627×6.265+450×0.38+90×5.59-2140×0.6）/100-（1624.627×6.81+450×0.8+90×56）/100=-18.995由于结果小于零，所以在炉料里面CaO比较多，在炉料中添加酸性溶剂硅石，同时也需要要把硅石的成分带入分母计算。分母部分=（0.164-96.00×1.00）/100=-0.957Ф=-18.995/-0.958=19.827溶剂及成分的计算渣中的硫含量：（1-λS）∑S-10[S]∑S：冶炼时由炉料带进高炉的硫λS：硫在煤气中的含量CaO渣=（1624.627×6.806+450×0.8+19.829×0.165+90×567)/100=114.709kgSiO2渣=（1624.627+450×0.38+19.827×96+90×5.585）/100-10×0.6×30=114.67kgAl2O3渣=（1624.6270.542+90×5.29+450×5.4+19.857×2.212）/100=23.890kgS渣=（1-0.05）（1624.627×0.085+450×0.789+90×0.58）/100=4.780kgMgO渣=（1624.627×1.43+450×0.1+19.83+90×0.22）/100=23.894kgMnO渣=1624.627×0.5×71×0.005/55=5.04kgFeO渣=10×95×0.003×72/（0.997×56）5.043kg=3.676kgk2O渣=1624.627×0.197/100=3.216kgNaO渣=1624.627×0.761/100=4.091kgCaF2渣=1624.627×0.547/100=8.741kgRxOy渣=1624.627×0.61/100=975kg表3-7炉渣成分CaOSiO2Al2O3SMgOMnOk2ONaOCaFRxOyFeO∑数量/kg114.70114.6723.8904.78023.8945.043.2164.098.7419753.676316.45成分/%36.236.27.51.57.61.61.01.32.83.11.2100.0炉渣性能校核：炉渣实际碱度：CaO/SiO2=114.70/114.67=1.0003炉渣脱硫分配系数：Ls-2×0.728/0.085=17.13物料平衡计算鼓风湿度假定加入高炉的碳量的1%生成CH4。在30°C时水的饱和蒸气压为5.70mmHg，28°C时水的饱和蒸气压为：5.194+0.8×（5.689-5.294）=5.507相对湿度：53%，大气压：676mmHg实际的水蒸气压=（5.507×53%×676）/760=2.70mmHg这时单位立方空气含有的水蒸气为：单位立方的空气带有的水蒸气质量为：’=2.85/（1-0.00124×2.85）=2.86g/m3鼓风湿度为：2.85×0.00124=0.0035鼓风量的计算加入燃料的可燃量Cf：Cf=（k·Ck+M·Cm）/100=（450×89.8+90×79.0）/100=488.6kg甲烷生成的耗碳量CCH4：CCH4=448.6×0.01=4.49kg生铁渗碳Cc：Cc=10[C]=10×3.83=38.30kg吨铁氧化的碳量Co：Co=Cf-CH4-Cc=488.6-4.49-38.30=405.8kg其他的耗碳量：Cda=10（[Si]×24/28+[P]×60/62[Mn]×12/55+）+S(渣)×12/32=10（0.6×24/28+0.11×60/62+0.39×12/55）+4.78×12/32=8.6kg铁直接还原耗碳量：CdFe=10×[Fe]×rd×12/56=10×0.45×95×12/56=91.6kg风口前燃烧的碳量：Cb=Co-Cda-CdFe=405.8-8.6-91.6=305.3kg风口前碳量占的比例：Cb/Cf=305.3/448.6=68.05%假定鼓风中的富养量fo=0.02，富养纯度为99%：=fo/（a-0.21）=0.02/0.99-0.21=0.025在这种情况下，鼓风中的含氧量为：O2b=0.21+（a-0.21）+0.80=0.21+（0.99-0.21）×0.026+0.79×0.004=0.231m3鼓风量Vb：Vb=22.4Cb/24.O2b-M（Om+16×H2Om/18）/32×22.4/O2b=22.4×305.3/(25×0.231)-90(0.04+0.009×16/18)/32×22.4/0.23=1220.3m3鼓风气体密度ρg：Ρg=1.288-0.49×0.0035+（0.179×0.99-0.038）×0.026=1.291kg/m3吨铁鼓风质量Gb：Gb=Vb·ρg=1220.24×3×1.291=1575.3kg煤气组成以及煤气量的计算（1）CH4的计算VCH4=22.4×k×CH4/1600+22.4×CH4/12=22.4×0.15×450/1600+22.44.5/12=9.33m3（2）H2的计算VH2=∑H2-H2r-H2CH4鼓风湿风分解的氢气量：V鼓=1220.24×0.0035=4.30m3燃烧带入的氢量：V燃=[450×(0.0015+0.005)+90(0.009×2/18+0.0239)]×11.2=(2.241+2.96×)×11.2=57.90m3进入高炉的氢气量∑H2：∑H2=4.30+57.90=62.20m3生成甲烷所消耗的氢气量为VCH4:VCH4=4.5×22.4×/6=62.13m3假定有35%的氢气参加还原，还原氢气量为H2rH2r=∑H2×35%=62.13%=21.8m3进入煤气的氢气量为VH2：VH2=62.13-16.76-21.8=23.57m3高炉中氢气还原度Vi：（3）CO2的计算VCO2=22.4×（CO2还+CO2料）/44CO2还=44×（A·Fe2O3/160+A×MnOA/87）/100+Fe×（1-γd（H2））×44/56=44×（1624.6×76.3/160+1624.6×20.054/87）/100+950.3×（1-0.45-0.06）×44/56=705.85kgCO2料=[A·CO2+k·CO2k·Ф·CO2Ф（1-α）]/100VCO2=22.4×（0.68+705.85）/44=359.7（4）CO的计算风口前燃烧生成的CO：VCO风口=305.3×22.4/12=569.8m3其他直接还原生成的CO：VCO其他=8.85×22.4/12=16.5m3生产铁直接还原生成的CO：VCO铁=91.6×22.4/12=171.1m3CO=569.8+16.5+171.1=757.4m3焦炭带入的CO：VCO焦炭==450×0.0049×22.4/28=1.76m3进入煤气的CO总量：VCO=757.4+1.76-705.8/44×22.4=399.85m3（5）N2的计算鼓风带入N2量：VN2鼓风=1220.24×（1-0.0035）×0.79=960.6m3焦炭带入N2量：VN2焦炭=[450×(0.00086+0.00249)+90×0.0074]×22.4/28=1.430m3表3-8煤气成分CO2COH2CH4N2∑体积m3359.7399.823.69.33962.11754.5含量%20.522.81.350.5354.8100鼓风量与鼓风量体积之比为：Vg/Vb=1754.5/1220.24=1.44煤气密度ρ煤：生产吨铁煤气量Gg：Gg=1754.52×1.378=2417.73kg煤气中水的计算还原生成的水：m还原水=21.75×18/22.4=17.48kg焦炭带入的游离水：m焦炭=450/（1-0.037）×0.037=17.29kg进入煤气中的水：m煤气=17.48+17.29=34.77kg考虑炉料的机械损失，实际入炉量矿石量=1624.63×1.03=1673.4kg焦炭量=467.29×1.02=476.6kg矿石量=19.83×1.01=20.0kg因此，炉尘量：m=（1673.4-1624.6）+(476.6-467.3）+（20.0-19.8）=58.6kg计算平衡误差表3-9物料平衡表物料收入物料支出项目数量kg项目数量kg矿石1673.4生铁1000.00焦炭476.6炉渣328.50煤粉90.00煤气2417.90硅石20.03媒中水34.07鼓风1575.3炉尘58.56总计3835.63838.4绝对误差=3835.6-3838.4=-0.28相对误差=-0.28/3835.6=-0.0073%热平衡计算热收入鼓风带入热量：查表可知1100°C时，空气热容量为37.5kcal/m3水蒸气热熔量为:457.6kcal/m3。吨铁消耗风量为：1220.24m3，喷吹煤粉用的压缩空气按1%考虑，所以由鼓风带入高炉的热量为:Qs1=4.18×1220.24×[357.1×(1-0.0035)+457.6×0.0035]×0.99=1895562kJ碳素氧化热由还原反应生成的CO2：VCO2=705.85×22.4/44m3碳量：氧化成CO的碳量为：碳素氧化热：Qs2=4.18×(192.5×7980+213.26×2340)=8434527kJ氧化氢气和甲烷生成的热量氢气参加还原生成的水量：H2O=17.48kJ，氢气参加还原生成CH4耗碳：CCH4=4.49kJ。这两部分的热量为：Qs3=4.18×（3211×17.48+1124×16×4.49/12）=262734kJ成渣热Qs4=4.18×270[(0.00165+0.0076)×19.8+(0.0006+0.0013)×1625]=750.7kJ由于冷却的原因，炉料的带入热忽略，所以总热量：Qs=1895562+8434527+262734=10593683kJ热支出氧化分解耗热量：A.烧结矿以及球团矿中的FeO以硅酸铁形式存在的量：FeO（硅）=1624.63×（0.08682×0.6+0.02472×0.2）×0.2=18.53kgFe2O3形态的FeO量：Fe2O3（磁）=80.33×160/72=178.5kg矿石带入的Fe2O3量：Fe2O3=178.5+80.3=258.8kg矿石带入FeO量：FeO=0.0083×450+0.0071×90=4.38kJ进入渣的FeO的量为3.68kg应分解硅酸铁中FeO的量：FeO（硅酸铁）=18.53+4.38-3.68=19.23kg铁氧化物分解耗热量：Qd=4.18×(19.23×937.3+1146.4×258.84+1230.7×1061.6)=6776906.8kJB.Qd2=4.18×(341.1×0.00054×1624.8+1758.5×0.39×0.6+7423.2×0.6×10+8540×0.11×10)=243891.8kJQd2为其他的氧化物耗热。氧化物分解好热量：Qd1=6776906.8+243891.8=7020798.7kJ水分解耗热量Qd2=4.18×（1220.24×2580×0.0035+90×.0009×3211）=56930.3kJ（3）脱硫耗热量：Qd3=4.18×1995×4.78=39861.0kJ喷吹煤粉分解耗热量：Qd4=4.18×250×90=94050.0kJ（5）游离水蒸发耗热量：Qd5=41.8×17.29×620=44808.8kJ（6）铁水带走的热量：Qd6=4.18×1000×280=1170400kJ（7）炉渣带走的热量：Qq7=4.18×328.5×415=569817.7kJ（8）煤气带走的热量：表3-10当炉顶的温度达到250°C时，各组分的热含量（%）CO2COH2CH4N2H2O85.462.862.287.462.872.8干煤气带走的热量：Qd8.1=4.18×（359.7×85.4+399.8×628+62.2×23.62+9.33×87.4+962×62.6）=494642.6kJ煤气中水蒸气带走的热量：Qd8.2=4.18×[21.75×72.8+22.4/18×17.29×（72.8-36.0）=9928.4kJ炉尘带走的热量：Qd8.3=4.18×200×58.56×0.17=8322.6kJ煤气带走的热量：Qds=8322.6+494642.6+9928.4=512893.6kJ（9）溶剂分解耗热量：由于硅石中没有CO2，所以溶剂分解为零。（10）热损失Qd总=7020798.7+56930.3+3986.9+94050+48808.8+1170400+512893.6+569817.7=9509560.0kJ高炉的热损失：Q失=Qs-Qd=10593683.4-9509560.0=1084123.4kJ热损失损失的比例：计算热平衡指标表3-11热平衡表热收入热支出项目kJ%项目kJ%碳素氧化热8434627.279.6氧化物分解热7020798.766.3鼓风物理热1895562.017.9脱水耗热量39860.90.38氢氧化放热262742.52.49水分解耗热5690.30.54炉料物理热00游离水分解热44808.80.42成渣热750.70.01喷吹分解耗热94050.00.89铁水物理热117040011.1炉渣物理热569817.75.38煤气带走热512893.64.84热损失104123.510.2总计10593683.4100总计10593683.4100高炉有效热量利用系数：kT=100-（4.84+10.2）=84.9%高炉碳素热能利用系数：ke=8434627.2/4.18×405.8×7980=62.3%高温区热平衡计算高温区热收入（1）风口前碳素燃烧放热由物料平衡计算可知风口前燃烧碳含量为Cb=305.3kJQhs1=4.18×305.27×2340=2985906.9kJ（2）鼓风有效净热已知Vb=1220.2m3，Ф=0.0035风中湿分VH2O=1220.2×0.0035=4.27m3风温1100°C，干燥空气热焓375.1kCal/m3，水蒸气热焓457.69kCal/m3.，界限温度950°C时，热熔分别为319.7kCal/m3，386.6kCal/m3.喷吹煤粉的压缩空气按照风量的1%考虑，压缩空气在100°C热焓为31.1kCal，在扣除湿分分解耗热之后，鼓风给高温区的热量为:Qhs2={4.18×0.99×1220.24×[(1-0.0035)×(375.1-319.7)+0.0035×(457.6-386.6)]-4.27×2580-1120.24×0.01(31.97-31.1)}=21976.7kJ（3）高温区热收入Qhs=298590.9+219763.72=3105670.6kJ燃烧单位千克的碳素有效热量：qC=3205670.6/305.3=10501.1kJ/kg燃烧区热（1）铁以及合金元素直接还原消耗热：已知每吨生铁的还原铁量为：950.3kg直接还原度γd=0.45，γ（CH4）=0.062。高温区内直接花园耗热为：Qhd1=4.18×[950.3×(649.1×0.45+118.2×0.062）+12480×0.39+53600×0.6+6275×0.11]=1373011.9kJ（2）铁水带走的物理热：Qdh2=4.18×（280-150）×1000=543400kJ（3）炉渣带走的物理热：Qhd3=4.18×（415-220）×328.5=267744.05kJ（4）煤粉升温分解耗热：煤粉在950°C时热焓为345kCal/kgQhd4=4.18×（345+250）×90=223839kJ（5）高温区热损失：Qhd=Qhd1+Qhd2+Qhd3+Qhd4=1373011.9+543400+267744.05+223839=2407994.95kJQ损=Qhs-Qhd=320567.64-2407994.95=797675.65kJ得知全炉的热损失为：1084123.49则高温区热损失所占的比例为：此值在合适的范围内。高温区的热平衡表表3-12高温区热平衡热收入热支出项目kJ%项目kJ%碳素燃烧热2985906.993.1直接还原耗热1373011.942.8鼓风有效热219763.76.9铁水带走热量543400.516.9炉渣带走热量267744.058.4煤粉升温分解热2238396.9高温区热损失797675.6524.9总计320.5670.6100.0总计32050760.6100.0理论焦比的计算在冶炼效果不受影响的情况下，最大程度地减少焦炭的消耗量，而此时的消耗量就被称为是所谓的理论焦比。通过这一数据可以直观地反映出在冶炼过程中是否选择了合适的焦比，并通过这一推断对现有的冶炼方式等做出调整与优化，这样既可以保证冶炼的效率与质量，也能够减少不必要的成本消耗与资源浪费。炉渣系数Ui；硅石系数Ф1的计算矿石系数：UA=（0.621+0.538+6.085+6.806+6265+1.43+0.542+0.600+0.198+0.250）/100=0.236硅石系数：UФ=1-0=1.00焦炭系数：UK=13.75/100=0.1357煤粉系数：UM=12.37/100=0.1237硅石的有效溶剂性：SiO2有效=（96-0.165/R）/100=95.835%矿石的ФA=（6.806-6.265/R）/95.835=0.0057焦炭的ФK=（0.8-638/R）/95.835=-0.0582煤粉的ФM=（0.56-5.586/R）/95.835=-0.0524已知硅石用量Фi以及渣量Ui的计算由前面的计算可知Cda=8.85kg，Cc=38.30kg，矿石A=1624.63kg，焦炭中固定碳含量=83.88%Фi=1624.628×0.0057+90×（-0.0524-214×0.6/95.835+100×（08.85+38.30）/83.88×（-0.0582）=-12.13kgUi=1624.628×0.236+90×0.124+14.7×1.00+100×（8.85+38.3）/83.88×0.14366-21.4×0.6=404.05kg煤粉中还原氧量的计算鼓风含氧量：O2b=0.21×0.294+f0=0.21×0.29×0.0035=0.231每千克风口碳素燃烧后带进的还原氢气量：VH2′=4.039×0.035×0.4522.4=0.00028kmol/kg每千克风口碳素的鼓风量：Vb=0.933/0.231=4.039m3/kg煤粉中还原氢气量：H2γ（m）=90×（0.0239+2×0.009/18）×0.45/2+90×0.00029×0.7899=0.524kmol高温区每千克风口碳的综合含热量已知风湿tb=1100°C，由前面计算得鼓风温度时湿风热焓376.38kCal/m3界限温度时热焓320.74kCal/m3。不考虑喷吹用压缩空气的影响，高温区每千克碳的热焓为：qh=2340+4.039（376.38-320.74-2580×0.0035）=2528.26kCal/kg·c鼓风离开高温区具有的热焓：qL=4.039×320.74=1295.47kCal/kg·c每千克风口碳对全炉的热量：qC=qh+qh=2528.26+1295.47=3823.73kCal/kg·c几项热量数据的计算（1）焦炭自身耗热量：εk=100×[（Uk+Фk+UФ）×εSH+7.6×Ф×CO2Ф]=19.63kg（2）每千克风口碳素的鼓风带入的氢还原耗热量：Q=6620×0.00028=1.8536kCal/kg·c（3）高温区已知量的耗热：Qhd1=1000×εPH+U1×εHh×M·Um×εSL+7.61×CO2Ф+53600[Si]+12480[Mn]+62750[P]+6620H2γ（m）+（250+345）×M+Z0×Ck×10×0.8/ηv=434916.55kCal热平衡方程（qh-qk-6620×VH2′）×Cbk-（3030+Gk）×CdFe=Qbε1-Cbm×εh（2528.26-19.63-6620×0.00028）Cbk-（3030+19.63）CdFe=434916.55-90×2528.262506.78Vbk-3049.63CdFe=207373.15碳氧平衡方程O1A=1624.628×（0.76332×48/160+0.06085×16/72）=394.00kgO2A=1624.628×（0.76332×32/160+0.06085×16/72）=269.99kg以上所示的是矿石经浮式体阶段的氧量，依据一些化学反应原理可知，在900℃的高温环境下，CO的占比达到了七成，剩余部分才是CO2。但如若此时的温度达到了950℃，那么前者的占比还会更多，后者的含量就会相应地减少，二者的含量占比大概会达到71.5%和28.5%，此时就可以得出kp=28.2/71.5=0.399.在这种情况下的还原过剩系数计算结果如下：碳平衡方程为：整理两端并扩大105倍后的到：2404.88Cbk+10702CdFe=1445027.62506.78Cbk+3049.6CdFe=207373.2得到：CdFe=91.44kg，Cbk=193.96kg故此时焦比为：K=（193.96+91.44+8.85+38.30）/0.8388=396.46kg在以上计算与阐述的过程中，并未考虑到CH4耗碳量，所以此时假设K=400.46g，那么最终设计的焦比为450kg。其他指标计算（1）直接还原度（2）煤气利用率Co=CdFe+Cb+M·Cbm=193.96+91.44+8.85+90×0.7899=365.34kgηco=（0.75O1A-CdFe-12H2r）/CO=[0.75×394-91.44-15×（193.96×0.0028+0.524）]/365.34=53.69%（3）吨铁风量，煤气量Vb=4.039×（193.96+90.07899）=1070.54m3Vg=（4.039+0.933）×（193.9+90×0.7899）+1.866×（91.44+8.85）=1191.73m3（4）吨铁的硅石用量及渣量Ф=A·ФA+K·Фk+M·ФM-2140[Si]·R/SiO2有效=124.6×0.0057+450×（-0.0582）+90×（-0.052）-2140×0.6/95.83=-13.62kgU=A·UA+K·UK+M·UM+Ф·UФ+21.4[Si]=1624.6×0.236+450×0.1366+90+0.1237-13.62-21.4×0.6=429.56kg炉顶温度计算上部区耗热量：Qc=1000×150+426.28×190+300×83.88×10×0.2/1.9=257584.22kg焦炭风口碳素也是耗热的一部分，在高炉内部的温度逐渐上升的情况下，此时这些物质的消耗量也会逐渐发生变化，具体计算如下：Ckb+CdFe+Cda+O1A=193.96+91.44+8.85+394=688.25kg假定炉顶温度时，它们的焦比为：0.17kCal/kg·C（200°C）则其耗热为：688.25×200×0.17=23400.5kCal鼓风在200°C时的平均比热为：0.316kCal/m3·°C高炉本结构设计在进行高炉设计的过程中，重难点都集中在了本体结构的设计上，这一部分设计内容主要包括内部尺寸的计算、高炉冷却以及金属结构的选择等，每一个因素都会影响到最终的设计结果。炉型计算（1）已知Vu′=2200m3，ηv=1.9t/m3·d日产制钢铁P=Vuηv=2200×1.9=4180t（2）炉缸尺寸炉缸直径，d=0.32Vu0.45=10.215m取d=10.2m炉缸高度，设四个铁口，无渣口风口高度：hf=hz/k=eq\f(1.27×1.2×4180,8×0.6×7.1×10.3×0.55)=3.27m取hf=3.3m风口结构：取a=0.5mh1=hf+a=3.3+0.5=3.8md.风口数目（取风口中心线的弧长为1.2）：N=eq\f(π·d,S)=eq\f(3.14×10.2,1.2)=26.69取28个（3）死铁层厚度：取h0=1.2m（4）炉腹角，炉腰直径，炉腹高度选取D/d=1.12，则D=d×1.12=10.2×1.12=11.42m取D=11.4m取α=80°20′，h2=eq\f(1,2)EQ(D－d)tgα=eq\f(1,2)EQ(11.4－10.2)·tg80°20′=3.52m取h2=3.5m校核α，tgα=eq\f(2h2,D·d)=eq\f(2×3.5,11.4－10.2)=5.83α=80°16′21″（5）炉喉直径，炉喉高度，炉身角，炉身高度选取d1/D=0.7d1=0.7×11.4=7.98取d1=7.9m选取β=83°58′h4=eq\f(1,2)(D－d1)tgβ=eq\f(1,2)(11.4－7.9)tg83°58′=16.557m取Hu=28.6m校核β：tgβ=eq\f(2h4,D-d1)=eq\f(2×16.6,11.4－7.9)=9.48β=83°58′55″选取h5=2.4m，Hu/D=2.51.则Hu=2.51×11.4=28.61取Hu=28.6∴h3=Hu－h1－h2－h4－h5=28.6－3.5－16.6－2.4=2.3m（6）校核炉容：V1=eq\f(π,4)d2h1=eq\f(π,4)×10.22×3.8=310.35m3V2=eq\f(π,12)h2(D2＋D·d＋d2)=eq\f(3.14,12)×3.5×(11.42＋11.4×10.2＋10.22)=320.79m3V3=eq\f(π,4)D2h3=eq\f(3.14,4)×11.42×2.3=234.64m3V4=eq\f(π,12)h4(D2＋D·d1＋d12)=eq\f(3.14,12)×16.6×(11.42＋11.4×7.9＋7.92)=1226.78m3V5=eq\f(π,4)d12h5=eq\f(3.14,4)×7.92×2.4=117.58m3V=V1＋V2＋V3＋V4＋V5=310.35＋320.79＋234.64＋1226.78＋117.58=2210.14m3误差：ΔV=eq\f(Vu－Vu′,Vu′)=eq\f(2210.14－2200,2200)×100％=0.46％＜1％砖衬计算各结构砖衬选择在前文的阐述中曾提到过，高炉的使用寿命在设计过程中需要重点关注，而耐火性是否达标则是直接决定高炉使用寿命的一大因素，因此在设计高炉的过程中，要在条件允许的范围内尽可能选择更好的耐火材料。至今，大部分情况下使用的都是高铝砖和普通炭砖材料，这些材料本身的耐火性并不强，所以导致高炉的整体使用寿命非常有限。尽管高炉使用寿命非常重要，但目前来说与之相关的研究并不多，在选择耐火材料时，也只会考虑体积密度、气孔率等指标。这些指标并不能直接反映出高炉实际生产过程中炉衬的使用情况，因此即便这些指标达标，也无法保证高炉的耐火性以及使用寿命。当前在我国经济发展、科技进步的时代背景下，大量新型材料的出现为高炉的材料选择提供了更大的选择空间，高炉耐火性的提升以及使用寿命的延长将进入新时期。当前，高炉内部使用到的耐火材料只要分为两种，第一是炭砖，在选择时主要考虑到的就是渗透性、抗氧化性以及抗碱性等特征。第二是硅铝质耐火材料，主要考虑的因素包括抗渣性等。在这几年的时间内，陶瓷杯用砖得到了大量的研发，甚至国产的刚玉砖在性能上已经可以与法国的陶瓷杯转媲美，除了微气孔指标相对较差之外，耐压性等都非常完美，所以在高炉设计的过程中也得到了越来越多的应用。在选择炉衬的设计结构以及材料时，首先要考虑的就是高炉的实际容量，且不同位置的冷却制度等都会形成一些差异，具体阐述如下：（1）炉底、炉缸底部的位置不仅要承受高温，还要承受渣铁浸透，所以在下部的位置一般情况下使用的都是美联碳的热压小炭块。（2）炉腹、炉腰下部、炉身中部。从炉腹到炉身部分更多的是承受冶炼过程中产生的煤气流，尤其是在炉腰以下的位置还将承受高FeO初渣的腐蚀，所以在这一部分设计时采用的就是烧成铝炭砖，炉腰部分则采用的是炭化硅砖，炉身中部的位置一般情况下会采用不烧铝炭砖。（3）炉身上部和炉喉相比之下，上半部分的周边环境温度较低，所以综合考虑之下在这一部分设计的过程中应当选择高铝砖材料。炉嘴的位置会受到比较大的煤气冲刷影响，所以考虑了多种因素之后选择使用铜砖。砖量计算（1）炉缸、炉底砖量计算A：炉缸及炉底NMA砖量计算NMA砌筑高度以及砌筑后外径高度分别为1.6m和12.5m，那么此时就可以计算出NMA的体积为246.43m3B：炉缸部分陶瓷垫砖量.V陶=eq\f(π,4)×h×（D2－d2）=eq\f(3.14,4)×1.7×[9.3-(0.6×2)2]=27.86m3C：综合炉底砖量计算V综=eq\f(π,4)D2h=eq\f(3.14,4)×92×（0.4×2＋0.345×2）=94.74m3D:炉底满铺炭砖砖量计算V炭=eq\f(π,4)D2h=eq\f(3.14,4)×122×1.6=180.86m3E：炉缸上部环砌炭砖计算V环炭=eq\f(1,3)π（R2＋R·r＋r2）h－eq\f(π,4)d2h=eq\f(1,3)×3.14×3.4×（5.852＋5.85×6.15＋6.152）－eq\f(3.14,4)×10.22×3.4=106.73m3（2）炉腹、炉腰砖量计算A．炉腹（第一段）砌一圈345mm的烧成铝炭砖炉腰直径为11.4m，炉缸直径为10.2md腹=eq\f(11400＋10200,2)=10800mm∴n=eq\f(πD,b)=eq\f(3.14×(10800＋2×345),150)=240块∴nS4=87nP2=240－87=153块炉腹的砖层数：N=3500/0.075=46层炉腹砖砌为：G4=87G2=153×46B.炉腰（第二段）炉腰直径为11400mm，第一周第一层采用G2和G4配合。第一圈（内圈）总砖数：n=eq\f(πD,b)=eq\f(3.14×(11400＋2×345),150)=253块G4=87G2=253－87=166块若采用G1与G3配合n=eq\f(πD,b)=eq\f(3.14×(11400＋2×230),150)=248G3=97块G1=248－97=151块炉腰的砖层数为：N=2.3/0.075=30层炉腰的砌砖为：G3=97G1=181G4=87G2=181G4=87G2=166×15×15G4=87G2=191G4=87G2=176G3=97G1=151（3）炉身砖量计算炉身下部位置（第三段），炉身中部位置（第二段），炉身上部（第一段）组成炉身。炉身的炉衬设计厚度为2×345＋230=920mm由于冶炼含氧矿，炭砖砌到炉身三分之二的位置以上。h4=16.6m∴炉身共砌N=eq\f(16.6,0.076)=218层炉身下部砌烧成铝炭砖，取n1=100层炉身中部砌不烧铝炭砖，取n2=70层炉身上部砌烧成铝炭砖，取n3=48层A.炉身下部（第三段）hⅢ=100×75=7.5mdⅢ=11.4－2×（tg83°58′55″×7.5）=9.818mmDⅢ=eq\f(D＋dⅢ,2)=eq\f(11400＋9818,2)=10690mm若采用G1与G3相配合，第一圈（内圈）总砖数：n=eq\f(πD,b)=eq\f(3.14×(10609＋2×230),150)=231块G3=97块G1=231－97=134块炉身下部的砖砌为：G3=97G1=164G4=87G2=164G4=87G2=149×50G4=87G2=184G4=87G2=154G3=97G1=134×50dⅢB：炉身中部（第四段）hⅡ=0.075×70=5.25mdⅡ=9.818－2×ctg83°58′55″×5.25=8.711mDⅡ=eq\f(dⅢ＋dⅡ,2)=eq\f(8711＋9818,2)=9264mm若第一圈（内圈）采用G1与G3相配合总砖数：n=eq\f(πD,b)=eq\f(3.14×(9264＋2×230),150)=203块G3=97块G1=203－97=106块若第一圈（内圈）采用G2与G4相配合总砖数：n=eq\f(πD,b)=eq\f(3.14×(9264＋2×345),150)=208块G4=87块G2=208－87=121块炉身中部的砖砌为：G4=87G2=146G4=87G2=131G3=97G1=106×35×35G3=97G1=136G4=87G2=136G4=87G2=121C:炉身上部（第五段）hⅠ=0.075×48=3.6m炉喉直径d1=7.9m∴dⅠ=eq\f(7900＋8711,2)=eq\f(16611,2)=8301mm若第一圈（内圈）采用G1与G3相配合的总砖数：n=eq\f(πD,b)=eq\f(3.14×(8301＋2×230),150)=183块G3=97块G1=183－97=86块若第一圈（内圈）采用G2与G4相配