冶金专业4000高炉课程设计

内蒙古科技大学材料与冶金学院课程设计说明书PAGE31本课程设计，以烧结矿：球团矿：块矿=80：10：10，[Si]=0.7,[S]=0.03,煤比380kg,焦比196kg为条件，针对淄博地区一座4000m3高炉炼铁工艺过程的吨铁原料配比、物料平衡、热平衡及理论焦比进行了计算。通过配料计算可知冶炼一吨炼钢生铁，需要矿石1723.56吨，熔剂32.91公斤，鼓风1705.81m3，冶炼1吨生铁的同时，产生炉渣440.66公斤，产生高炉煤气2569.29m3；通过物料平衡计算可以看出，物料收入项主要为矿石，焦炭，煤粉，硅石，鼓风；支出项主要为生铁，炉渣，煤气，煤气中水，炉尘；从热平衡表计算可知，热损失所占比例为11.94%，冶炼1吨生铁的理论焦比为378.19。通过上述计算为改进操作工艺制度，确定合理的设计参数和提高炼铁技术经济指标提供了理论依据。在工艺计算基础上，设计了4000m3高炉的煤气净化系统，以使高炉煤气符合用户要求，粉尘回收利用的目的。此外，说明书对吨铁成本进行了核算和经济效益评价，还针对本设计方案对高炉煤气、炉渣处理技术及其对环境和安全的影响进行了分析评价。关键词：合理炉料结构；物料平衡；热平衡；理论焦比；煤气净化系统设计。内蒙古科技大学材料与冶金学院课程设计报告书目录摘要 I1.题目的可行性分析 11.1原料条件 11.2课程设计内容 31.3题目的可行性分析 42.配料计算 52.1吨铁矿石用量计算 52.2吨铁熔剂用量计算 53.物料平衡计算 73.1鼓风量的计算 73.2煤气组分及煤气量计算 73.3考虑炉料的机械损失后的实际入炉量 93.43.4物料平衡计算结果及误差分析 104.热平衡计算 114.1全炉热平衡计算 114.2高温区热平衡计算 145.理论焦比的计算 176.高炉煤气净化系统设计 206.1工艺设计 206.2高炉煤气净化系统设计 247.吨铁成本核算和经济指标评价 397.1吨铁成本核算 397.2设计方案的经济指标分析 418.高炉煤气、炉渣处理技术及其对环境和安全影响的分析评价 428.1高炉煤气、炉渣处理技术 428.2对环境和安全影响的分析评价 479.课程设计收获及体会 48参考文献 49内蒙古科技大学材料与冶金学院课程设计报告书题目的可行性分析原料条件（淄博地区原燃料条件）表1.1矿石成分表（%）成分TFeMnPSFeO烧结矿53.360.6600.060.0230.000球团矿61.470.0800.000.0041.29.块矿62.6750.1730.0420.0111.634锰矿7.24536.080.030.0000.000石灰石0.2740.0780.0000.0000.000硅石1.0820.0000.0000.0000.000续表：CaOSiOMgOAl2O3TiCO211.666.6001920.3.1900.1400.0000.0609.2201.3300.6200.0000.0000.4322.9200.1392.6430.0660.0000.00022.860.0002.3200.0000.00055.300.3650.0800.1000.00043.1000.18095.300.0722.8200.0000.000表2焦炭成分表（%）固定碳(%)灰分(12.34%)SiO2Al2O3CaOMgOFeOFeSP2O584.95.804.820.720.100.760.050.01续表：挥发分(1.17%)有机物(1.70%)合计全硫游离水CO2COCH4N2H2HNS0.170.560.170.090.180.540.540.62100.00.647.00表3煤粉成分表（%）CHONSH2O78.033.505.921.090.330.40续表灰分(12.370%)SiO2Al2O3CaOMgOFeO4.854.580.490.200.61(1)原料成分：采用烧结矿、球团矿、生矿冶炼。配比为8：1：1整理计算后见下表。(2)冶炼制钢生铁，规定生铁成分[Si]=0.7%，[S]=0.03%。(3)炼铁焦比K=380Kg，煤比M=196Kg。(4)规定的炉渣碱度R=CaO/SiO2=1.03。(5)元素在生铁、炉渣与煤气中的分配律表在下。η1η2ληMnO渣µ生铁Fe元素在铁，炉渣与煤气中的分配率项目FeMnPS生铁0.9970.5001.000炉渣0.0030.5000.000煤气0.0000.0000.0000.050(6)选取铁的直接还原度rd=0.45，氢的利用率ηH=35%。(7)鼓风湿度为12.5g/m3。(8)鼓风湿度为ψ=0.00124×12.5=0.0155，即1.55%。(9)热风温度为1100℃。1.2成分补齐平衡后成分矿石成分表（%）项目FeMnPSFFe2O3MnOP2O5FeS烧结矿52.9360.6340.0590.0230.00075.5660.8180.1360.063球团矿62.0920.0810.0000.0010.00087.2520.1040.0000.003生矿63.1690.1740.0420.0220.00088.3840.0000.0970.000混合矿54.8750.5230.0520.0210.00078.0200.6650.1190.051硅石1.0820.0000.0000.0000.0000.0000.0000.0000.000石灰石0.0000.0000.0050.0300.0000.0000.0000.0000.000续表：项目TiO2FeOFeS2CaOSiO2MgOH2O烧结矿0.2310.0000.00011.5676.5481.9050.000球团矿0.0001.3030.0000.0619.3131.3430.000生矿0.0671.6470.0410.4352.9440.1403.266混合矿0.1920.2950.0049.3036.4641.6720.327硅石0.0000.0000.0000.18095.300.0720.000石灰石0.0000.0000.00056.000.3900.0900.000续表：项目H2OAl2O3K2ONa2OCO2MnO2∑烧结矿0.0003.1650.0000.0000.0000.000100.00球团矿0.0000.6320.0000.0000.0000.000100.00生矿3.2662.6640.0000.0000.0000.276100.00混合矿0.3272.8620.0000.0000.0000.028100.00硅石0.0002.8200.0000.0000.0000.000100.00石灰石0.0000.1700.0000.00043.2830.000100.001.3课程设计内容高炉煤气净化系统是高炉的重要组成部分。本设计对炼铁工艺和高炉炉型进行了详细的计算，并对煤气除尘设备和除尘系统的平面布置进行了设计。其中设备主要包括重力除尘器和布袋除尘器。本设计采用的是先进的干法布袋除尘器技术，详细阐述了布袋除尘器的分类、结构设计、清灰装置设计、灰斗的设计及TRT的选择。1.4题目的可行性分析本次设计的是3650m3大型高炉，利于实现高效生产和环境保护方面的要求，也符合目前国家高炉大型化的趋势。设计中采用先进、成熟、可靠、适用、有明显经济效益的工艺技术，真正做到了工艺流程顺畅，总图布置合理，平面布置符合国家有关规程规范；同时加强了安全、卫生、环境的综合治理，使之宝山地区安全、卫生、环保标准，采用了节能环保技术TRT，合理利用了资源，改善了劳动条件，提高了生产效率。综上所述，本次设计方案是合理可行的。配料计算2.1吨铁矿石用量计算2.11燃料带人铁量FefFef=380×(0.0076×56/72+0.0005×56/88)+196×0.0061×56/72=3.30(kg)由公式计算矿石用量AA=[1000×（95.7-0.73×0.7-0.03）-100×3.30×0.997]/（54.857×0.997+0.68×0.052+1.03×0.532×0.5）=1723.56（kg）2.2吨铁熔剂用量计算2.2.1生铁成分计算[Fe]=(1723.56×0.63169+3.30)×0.997/10=94.63（%）[P]=(1723.56×0.00052+380×0.0001×62/142)/10=0.09（%）[Mn]=1723.56×0.00532×0.5/10=0.46(%)[C]=100-94.63-0.09-.046-0.7-0.03=4.09(%)生铁成分表：(%)FeSiMnPSC∑94.630.700.460.090.034.091002.2.2石灰石用量计算矿石、燃料带入的CaO量=1723.56×0.09303+380×0.0072+196×0.0049=164.04(kg)矿石、燃料带入的SiO2量（要扣除还原Si消耗的）=1723.56×0.06464+380×0.0580+196×0.0485-10×0.7×60/28=127.96（kg）石灰石的有效熔剂性CaO有效=0.180-1.03×95.30=﹣97.98（%）硅石用量∮=（127.96×1.03-164.04）/（﹣0.9798）=32.91（kg）2.2.3渣量及炉渣成分计算炉料带人的各种炉渣组分的数量为∑CaO=164.04+32.91×0.0018=164.10（kg）∑SiO2=127.96+32.91×0.9530=159.32（kg）∑MgO=1723.56×0.00665+380×0.001+196×0.0020+37.21×0.0072=29.60（kg）∑Al2O3=1723.56×0.02862+380×0.0482+196×0.0458+37.21×0.0282=76.61（kg）渣中FeO量=94.63×10×0.003/0.997×72/56=3.66（kg）渣中MnO量=1723.56×0.00665×0.5×71/55=5.92（kg）每吨生铁炉料带人的硫量（硫负荷）∑S=1723.56×0.00022+380×0.0062+196×0.0033+0=3.36（kg）进入生铁的硫量=10×0.03=0.3（kg）进入煤气的硫量=3.36×0.05=0.17（kg）进入渣中的硫量=3.36-0.17-0.3=2.89（kg）炉渣组成表：项目CaOMgOSiO2Al2O3MnOFeOS/2∑数量，kg164.1029.60159.3276.615.923.661.45440.66成分，%37.246.7236.1617.391.340.830.33100.00炉渣性能校核：炉渣实际碱度R=164.10/159.32=1.03炉渣脱硫之硫的分配系数LS=2×S渣/[S]=2×0.33/0.03=22查阅炉渣相图可知，这种炉渣是符合高炉渣要求的。物料平衡计算对于炼铁设计的工艺计算，直接还原度rd及氢的利用率等指标是已知的，他们在前面已经给出。这里还假定入炉碳量的1%与氢反应生成CH4。按鼓风湿度的转换公式，对于本例鼓风湿度应为Φ=0.00124×12.5=0.0155（即1.55%）。3.1鼓风量的计算。燃料带入的可燃碳量CfCf=380×0.849+196×0.7803=475.56（kg）生成CH4耗碳CCH4=475.56×0.017=4.76（kg）生铁渗碳Cc=10×4.095=40.95（kg）每顿生铁的氧化碳量Co=475.56-4.76-40.95=429.86（kg）其他因素直接还原耗碳Cda=10×（0.7×24/28+0.46×12/55+0.09×60/62）+0+440.66×0.66×12/32=8.96（kg）（式中第三项为硫耗碳）铁的直接还原耗碳CdFe=94.63×10×0.45×12/56=91.25（kg）风口前燃烧碳量Cb=429.86-8.96-91.25=329.65（kg）风口碳量比例Cb/Cf=329.65/475.56=69.32%鼓风含氧量O2b=0.21×（1-0.0155）+0.5×0.0155=0.2145O喷=22.4×196×（0.0592+16×0.004/18）/32=8.610（m3）每吨生铁的鼓风量Vb=（0.933×329.65-8.61）/0.2145=1394.25（m3）鼓风密度ρb=1.288-0.484×0.0155=1.280（kg/m3）鼓风质量Gb=1394.25×1.280=1785.34（kg）3.2煤气组分及煤气量计算。3.2.1CH4VCH4=K×22.4×CH4K/16＋CCH4×22.4/12=4.76（m3）3.2.2H2鼓风中湿风分解的氢=Vb×Φ=1394.25×0.0155=21.61(m3)燃料带入的氢={K×(H2K+HK有机)＋M×(H2M＋H2OM×2/18)}×22.4/2=108.45(m3)入炉总氢量：∑H2=108.45+21.61=129.10(m3)生成CH4耗H2=CCH4×2/12×22.4=4.76×22.4×2/12=17.75(m3)设有35%的氢参加还原，还原氢气量为H2r：H2r=∑H2×0.35=45.18(m3)进入煤气的总氢量VH2=129.10-17.75-45.18=66.16(m3)高炉中氢的还原度(假定还原氢都参加浮氏体的还原)ri(H2)=H2r×56/{22.4×10[Fe]}=45.18×56/{22.4×10×94.63}=0.1193.2.3CO2矿石带入的CO2：0m3（矿石中无CO2）熔剂分解的CO2：0m3(硅石中CO2含量为0)焦炭带入的CO2=396×0.00170×22.4/44=0.33m3即由炉料带入的CO2=0+0+0.33=0.33m3高级氧化铁还原的CO2=A×Fe2O3矿/160×22.4=188.26（m3） 矿石中MnO2还原成MnO生成的CO2：CO2=A×MnO2×22.4/87=0.12由FeO还原成Fe生成的CO2=10[Fe]×(1-rd-ri(H2))×22.4/56=162.99m3因还原共生成CO2==188.26+162.99+0.12=351.38(m3)煤气中CO2的总量VCO2=351.38+0.33=351.70(m3 )3.2.4CO风口前燃烧碳生成的CO=Cb×22.4/12=615.34m3铁直接还原生成的CO=CdFe×22.4/12=170.33m3其他直接还原生成的CO=Cda×22.4/12=16.73m3上列三项CO=615.34＋170.33＋16.73=802.40m3焦炭挥发带入的CO=380×0.0056×22.4/28=1.70m3熔剂在高温区分解CO2转化为CO=Ф×CO2硅石×0.5×22.4/44=0(参与熔损反应由碳转变成的CO量，已在直接还原生成项中计算)扣除间接还原消耗的CO后进入煤气的CO总量为：VCO=802.4＋1.70＋0-351.38=452.73m33.2.5N2鼓风带入的N2=Vb×(1-0.21)×(1-0.0155)=1036.09m3焦炭与煤粉带入的N2={K×(N2K+NK)+M×NM}×22.4/28=3.62m3煤气中N2量：VN2=1036.09+3.62=1039.71m3将上述计算结果列表，求出煤气量和成分。煤气组成表（%）项目CH4H2COCO2N2∑体积/m39.7866.16452.73351.701039.711920.08含量/%0.513.4523.5818.3254.15100.000煤气量与鼓风量体积之比:Vg/Vb=1920.08/1332.15=1.44煤气密度ρg=[0.0051×16＋0.0345×2＋0.2358×28＋0.1832×44+0.5415×28]/22.4=1.338kg/m3每吨生铁的煤气质量Gg=Vg×ρg=1920.08×1.338=2569.29kg3.2.6煤气中水量计算还原生成的水H2Or=H2r×18/22.4=36.31kg矿石带入的结晶水=A×H2OA=0kg(矿石结晶水含量不多，计算时按全部析出考虑)焦炭带入的游离水=K×H2OK/(1-H2OK)=28.60kg进入煤气的水量=36.31+28.60=64.91kg3.3考虑炉料的机械损失后的实际入炉量矿石量=A×1.03=1775.27kg焦炭量==416.77kg硅石量=Ф×1.01=33.24kg因此机械损失(含炉尘量)为=(1775.27-1723.56)+(416.77-380/(1-0.07))+(33.24-32.91)=60.21kg3.5物料平衡计算结果及误差分析物料平衡表（%）物料收入物料支出项目数量/kg项目数量/kg矿石1775.27生铁1000.00焦炭416.77炉渣440.66煤粉196煤气2569.29硅石33.24煤气中水64.21鼓风1705.81炉尘60.21总计4127.10总计4135.07物料平衡误差：绝对误差=4135.07-4127.10=7.97kg相对误差=7.97/4127.10=0.19%＜0.3%按《高炉热平衡测定与计算方法暂行规定》要求物料平衡误差在3%以内，这里的测定与计算是符合要求的。热平衡计算全炉热平衡计算(第一种)4.1.1热收入(1)风口前碳素燃烧放热：由还原反应生成的CO2为351.38，相当于氧化成CO2的碳量为C(CO2)=351.38×12/22.4=188.24kg氧化成CO的碳量为：C(CO)=Co-C(CO2)=429.86-188.24=241.62kg碳素氧化热Qs1=4.18×(7890×188.24+2340×241.62)=8642249.90KJ(2)鼓风带入物理热已知风量Vb=1332.15m3，查表知1100℃时，干空气热焓375.1Kcal/m3(1570.5KJ/m3)，水蒸气热焓：457.6Kcal/m3(1915.9LJ/m3)，喷吹煤粉用压缩空气量很少(大约15-30kg/kg)，这里不予考虑，因而鼓风带入的物理热为：Qs2=4.18×Vb×{(1－ψ)Cps＋ψ×CpH2O}=4.18×1332.15×{(1－0.0155)×375.1＋0.0155×457.6}=2231768.21KJ(3)氢氧化热及CH4生成热CCH4=4.76kg，氢参加还原生成的水H2Or=36.31kg，这两部分热量为：Qs3=4.18×(3211×36.31+1124×4.76×16/12)=636259.19KJ(4)成渣热Qs4=4.18×270×(CaO＋MgO)=1212.10KJ(5)因采用冷矿，炉料带入的物理热忽略不计。热收入总计：Qs=Qs1＋Qs2＋Qs3＋Qs4=11511489.40KJ4.1.2热支出1)铁元素还原消耗已知rd=0.45，ri(H)=0.119，Fer=94.63kg烧结矿中以硅酸铁形态存在的FeO量为FeO、(硅)=1723.56×0.8×0×0.2=0Kg矿石中以Fe3O4形态存在的FeO量：FeO磁=A×FeO矿－FeO硅=1723.56×0.00295-0=5.08Kg矿石中以Fe3O4形态存在的Fe2O3量为：Fe2O3磁=FeO磁×160/72=5.08×160/72=11.30Kg矿石中Fe3O4量：Fe3O4=FeO磁+Fe2O3磁=5.08+11.30=16.38Kg矿石带入的赤铁矿量：Fe2O3赤=A×Fe2O3(矿)－Fe2O3磁=1723.56×0.7802-11.30=1333.43Kg燃料带入的FeO量(均为)为：FeO燃=380×0.0076+196×0.0061=4.08kg进入渣中的FeO量=3.66kg需分解的硅酸铁中的FeO总量为：FeO硅=0+4.08-3.66=0.42kg因此，铁氧化物分解耗热Qd1.1=4.18×(973.3×FeO硅+1146.4×Fe3O4+1230.7×Fe2O3赤)=4.18×(973.3×0.42+1146.4×16.38+1230.7×1333.43)=6939807.41kJ2)其它氧化物分解耗热：Qd1.2=4.18×(341.1×A×MnO2矿+1758.5×10×[Mn]+7366×10×[Si]+8540×10×[P])=4.18×(341.1×1723.56×0.00028+1758.5×10×0.46+7366×10×0.7+8540×10×0.09)=282360.46kJ氧化物分解耗热总量为：Qd1=Qd1.1+Qd1.2=7222167.87kJ3)脱硫耗热:Qd2=4.18×1995×S渣=4.18×1995×1.45×2=24102.82KJ4)碳酸盐分解耗热:Qd3=0(因矿石、加入硅石中CO2含量均为0)5)水分解耗热:Qd4=4.18×(2580×Vb×ψ＋3211×M×H2OM)=4.18×(2580×1332.15×0.0155＋3211×196×0.004)=233202.37KJ6)游离水蒸发耗热:Qd5=4.18×620×28.6=90572.73KJ7)喷吹煤粉分解耗热:Qd6=4.18×196×250=204820.00KJ8)铁水带走热量：Qd7=4.18×280×1000=1170400.00KJ9)炉渣带走热量:Qd8=4.18×420×440.66=773629.10KJ10)煤气带走热量：当炉顶温度为200℃时，查气体组分热焓表。气体组分成分表CO2COH2CH4N2H2O85.462.862.287.462.672.8干煤气带走热量Qd9.1=4.18×∑ΔC气×V气=537225.05KJ煤气中水蒸气带走热量:Qd9.2=4.18×∑ΔC水×V气=19225.06KJ烟尘带走热量:Qd9.3=4.18×0.17×200×60.21=8556.77KJ因此煤气带走热量为：Qd9=Qd9.1＋Qd9.2＋Qd9.3=565006.8811)热损失：Qd=Qd1+Qd2+Qd3+Qd4+Qd5+Qd6+Qd7+Qd8+Qd9=10283901.78KJ高炉热损失：ΔQ=Qs－Qd=1227587.62KJ热损失所占比例：ΔQ/Qs=1227587.62/11511489.40×100%=11.94%列热平衡表，计算热平衡指标：高炉有效热量利用系数KT=100-(4.91-10.66)=84.43%高炉碳素利用系数Kc=Qc/7980×C氧化=60.27%高温区热平衡计算以9500C为高温区界限温度，进行高温区热平衡计算4.2.1高温区热收入(1)风口前碳素燃烧放热：由物料平衡计算已知风口前燃烧碳量=329.65kgQhs1=4.18×2340×329.65=3224345.32KJ(2)鼓风带入的有效净热量：已知Vb=1332.15m3ψ=0.0155风中湿分VH2O=1253.371×0.0155=20.65m3查表可知1100℃时：干空气热焓为375.1kcal/m3，水蒸气为457.6kcal/m3每吨生铁的风量为1253.371(m3)，界限温度时，它们热焓分别为：干空气热焓319.7kcal/m3(1336.3kJ/m3)，水蒸气为386.6kcal/m3(1616.0kJ/m3)喷吹煤粉的压缩空气的影响不予考虑。在扣除湿分分解耗热后，鼓风给高温区的热量为：Qhs2=4.18×{1332.15×[(1-0.0155)×(375.1-319.7)+0.0155×(475.6-386.6)]-20.65×2580}=87155.18KJ(3)高温区热收入Qhs=Qhs1＋Qhs2=3224345.32+87155.18=3311500.50kJ燃烧每千克碳素的有效热量：qc=Qhs/Cb=3311500.50/329.65=10045.50(kJ/kg.C)4.2.2高温区热支出(1)铁及合金元素直接还原耗热已知每吨生铁的还原铁量为946.3kg，直接还原度=0.45，=0.119则高温区直接还原耗热为：Qhd1=4.18×[946.3×649.1×0.45+295.5×0.9×45.18+12480×0.46+53600×0.7+62750×0.03]=1415746.96kJ(2)铁水带走的热量(950℃时生铁热焓为150kCal/kg)Qhd2=4.18×1000×(Hp-Hpo)=4.18×1000×(280－150)=543400Kj(3)碳酸盐分解耗热：Qhd3=0（因为所用是硅石CO2=0）(4)炉渣带走热量(950℃时炉渣热焓为220kCal/kg)Qhd4=4.18×U×(Hs-Hso)=4.18×(420－220)×440.66=368694.81kJ(5)煤粉升温及分解耗热(煤粉在950℃时热焓为345kCal/kg)Qhd5=4.18×(345＋250)×M=4.18×(345＋250)×196=487471.60kJ(6)高温区热损失Qhd5=Qhs-Qhd1-Qhd2-Qhd3-Qhd4-Qhd5=496487.13kJ4.2.3高温区热平衡表列高温区热平衡表高温区热损失所占热损失比例Qhd5/Q失=496487.13/1227587.62=40.44%炼铁焦比计算由以上设计过程获得已知量:热风温度T=1100℃，鼓风湿度ψ=0.0155；喷煤量196Kg；焦比量380Kg，硅石用量32.91kg；渣量U=440.66kg；碱度R=1.030；进渣硫量Us=2.9kg，直接还原度rd=0.45，高温区氢利用率取ri(H2)=11.9%，Cd=CdFe＋Cda=91.25+8.96=100.21kg，焦炭含碳量CK=84.90%，高炉利用系数ηV=2.0t/m3d，煤粉含碳CM=78.30%，CH2=3.50%，H2O=0.40%；(1)直接还原耗碳计算Cd=2.143×[Fe]×r+8.571×[Si]+2.182×[Mn]+9.667×[P]+0.375×U×(S)+0.273×Ф×α×CO2Ф=100.22kg(2)生铁渗碳CC=10×｛4.3-0.27×[Si]-0.32×[P]+0.03×[Mn]｝=40.95kg(3)喷吹燃料碳量Cj=M×CM=196×0.7803=152.94kg(4)风口前燃烧碳量计算鼓风含氧量O2b=0.21+0.29×ψ=0.21+0.29×0.0155=0.2145每鼓风的碳素燃烧热qh=4.18×2340×1.071×O2b=4.18×2340×1.071×0.0155=2247.03kJ/m³每m³鼓风的物理热q=qb-qbo-4.18×2580×ψ=4.18×(376.38-320.74-2580×0.0155)=65.42kJ/m³(鼓风1100℃时比焓376.38kcal/m³，界限温度950℃时比焓320.74kcal/m³。这里未考虑喷煤用压缩空气的影响)鼓风中湿分分解出氢参加浮士体还原，每m³鼓风氢之还原耗热为qf=4.18×295.5×ri（H2）×ψ=4.18×295.5×0.45×0.0155=8.62kJ/m³因此，每m³鼓风给高温区的综合热量是q=qh+q-qf=2247.03+65.42-8.62=2303.83kJ/m³铁的直接还原耗热QhdFe=4.18×10×649.1×[Fe]×r=4.18×6491×94.63×0.45=1155925.704kJ其元素直接还原耗热Qhd1=4.18×{(53600[Si]+12480[Mn]+62750[P])+295.5×r×11.2×H}=4.18×{53600×0.70+12480×0.46+62750×0.09+195.5×0.45×11.2×196×（0.035+0.004×2/18）}=233049.33KJQhd2=4.18×1522×α×Ф×CO2Ф=0Qhd3=4.18×(130000+200×U)=4.18×（130000+200×440.66）=911791.76KJQhd4=4.18×M×(250+345)=4.18×196×（250+345）=487471.6KJQhd5=4.18(M+Z0×0.7×1000×CK/η)=4.18×（196+300×1000×0.849/2.25）=473995.28KJQh其他=Qhd1+Qhd2+Qhd3+Qhd4+Qhd5=2106307.97KJ每吨生铁的鼓风量为Vb=(1155925.7+2106307.97)/2303.83=1416.00m³风口前燃烧碳量则为Cb=1.071×Vb×O2b=1.071×1416.0×0.2145=325.30kg(5)理论焦比计算取生成CH4的碳量α′=0.01，则理论焦比为K==373.02kg本高炉设计焦比为380kg，与理论焦比之差为6.98kg，符合要求。高炉煤气净化系统设计高炉炉型尺寸参数项目尺寸有效容积，Vu′/m3炉缸直径，d/m炉腰直径，D/m炉喉直径，d1/m有效高度，Hu/m渣口高度，hz/m风口高度，hf/m死铁层厚度，h0/m炉缸高度，h1/m炉腹高度，h2/m炉腰高度，h3/m炉身高度，h4/m炉喉高度，h5/mHu/DD/dd1/d炉腹角α炉身角β400013.9515.359.529.21.711.32.03.54.4118.322.091.10.6880°9′82°30′工艺设计高炉内型设计高炉有效容积VU=4000m3设计利用系数η=2.0t/(d.m3)昼夜出铁次数取N=11选定燃烧强度i燃=1.25t/(m2.h)冶炼强度I=1.15t/(m3.d)吨铁煤气量：1920.08m3/t；吨铁炉尘量：60.21kg/t；炉顶煤气温度：200℃。净化除尘系列设备设计6.2.1重力除尘器及管道设计计算由前边工艺计算得，鼓风含氮量为60.74%，煤气含氮量54.15%，煤气正常温度200℃，一般在150～250℃，炉顶正常压力0.12～0.16MPa,高炉利用系数为2.25t/m3·d，煤气含尘量为60.21kg/t-p，吨铁煤气量Vg=1920.08m3。则高炉日产铁量：M=Vμ×ηV=4000×2.0=8000t高炉煤气发生量:Q=8000×1920.08/24=640026.67m3/h=177.79m3/s高炉煤气含尘量：C初=60.21×1000/1920.08=31.35g/m3由炉型计算知炉喉直径9.5m，则炉喉的截面积为S1=3.14×(9.5/2)2=70.85m2。(1)煤气管道设计除尘器及煤气管道中煤气流速表4.1煤气流速表煤气管道煤气流速（标态）m/s炉顶煤气导出管炉顶煤气上升管炉顶煤气下降管炉顶煤气下降总管除尘器3～46～86～97～110.6～1设计管设计计算设计的煤气导出管为四根，取煤气在煤气导出管内的流速ν导=3.8m/s，已知除尘器每小时过滤煤气总流量Q=640026.67m³/h。则煤气导出管总截面积S导=Q/﹙ν导×3600﹚=46.79m2，取47m2。则一根煤气导出管截面积=47/4=11.75m2根据圆形面积公式可知煤气导出管直径D导=3.87m。S导/S1=46.79/70.85×100%=66.04%，满足设计要求。煤气导出管中心水平倾角为53°。上升管设计计算煤气上升管内的流速为6~8m/s，上升管总截面积为炉喉面积的25%~35%，上升管的高度应保证煤气下降管有足够大的坡度。设计的煤气上升管为两根，取煤气上升管内的煤气流速ν上=7m/s。则煤气上升管总截面积S上=640026.67/﹙7×3600﹚=25.40m2，取25.4m2。则有S上/S1=25.4/70.85=35.85%，符合设计要求。即有一根煤气上升管的截面积=25.4/2=12.7m2。因此可知煤气上升管的直径D上为：则D上升管=4.02m上升管高度取h2=8900mm下降管上管口中心线到上升管管顶距离取h3=2400mm为了防止煤气灰尘在煤气下降管道内沉积堵塞管道，煤气下降管内的煤气流速应大于煤气上升管内的煤气流速。煤气下降管内的流速为6~9m/s，煤气下降管的中心线倾角应大于45°，以使灰尘能流入重力除尘器。设计的煤气下降管为两根，取煤气下降管总截面积为煤气上升管总截面积的80%，煤气下降管的中心线倾角取45°。煤气下降管总截面积S下=S上×80%=25.4×80%=20.32m2。则下降管中的煤气流速ν下=Q/﹙S下×3600﹚=8.75m/s，满足设计要求。则一根煤气下降管的直径D下为2×则D=3.60m6.2.2放散管直径根据以上计算结果和经验数据，取放散管直径i=0.6m高炉炉顶管道设计参数见表炉顶管道参数表内径D（m）根数夹角煤气导出管3.874煤气上升管4.022煤气下降管3.602煤气放散管0.62重力除尘器的设计6.3.1重力除尘器的设计要求①除尘器直径必须保证煤气在标准状况下的流速不超过0.6~1.0m/s。②除尘器直筒部分的高度，要求能保证煤气停留时间不小于12~15s。③除尘器下部圆锥面与水平面的夹角应做成。④除尘器内喇叭口以下的积灰体积应能具有足够的富余量（一般应满足三天的积灰量）。⑤除尘器下降管直径按煤气流速10m/s左右设计，一般为7~11m/s。⑥除尘器阻力一般为150~390Pa6.3.2重力除尘器部分设计参数选择①所设计的重力除尘器要求除尘效率为80%。②重力除尘器直筒直径必须保证煤气流速为0.8m/s。③煤气能在沉降室停留时间为15s。④高炉炉尘物理参数见表.炉尘物理参数密度，g/cm粒径（μm）分布，%真密度2．47体积密度1．47＞16044．30160～8033．3080～5013．8450～207．2920～100．05＜101．126.3.3重力除尘设备尺寸的选择每秒煤气量：==177.79m3/s择重力除尘器煤气入口管道直径为，且煤气入口流速v0=10m/s，则由此可得：m(3)由煤气在沉降室的停留时间为45s，煤气流速v1=0.5m/s，则重力除尘器直筒段的截面积：S重=q/v1=355.58m2 根据圆形面积公式可知重力除尘器内径：==21.81m（4）除尘器直筒部分高度取H直筒=12000mm(5)直筒部分体积V直=qt=177.79×15=2666.85m3(6)经参考2516m³高炉重力除尘器，知重力除尘器内径D重=13000mm，煤气出口管直径D出=3000mm，中心管直径D中=3247mm。因此，设计的重力除尘器的煤气出管口D出=﹙3000/13000﹚×21810=5033.07mm，取半净煤气管道的直径为5000mm中心管直径D中=﹙3247/13000﹚×21810=5447.47mm，取5500mm。中心管长度L中=13500mm上锥体高度H上锥=﹙21810-4200﹚×0.5×tan50°=10493.40mm下锥体高度H下锥=﹙21810-900﹚×0.5×tan50°=12459.78mm除尘器的容积V=Q×t=177.79×45=8000.55m³式中：V——除尘器容积，m³；Q——处理气体量，m³/s；t——气体在除尘器内停留时间，s，一般取30~60s，本次取45s。除尘器的长度L=V/S=2886.075/128.27=22.5m式中：L——除尘器长度，m；V除尘器容积，m³；S—除尘器截面积，m³。(7)除尘器出口煤气流速V2，且煤气密度为，则m/s6.3.4积灰量及灰斗设计1．积灰量 由前面工艺计算知，吨铁产生的炉尘量60.21kg，高炉日产铁8000t，则高炉每天产生的炉尘量为60.21×8.8=529.85t，设计重力除尘器除尘效率为80%，则由重力除尘器除去的灰量为529.85×80%=423.88t，炉尘的堆密度约为0.6t/m3,炉尘体积V尘=423.88/0.6=706.47m32．灰斗高度根据要求，设计灰斗应满足容纳三天的积灰量，故灰斗容积V斗≥3V尘=3×706.47=2119.41m3。最小灰斗高度符合公式4/3π·（D/2）2·h4′=1478.74，解得h4′=2.97，故取灰斗高度h4=4m。3．排灰口直径，取f=0.9m。由重力除尘器压力损失计算公式得：Pa6.3.5出口含尘浓度g/m36.3.6重力除尘器参数 重力除尘器参数表除尘器直径D21810mm直径部分高度h512000mm除尘器入口管径d4760mm除尘器出口管径g3000mm灰斗下口口径f900mm灰斗倾角出口含尘浓度C26.3g/m3除尘器压力损失P131.6Pa除尘器除尘效率80%灰斗高度h44000mm除尘器上截锥体高度h6除尘器下截锥体高度h710493.40mm12459.78mm中心管直径5500除尘器及粗煤气管道设备6.4.1煤气遮断阀煤气遮断阀设置在重力除尘顶部，高炉与重力除尘器之间的荒煤气管道上，为常通阀，只有在高炉休风时落下关闭，将高炉与煤气除尘系统隔开。遮断阀关闭时必须密封严密，开启时煤气通过的压力降妖小。遮断阀一般采用钟罩式结构。遮断阀的启闭采用电动卷扬机驱动。遮断阀特性见表遮断阀结构特性直径，mm89013001790179024602750行程，mm200030003600420058005500提升部件总重量，kg417～72023464573重量，kg51612274678841398406.4.2清灰阀及煤气灰搅拌机煤气清灰搅拌机设置在重力除尘器、旋风除尘器、布袋除尘器、布袋除尘器箱体等干式煤气除尘设备的集灰斗下面，用以排出集灰斗内的积灰。其结构如图所示。清灰时，带有叶片的一对的一对轴相对转动，煤气灰被螺旋叶片推向前进，同时不断喷水冷却，灰尘被湿润降温，避免了灰尘飞扬。常用规格的煤气清灰搅拌机性能清灰阀的结构特性直径，mm阀盖重，kg重锤数，个每个重锤重量，kg重量，kg300201104304350321142550360266170306600160510011306.5布袋除尘器形式根据设计要求，布袋除尘器应处理的煤气量Qc=Q×(273＋Tc)×101.325×(1＋K)/273Pa式中Qc—设计处理煤气量，m3/h；Q—高炉煤气发生量，m3/h；Tc—除尘器内气体温度，℃；K—除尘器前漏风系数，%；Pa—环境大气压，KPa。由前面工艺计算知，Q=640026.67m3/h，炉顶正常温度在150℃～200℃，一般为200℃，煤气经炉顶管道及重力除尘装置的自然温降为20℃～50℃，取Tc=180℃。淄博地区年平均大气压746.7mmHg，则Pa=746.7/760×101.325KPa。布袋除尘器的漏风系数一般小于2%，取K=2%。带入相关数据求得：Qc=1014937.02m3/h由于处理风量适中，高炉为4000立方米级，可选用脉冲喷吹布袋除尘器6.6滤料的选择本设计采用的布袋除尘器要处理温度为180℃左右，含尘浓度为2.38g/m3的高温烟气，要求滤袋应具有良好的耐高温、耐腐蚀及耐磨能力，通过对各种滤料的对比，选用了氟美斯复合针刺毡纤维（FMS-9806）滤袋。氟美斯复合针刺毡纤维（FMS-9806）滤袋式一种复合新型材料，用微细玻璃纤维与耐高温化学纤维P84复合，利用特殊工艺制得的新型奶高温型集尘袋用过滤毡，并采用了PTFE（聚四氟乙烯）微孔覆膜的处理工艺。这种滤料具有耐高温耐磨的特性，并能降低运行阻力，提高过滤风速。对于采用PTFE微孔覆膜滤料，因其基布表面所覆的薄膜代替了粉尘初层且孔隙率较高，所以过滤时，粉尘捕集在薄膜表面而不进入基布内部，其过滤效率和阻力决定了薄膜的特性，过滤效率高；又由于膜的憎水性，可使清灰变得容易，覆膜滤料清灰是借助粉尘的自重和清灰功能使粉尘很容易从滤袋表面脱落，即粉尘剥离率高，系统运行阻力较低且较稳定，所以使用覆膜滤料可使袋式除尘器过滤机理由深层过滤进展到真正的表面过滤。氟美斯复合针刺毡纤维（FMS-9806）性能见表FMS-9806产品性能项目性能参数厚度，mm单位质量，g/m推荐过滤风速，m/min耐温，℃透气性，dm3/（m2·s）特点应用1.8≥8001.2～1.580～28090耐高温型，P84，玻纤黑炭、钢铁行业6.7清灰方式的确定前面设计重力除尘器除尘效率为80%，因此经重力除尘器除尘后的煤气含尘浓度为60.21×（1-80%）=12.04g/m3，本设计采用氟美斯复合针刺毡纤维滤袋，设计要求除尘器阻力损失控制在3～6KPa，故此清灰方式选用脉冲反吹是较为合理的。6.8过滤气体速度、过滤面积、滤袋尺寸、滤袋数目的确定（1）过滤速度根据滤料为氟美斯复合针刺毡纤维，清灰方式为脉冲反吹，可以确定气体的过滤速度在1.2～1.5m/min范围，参考韶钢750立方米级高炉干法除尘工艺设计，选取v=1.2m/min。（2）过滤面积A=Qc/60v=1014937.02/(60×1.2)=14096.35㎡（3）滤袋尺寸、数目 参考包钢220m3高炉布袋除尘器，选用滤袋规格为130×6900。滤袋数量可由除尘器总过滤面积与单个滤袋的过滤面积求得n=A/294=14096.35/（3.14×0.13×6.9）=5004.78（条）每个箱体布置滤袋条数为400条，则需箱体个数n为：n=N/400=5004.78/400=12.5（个），取13个。由于布袋属于易损件，寿命一般为1.5年到2年，所以当某一布袋箱体内滤袋破损出现故障需要检修时，为了保证一个箱体的检修不至于过大地影响其它箱体正常工作，需要在布袋箱体进出口管上增设切断阀；并且在设备投资允许的条件下，应留两个布袋除尘器作备用，一个清灰，另一个检修。现选择箱体个数n=14个，然后验算布袋总条数N为：N=400×n=400×14=5600(条)这样，除尘器就有足够的能力保证在箱体检修时仍然能正常工作。6.9除尘器平面布置（1）除尘器的边长计算袋式除尘器有几个矩形箱体构成，当每个布袋箱体的布袋较多时，应分成几组布置，个组之间流出400mm的通道以便检修，边缘的空间为300mm。采用正方形布置。本设计的除尘器箱体为正方形，每个箱体分为4组，每组的布袋个数为100个，横纵各为10个，则箱体边长L为：式中：n——每组每列滤袋个数（条）a——滤袋间的中心距a=d+(40-60)N——沿各方向滤袋的组数（组）S——每相邻两组滤袋最边上滤袋的中心距S=d+400mmm——靠箱边滤袋中心至箱体内壁距离m=d/2+300mm根据以上公式，具体布置参数为：n=14条N=2组a=d+=130+40=170mmS=d+400=130+400=530mmm=d/2+300=130/2+300=365mm则除尘室每个箱体边长L=（14-1）×170×2+（2-1）×530+2×365=5674mm（2）除尘器的总高度H=L1+H1+H2+H3式中L1——滤袋层高度mmH1——气体分配层高度mmH2——灰斗高度mmH3——灰斗排尘孔距地坪高度mm取本设计的箱体高度为H=9880mm。（3）箱体布置 由于本设计共有16个箱体，箱体单排布置采用单排一列式。6.10除尘系统附属设备阀门高炉煤气除尘系统的阀门主要有遮断阀、煤气放散阀、高压调节阀组及叶形插板等。煤气遮断阀遮断阀应能满足高炉休风时，迅速将高炉和煤气管道隔开。目前使用的都是带两个锥形的盘式阀，装在除尘器喇叭管的顶端。阀的操纵是用手动或电动卷扬，通过钢绳传动机构进行的。提升此阀所需的力，应考虑被提升部件的重量、阀盘上煤气灰、沙子的重量及煤气压力。为了避免冲击，钟型阀升降速度不得超过0.1～0.2m/s。遮断阀结构特性见表遮断阀结构特性直径，mm89013001790179024602750行程，mm200030003600420058005500提升部件总重量，kg417～72023464573重量，kg5161227467884139840煤气放散阀煤气放散阀应能满足在高炉休风时，迅速将煤气排入大气。并应避免在放散时发出强烈噪音。在上升管的顶端、除尘器的上圆锥体及遮断阀圆筒的顶端均安装有不同直径的煤气放散阀。当高炉休风、复风或开炉时，打开放散阀，通入蒸汽将煤气或空气赶入大气中去。从炉前蒸汽包上接一蒸汽管通入除尘器内。在蒸汽包上另接一支管通向遮断阀的密封处。由于喇叭管内煤气无法放走，所以有的设计在喇叭管最上部，遮断阀关闭位置以下有两个小孔，以便休风时放走喇叭管内的煤气。煤气放散阀特性见表。煤气放散阀特性直径，mm型式行程工作压力，kg/cm2工作温度，℃重量，kgΦ400揭盖式9000.1～0.15300～400507Φ400揭盖式9001.5300～4001673Φ600揭盖式9001.2～3001640Φ800揭盖式9001.34002119Φ800揭盖式9001.51721在粗煤气管道及除尘器上均应设置人孔。人孔的位置不要装在衬板处。在人孔处应设梯子和平台。在除尘器下部圆锥体上设有拨灰孔。其作用是因煤气灰结块而放不出灰时，以便打开拨灰孔人工拨灰。中小型炉子有一个拨灰孔，大型高炉有两个对称分布的拨灰孔，两拨灰孔之间设一人孔。煤气调节阀组煤气调节阀组设置在高炉煤气除尘系统精细除尘后面的净煤气管道上，用来调节和控制高炉炉顶压力。对煤气调节阀组的基本要求是调节灵敏度高，气流通过阀组的压力降小。调压阀组设置在煤气除尘系统二级文氏管之后，用来调节和控制高炉炉顶压力。在调节阀组的每个阀前均设有中心喷水装置，当煤气高速流动时，水汽扰动，起着煤气除尘作用。这里必须指出的是，为了适应煤气余压透平机工作，在采用透平机的煤气除尘系统中，煤气调节阀组前不能再设置喷水嘴，以避免增加净煤气的湿度，防止透平机被灰尘黏结。煤气调节阀组设置在高炉煤气除尘系统精除尘后面的净煤气管道上，用以调节高炉炉顶煤气压力。对煤气调节阀组的基本要求是调节灵敏度高，气流通过阀组的压力降小。煤气调节阀组一般由四个蝶形阀和一根常通管组成，如下图图中1—Φ250常通阀；2—Φ750调解阀；3—Φ400调解阀；4—给水环管；5—冲洗阀板给水支管其中直径为Φ250mm的常通管的作用是为了防止其他四个蝶形阀因故关闭时，保证煤气仍可流通而不被切断。三个直径为Φ750mm蝶形阀为电动操纵，直径为Φ400mm的碟形阀为自动控制的，当三个Φ750mm蝶形阀逐次关闭后，高炉进入高压操作，Φ400mm的自动控制阀则通过不同开启程度来维持炉顶压力在规定水平。在调节阀组的每个阀前均设有中心喷水装置，当煤气高速流动时，水气扰动，起着煤气防尘作用。这里必须指出的是，为了适应煤气余压透平机工作，在采用透平机的煤气除尘系统中，煤气调节阀组前不能再设置喷水嘴，以避免增加净煤气的温度，防止透平机被灰尘粘结。叶形插板为了把高炉煤气除尘系统与煤气管网隔开，在精除尘设备后的净煤气管道上设置叶形煤气切断阀，即叶形插板。叶形插板一端为通孔板，另一端为无孔板，开通时用通孔端将两侧煤气管道切断。插板处于切断状态时，煤气只能漏入大气而不能进入对面的管道内。叶形插板的夹紧机构形式，有机械夹紧式和热力夹紧式，国内高炉的叶形插板一般采用前者。机械夹紧式叶形插板是依靠人力经机械传动，将插板的两个法兰分开或压紧；热力夹紧式应插板则是借助蒸汽管道的热膨胀，将插板的两个法兰分开，依靠管内通水冷却，使管道产生收缩将两个法兰压紧。在煤气管道切断，均需安装叶形插板。吨铁成本核算和经济指标评价吨铁成本核算成本项目计量单位淄博单价配比单位用量单位成本一、原燃料1331.78原主材料100.00%1723.56844.881、天然块矿t54510.00%0.17235693.932、烧结矿t47680.00%1.37848656.333、球团矿t54910.00%0.17235694.62燃料100.00%0.61277484.431、焦炭t92584.90%0.41677385.512、煤粉t32115.10%0.19662.92辅助材料100.00%2.471、硅石t75100.00%0.032912.472、石灰石t850.00%00二、动力t126127.841、高炉煤气GJ22.29981.5233.902、焦炉煤气GJ23.72530.03230.773、精制焦炉煤气GJ26.60650.35979.573、蒸汽GJ21.18850.081.904、软水循环水m30.142131.4554.475、普通循环水m30.70351.5851.116、生产水m33.53960.451.607、电kwh0.3431.0210.488、冷风km339.9821.08443.349、空气km369.59460.04092.8510、氮气km387.91740.04223.7111、氧气m30.39935.43914.14三、回收项-112.0471、高炉粗煤气GJ20-5.164-103.282、瓦斯灰t40-0.0192-0.76673、水渣t5004、环境除尘灰t50005、回收TRT发电t8-1-8四、人工费用t283030五、制造费用t555555六、折旧费t202020合计1452.57设计方案的经济指标分析从上表可以看出生产一吨生铁成本为1389.0753元，其中原材料费用以及燃料约占总成本的91%。回收项约产生112.0467元的回收金额。可以通过调节矿石比例以及降低焦比提高煤比来降低生产成本，也可以通过增加回收项来降低成本，比如提高TRT回收发电率，加强水渣的重复利用等。高炉煤气、炉渣处理技术及其对环境和安全影响的分析评价高炉煤气、炉渣处理技术8.1.1煤气处理技术（TRT煤气处理技术）TRT装置在工艺中的设置一般是：高炉产生的煤气经过重力除尘器、塔文系统/双文系统/比肖夫系统，进入TRT装置，TRT与减压阀组是并联设置。高压的高炉煤气经过TRT的入口蝶阀、入口插板阀、（调速阀）、快切阀，进入透平机膨胀作功，带动发电机发电，自透平出来的低压煤气，进入低压煤气系统。发电机的出线断路器接在10kv系统母线上，经变电所与电网相连，当TRT运行，高炉正常时，发电机向电网送电，当高炉短期休风时，TRT不解列停机，作电动运行，从电网吸收电能。工艺流程见图TRT工艺流程图8.1.2煤气余压回收装置的主要特点1、TRT装置自动化控制水平高。可靠性强，安全性高，操作简单，检修维护的工作量小，投资回收年限短（一般了2—4年）。2、TRT装置利用高炉煤气的余压来发电，其自身消耗的能源较少。3、TRT装置运行时，不仅能确保高炉生产的高效性，湿式TRT还具有除尘高效，能进一步降低煤气中的含尘量。4、当TRT装置发出的电能需并入电网时，电网容量需大于TRT发电量的20倍以上。5、由于湿式和干式透平设施均并联在半精细和精细除尘装置之后，透平机因定期检修或其他原因停产时，只要关闭其入口和出口处的相关切断阀，对高炉的生产不会产生任何影响。6、设有煤气燃烧装置和煤气换热器，当煤气达不到150℃时，可利用该装置燃烧部分煤气，但产生的废气混入煤气流，是煤气发热值降低，产生不利作用；当煤气温度高于280℃时要损伤滤袋，此时需将煤气通入换热器，温度降到280℃以内再进入除尘器。8.1.3水处理技术方案针对该系统特点,主要从以下三个方面进行控制:控制悬浮物;优良的阻垢剂配方减缓系统结垢;制定合理的水质控制指标。悬浮物控制:控制水处理设备—斜管沉淀罐出水悬浮物平均指标小于80m岁;L投加阻垢剂:投加分散稳定剂,利用药剂的分散作用、晶格畸变效应,控制晶体的成长,有效防止水垢生成;制定水质控制指标:在水质控制指标范围内可有效发挥药剂分散阻垢作用,减缓系统结垢趋势。该系统控制指标如表l。系统水处理研究在控制出水悬浮物方面,一方面通过制定科学的加药方案、使用新型絮凝药剂配方,以及道混合器、先进加药设施的使用,使加药处理效果得到保证,斜管沉淀罐出水悬浮物控制指标小于80m梦L,可防止设备淤积堵塞,满足生产工艺要求,另一方面是采用了科学的操作规程与管理方法,斜管沉淀罐清理、排泥工作严格按照规程进行,都使斜管沉淀罐的出水悬浮物指标得到有效控制。通过现场工业实验可知,在排污不利的情况下电导率平均每天增长700115c/m左右,根据电导率水中总含盐量的线性关系可知(lu盯cm相当于约0.gm酬L含盐量),该系统每天溶进的可溶性盐约为2t左右。高硬度及高电导率表明水中溶解盐的含量高,已大大超过碳酸钙的饱和浓度,生产系统结垢严重,给生产带来隐患。1）解决高炉煤气洗涤水系统结垢主要采用的几种处理方法对高炉煤气洗涤水水垢的控制,由于各地区的地理环境、冶炼工艺、炉料、水质成分的不同,其处理方法也不同。目前比较实用的处理方法是酸化法、石灰—碳化法和复合化学药剂法。3.1.1酸化法用酸化法处理高炉煤气洗涤水的基本原理是往系统中加酸(一般采用硫酸),使水中溶解度小的碳酸盐硬度转化为溶解度较大的非碳酸盐硬度。酸化法的优点是可以利用废酸,处理工艺简单。缺点是废酸来源有限,水的循环率低,仅达80%左右,补水量大,排污量较大,若这部分排污水没有接纳用户而外排将污染环境;加酸后设备容易造成腐蚀;此法只能缓解由于碳酸钙引起的结垢问题,而不能解决其它水垢引起的结垢。如西南某钢厂用酸化法处理同类循环水,由于锌类水垢严重而使该法应用效果不佳。2）石灰—碳化法石灰软化法是向水中投加石灰乳,使水中的Ca(HC03)2和Mg(HCO:):变成CaC03和Mg(OH):沉淀,去除水中的暂时硬度。碳化法是利用燃烧后的高炉煤气中的COZ与循环水中易结垢析出的CaCO。反应,生成溶解度较大的Ca(HCO3)2。石灰—碳化法在精心管理下可收到较好效果,但其工艺复杂、投资高、占地面积大、操作管理要求高、劳动强度大,因此目前已较少采用此种方法处理高炉煤气洗涤水。3）复合化学药剂法复合化学药剂法是在混凝沉淀、冷却降温及污泥脱水处理工艺的基础上,向水中投加阻垢分散复合化学药剂,使水中的结垢成分得到控制,系统的结垢问题得到明显改善。宝钢1号高炉引进煤气洗涤水经两级文氏管洗涤后流入辐射式沉淀池,经沉淀处理后的上清水通过泵加压又送回煤气洗涤文氏管而形成一个循环系统。其特点是由于煤气系统中设有余压发电装置，煤气温度可进一步降低,从而洗涤水系统可不设降温冷却塔,其结果是由于CO:损失减少而全系统碳酸钙结垢问题大为减少。为了保证循环水水质,在沉淀池人口处投加阴离子型絮凝剂,投加水质调整齐U,使水的PH值保持在7.8一8.0,促使溶解在洗涤水中的成垢盐类尽快结晶析出并与悬浮物一道在沉淀过程中被去除。在沉淀池出口管道上投加阻垢剂,可防止碳酸钙、氢氧化锌等结合生成水垢。运行结果表明,结垢控制效果明显。从以上三种结垢的控制方法可以看出,复合化学药剂法是解决高炉煤气洗涤水系统结垢问题的有效方法。该方法工艺环节少,劳动强度小,投资少,操作管理方便,易于掌握。目前济钢1号1750澎高炉煤气洗涤水系统就是参照此种方法进行处理,系统结垢问题得到有效改善。3.21号175Om,高炉煤气洗涤水水处理投产一年解决结垢问题方法通过总承包处理1号1750砰高炉煤气洗涤水系统,总结出了有效的处理方法,使系统正常运行,保证了生产工艺的要求。通过不断的探索和改进系统药剂配方,在控制系统结垢问题上取得宝贵处理经验。在处理l号1750衬高炉煤气洗涤水初期,发现水的硬度、电导率很高(可由图2、图3看出),休风时打开洗涤塔喉口发现,喉口结垢情况严重,且主要是硬垢。针对此种情况,加大了阻垢剂的投加量,利用药剂的分散作用、晶格畸变效应,控制晶体的成长,有效防止碳酸钙、氢氧化锌、氧化铁、二氧化硅等结合生成水垢。在药剂控制的同时需严格控制水中溶解盐的含量,这是因为解决高炉煤气洗涤水中溶解盐类的平衡问题是结垢控制的关键。当水中的溶解盐含量达到溶解极限时,会在设备表面结垢,因此控制系统溶解盐在安全的范围内可有效控制系统结垢。目前1号1750m,高炉煤气洗涤水系统采用补充新水的方法,用补充的新水对系统水进行稀释,保证系统水质平衡。高炉炉渣的应用高炉炉渣是高炉炼铁产生的主要废物,对它进行处理后可作为生产水泥的原料。根据国家标准，高炉粒化渣能否用于制作高标号水泥与粒化渣的化学成分和玻璃体含量有关。高炉渣的化学成分根据特定的原料条件和冶炼技术不同而不一样，我国部分地区的高炉炉渣的化学成分都能符合要求。不同的渣处理方法生产出来的粒化渣玻璃体含量差别很大。一般要求用于生产水泥的粒化渣的玻璃体化大于90%，粒化渣玻璃体化越高，其活性也越大，质量越高，经济利用价值越高。传统的水冲渣工艺采用大水量、高水压、高渣温的方法才能获得粒化渣的高玻璃体化。这样的操作带来了如下问题:①渣棉量增加、脱水效果差；②高渣温引起粒化过程中产生的硫化物增多，污染加重；③高发泡性熔渣增多，脱水困难，粒化渣含水量高；④大水量、高水压增加了能耗。分离式高炉渣粒化装置和圆盘脱水高炉渣粒化装置是先将熔渣机械粒化，再喷水冷却渣粒，然后脱水。因为水淬的是渣粒，所以这两种方法采用低水压、小水量的办法就可以获得粒化渣的高玻璃体化(大于95%)和高活性，生产出的粒化渣能够满足高质量水泥加工用料的要求。工艺流程分离式高炉渣粒化装置和圆盘脱水高炉渣粒化装置的基本原理是一样的，都是先用粒化轮机械破碎并粒化高炉渣，再喷水冷却渣粒，然后脱水的工艺。两种装置的机械粒化部分是一样的，都采用机械粒化轮。脱水器型式二者不同，分离式高炉渣粒化装置采用立式筛网脱水器，更适合于中小型高炉使用，圆盘脱水高炉渣粒化装置采用平面盘式脱水器，更适合于大型高炉使用。其主要流程：高炉熔渣从高炉出来，由渣沟流入粒化装置，经粒化轮机械破碎后在空中被冷却后进入脱水器脱水。经脱水器转鼓滤网过滤的水，通过溢流装置流入设有水位计的循环水罐，水泵将循环水罐中的水加压后送往粒化轮重新利用，循环水罐底部沉积的细颗粒水渣由一套气力提升机送回转鼓脱水器中再次过滤；脱水后的成品渣经卸料漏斗卸到运输皮带上运往储渣场。圆盘脱水高炉渣粒化装置的工艺流程与分离式高炉渣粒化装置类似，只是脱水器的型式不一样。主要技术特点分离式高炉渣粒化装置和圆盘脱水高炉渣粒化装置比传统渣处理方法突出的特点如下:(1)采用了粒化轮，该设备中空水冷，外表面喷涂耐磨金属,高速旋转将高炉渣破碎、粒化，其转速根据渣流速度可变频调速。(2)系统安全可靠：由于机械粒化高炉渣，对高炉渣温度和渣中带铁比例没有严格要求，实践证明，当炉渣带铁(甚至高达40%时)整套装置都能安全工作。(3)由于系统安全可靠,高炉不需另设干渣坑，节省用地。(4)系统能耗低：机械粒化的原理中，循环水只用于冷却粒化后的渣粒而不是直接去水淬高炉熔渣，因此所需循环水量少，渣水比仅为吨渣2t水(传统工艺为吨渣5～10t水)，电能消耗每吨渣为2.5kW·h，仅为其它方法的20%～30%。(5)脱水效果好：分离式高炉渣粒化装置采用了立式直径约6m的脱水转鼓，特别适合于场地狭窄的情况，其1～5r/min的可调转速，充分保证脱水效果。圆盘脱水高炉渣粒化装置采用直径约25m平面布置的转盘式脱水器，更适合于场地宽阔的情况。这两种装置生产的粒化渣含水率都低于10%。(6)分离式高炉渣粒化装置从适应环境和节省投资的角度出发，重点解决以下问题：①高炉炉前空间狭小；②小高炉渣口、铁口共用一套脱水器的问题；③2座或2座以上高炉共用一套脱水器的问题。(7)圆盘脱水高炉渣粒化装置使用了转盘脱水器。它转速低、脱水时间长、效果更好。在脱水过程中渣和脱水器没有相对运动，仅在往皮带卸料时对底板有磨损，因此使用寿命长、能耗低、便于维修，且对脱水器材质要求不高。对环境和安全影响的分析评价8.2.1环境分析评价用袋式干法除尘与用文丘里湿法除尘相比，每年少向环境排放粉尘：1.29×103吨，煤气排放量30万m3/h。干法除尘的煤气质量好，节焦8000多吨，这些焦碳向环境排放SO2的计算如下：高炉炉料中硫的负荷为4～6Kg/t生铁，焦碳带入的约占60%～80%，其中约5～20%的硫以气态形式随高炉煤气排出炉外。

此项目用干法除尘与湿法除尘比，每年节约新水64万吨的同时,完全避免了高浓度废水向环境中排放。煤气湿法除尘产生的污泥的再资源化一直未能解决好，常将污泥弃于渣场，给环境带来了极大的负面影响；煤气干法除尘产生的干灰可直接用于烧结生产，实现了循环利用。

用全干法袋式除尘器处理高炉煤气，经济效益和社会环保效益均较大的优于湿法除尘，且占地少，建设周期短，运行成本低，投资后收回成本时间短。煤气的干法除尘能充分利用高炉煤气的温度能和压力能，对高炉生产中降低能耗起到了关键作用；煤气质量高，扩大了高炉煤气的应用范围，提高了高炉煤气的发电量，节约了水资源，同时不会有无法利用的污泥产生。湿法除尘产生大量污水，水中含有有毒物质，经处理后排放的水中仍含有氰、硫、酚和重金属等有害物质，造成土壤和水污染，形成毒害作用。采用全干法袋式除尘技术，完全避免了湿法除尘过程中大量有毒污水、污泥的产生，从根本上解决了二次水污染及污泥的处理问题。该技术是21世纪支撑钢铁工业可持续发展的关键技术之一。8.2.2安全分析评价(1)炉顶煤气温度过低对干法除尘系统的危害1）含有较大液态水分的瓦斯灰