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文档简介

1、安徽工业大学 炼铁毕业设计说明书 ANHUI UNIVERSITY OF TECHNOLOGY毕业设计说明书设计题目:设计年产180万吨制钢生铁的炼铁厂学号:099014237班级:冶094姓名:王海东导师:汪志全2013年4月15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31

3、3.5.5供水水压323.6高炉承重结构设计33第四节 厂址选择364.1 考虑因素364.2 要求36第五节 炉顶设备385.1对装料设备的要求385.2炉顶基本结构395.3均压控制装置405.4探料装置41第六节 高炉送料系统426.1贮矿槽和贮焦槽的设计426.1.1贮矿槽的设计426.1.2贮焦槽的设计436.1.3矿槽的结构形式436.2给料机、槽下筛分与称量设计436.2.1给料机436.2.2槽下筛分436.2.3槽下称量446.3槽下运输456.4高炉上料设备46第七节 高炉鼓风系统487.1高炉鼓风机的选择487.1.1高炉入炉风量487.1.2鼓风机出口风量487.2高炉

4、热风炉设计497.2.1有关原始数据507.2.2混合湿煤气的燃烧值计算517.2.3空气需要量和燃烧生成物的计算517.2.4热风炉理论燃烧温度的计算537.2.5热风炉实际消耗煤气量和空气量的计算537.2.6热风炉热平衡的计算547.2.7热风炉系统热效率计算567.3热风炉炉体的设计567.3.1热风炉蓄热室格子砖的要求567.3.2所需加热面积的计算577.3.3热风炉尺寸的计算627.4热风炉的附属设备637.4.1助燃风机637.4.2燃烧器647.4.3热风炉阀门657.4.4煤气和助燃空气的预热设备677.5热风炉的耐火材料及砌体结构687.5.1热风炉内衬的破损机理及选砖原

5、则687.5.2砌体结构69第八节 高炉喷吹系统708.1煤粉制备工艺流程708.2喷吹工艺流程70第九节 高炉煤气除尘系统和渣铁处理系统739.1煤气除尘系统739.1.1高炉煤气除尘目的及工艺流程739.1.2煤气除尘设备及原理739.2渣铁处理系统769.2.1风口平台及出铁场769.2.2渣铁沟和撇渣器779.2.3炉前主要设备799.2.4铁水处理设备799.2.5水渣处理81第十节 车间的平面布置8410.1车间平面布置的原则8410.2高炉炼铁车间平面布置的形式84参考文献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

6、,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:180104t焦比:350kg/t煤比:160kg/t综合冶炼强度:1.05t/m3d高炉有效容积利用系数:2.197t/m3day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、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

7、处理ABSTRACTIn line with the high quality , high yield , low consumption and environmental pollution policy, design and build a blast furnace iron-making workshop producing 1.8 million irons every year in advance. Blast furnace iron-making is a main means to obtain pig iron, and one of the most import

8、ant links in the metallurgical course of steel, and the blast furnace is the main equipment of iron-making.The main economic and technical indicators of the blast furnace: Annual production: 180104t Coke: 350kg/t Coal ratio: 160kg/t Intergrated smelting intensity: 1.05t/m3d Effective capacity utiliz

9、ation coefficient of blast: 2.197t/m3day This design instruction designs the blast furnace detailedly,including introducion, the craft calculating (the batching is calculated, supplies balance and thermal balance),the furnace type of blast furnace is designed,site selection,furnace roof equipment,bl

10、ast furnace feed system,blow system,gas processing system,iron slag handing system,ejection system and ironmaking plant layout etc. Combine domestic and international the same furnace volume some advanced production operation experience and relevant data of blast furnace also while the design,strive

11、 blast furnace should designed to make accomplish highly mechanized , automation and maximizing, in the hope of reaching the best productivity effect.Keywords: BF iron-making design,material balance, slag iron disposal ,heat balance, blowing,hot blast stove,coal gas disposal,第一节 绪论1.1概述高炉冶炼是获得生铁的主要手

12、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,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

13、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

14、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

15、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

16、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。

17、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

18、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

19、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58.374.158.358.720.121.694.76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%V

20、2O5%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%CaO%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39.8645.21

21、10.756.680.164.024.88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

22、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+1600.8=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/dm3氢的高炉利用率:0.

23、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0.0020.50.00.20.9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=(13500.12%+1500.01%+

24、1000.03%-180.16%+3500.01%+1600.52%)62/1421/1000=0.11%(2)生铁中Mn按原料带入量的50%计算,则:Mn=(13500.39%+1500.17%+1000.12%-180.14%)55/7150%1/1000=0.22%(3)生铁中的C量为:C=(1.30+2.57150010-3+0.040.22-0.350.11-0.030.4-0.540.03)/100=5.10%(4)生铁中的V为:V=1500.0003102/1820.2/1000=5.0410-6(5)生铁中的Ti为:Ti=(13500.11%+1501.77%)48/800.9

25、/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(%)FeMnPSSiTiVC93.920.220.110.030.40.225.0410-45.102.1.4矿石需求量的计算焦炭带入的铁量:3500.79%56/72=2.15kg煤粉带入的铁量:1600.80%112/160=0.90kg炉尘带走的铁量:18(45.21112/160+10.7556/72)=7.20kg进入渣中的铁量:939.20.002/0.998=1.88kg设需烧结矿X kg/t,球团矿固定150 kg/t

26、,天然矿Y kg/t。根据铁平衡939.2+7.20+1.88=58.40%X+15060.09%+63.85%Y+2.15+0.90碱度平衡铁水等价带走的SiO2量=10000.4%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=(1379.890.12%+1500.01%+77.600.03%-180.16%+3500.01%+1600.52%)62/1421/1000=0.11% (2)生铁中含Mn= (1379.890.39%+1500.17%+77.600.12%-180.14%)55/7150%1/100

27、0=0.22%(3)生铁中含C=(1.30+2.57150010-3+0.040.22-0.350.11-0.030.4-0.540.03)/100=5.10% (4)生铁中含V=1500.0003102/1820.2/1000=5.0410-6(5)生铁中含Ti=(1379.890.11%+1501.77%)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(%)FeMnPSSiTiVC93.920.220.110.030.40.225.0410-45.102.1.6渣量及炉渣成分计算Ca

28、O=3500.0026+1600.0022+1379.890.0872+1500.0069+77.600.0062-180.0668=121.90kgSiO2=3500.068+1600.0546+1379.890.0476+1500.068+77.600.037-180.0488=110.41kgAl2O3=3500.0424+1600.0288+1379.890.0171+1500.0167+77.600.0162-180.025=46.08kgMgO=3500.0014+1600.0032+1379.890.0169+1500.0060+77.600.0042-180.0402=24.8

29、2kgMnO=(1379.890.0039+1500.0018+77.600.0012-180.0014) 0.5=2.86kgFeO=93.9272/560.002/0.998=2.42kgS=3500.0068+1600.0039+1379.890.0001+1500.0004+77.600.0006-180.002-10000.03%=2.91kgTiO2=(1379.890.0011+1500.0177) 0.9=3.76kgV2O5=1500.00030.2=0.01kg表2-8炉渣的成分组成CaOSiO2Al2O3MgOMnOFeOTiO2kg121.90110.4146.0824

30、.822.862.423.76%38.6835.0314.627.880.910.771.19组成V2O5SCaO/ SiO2kg0.012.91315.171.2%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:SiO2:35.03100/96.21=36.41CaO:38.68100/96.21=40.20MgO:7.88100/96.21=8.19Al2O3:14.62100/96.21=15.20所

31、以:(R0)=50-0.25(Al2O3)+3(S)- =50-0.2515.20+30.245-=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=3500.8605+1600.7431=420.07kg(2)溶入生铁中的C量GC生铁=10000.0510=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)

32、炉尘带走的碳量GC炉尘=180.2555=4.60kg(5)直接还原消耗的C量锰还原消耗的C量=10000.002212/55=0.48kg磷还原消耗的C量=10000.001160/62=1.06kg硅还原消耗的C量=10000.00424/28=3.43kg钛还原消耗的C量=10000.002224/48=1.10kg铁直接还原消耗的C量=939.212/560.40=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=2.9112/32=1.09kg风口前燃烧的碳量GC燃=420.07-51.0-4.20-4.60-86

33、.57-1.09=272.61kg2.风量计算(1) 鼓风中氧的浓度=21%(1-1.5%)+0.51.5%=21.44%(2) 风口前碳燃烧消耗的氧=272.6122.4/24=254.44m3(3) 焦炭带入氧量=3500.002322.4/32=0.56m3(4) 煤粉带入氧量=1600.00822.4/32=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=252.98/21.44%=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=4.2022.4/12=7.84m3焦炭挥发分中的CH4

34、量=3500.000422.4/16=0.20m3煤粉挥发分中的CH4量=1600.02822.4/16=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=1179.941.5%=17.70m3焦炭水分分解产生的H2量=3500.002322.4/18=1.00m3焦炭挥发分中的H2量=3500.002622.4/2=10.19m3煤粉挥发分中的H2量=1600.01622.4/2=28.67m3煤粉水分分解产生的H2量=1600.00822.4/18=1.59m3生成甲烷消耗的H2量=4.202=8.40 m3炉缸煤气中H2的总量=

35、17.70+1.00+10.19+28.67+1.59=59.15m3参加间接还原消耗的H2量=59.150.35=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=1379.8974.14%+15084.22%+77.6090.31%+1600.8%-1845.21%=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=0.185160/2=14.80kg由CO还原的Fe2O3的量=1212.60-14.80=1197.80kg故CO2还=1

36、197.8022.4/160=167.69m3CO还原FeO为Fe生成CO2的量=939.92(1-0.4-)22.4/56=206.62m3焦炭挥发分中的CO2量=3500.30%22.4/44=0.53m3煤粉挥发分中的CO2量=1602.5%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=272.6122.4/12=508.87m3直接还原生成CO量=86.5722.4/12=161.60m3焦炭挥发分中的CO量=3500.3%22.4/28=0.84m3煤粉挥发分中的CO

37、量=1607.7%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=3500.13%22.4/28=0.364m3煤粉带入的N2量=1600.5%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2-8表2-9煤气成分表成分CO2CON2H2CH4m3376.88306.85919.1730.05

38、14.311647.26%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=1179.941.28=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=1647.261.387=2284.74kg(3) 煤气中的水分氢气参加还原生成的水分量=20.702/22.418/2=16.63kg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1379.89

39、38.04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:= - =376.88-2.04-0.53=374.31m3=33436.212/22.4=374.3133436.212/22.4=6704734.30kJ其中:33436.2为

40、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9840.612/22.4=296.169840.612/22.4=1561281.48kJ其中:9840.6为C氧化为CO的反应热由上述计算可得: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%)1179.941708.9+1179.941.5%2110.5=2023507.43kJ-1200下

41、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=16.6313454.09=223741.52kJ(4)CH4生成热生产1kgCH4产生的热量为4709.56kJ=4709.5616/22.4=14.314709.5616/22.4=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)800.6740=82491.67 kJ故Q收=8266015.78+2023507.43+223741.52+48138.43+82491.67 =106438

42、94.83 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=1379.898.35%+1501.46%+77.600.82%+3500.79%-1810.75% =118.88 kJ=1379.89 74.14%+15084.22%+77.6090.31%+1600.80%-1845.21% =1212.60kg入炉矿石中FeO一般有20%到35%以2FeOSiO2形态存在(取20%),其余以Fe3O4存在。=GFeO20%=118.8820%=23.78kg=118.8880%=95.10kg=95.10160/72=211.33kg=-=1212.60-211.

43、33=1001.27kg=+=95.10+211.33=306.43kg因为2FeOSiO2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=23.784078.25=96980.79kJ=306.434803.33=1471884.41 kJ=1001.275156.57=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7366.02kJ=0.22%10007366.02=16205.24kJ

44、Si氧化物分解吸热由SiO2分解产生的1kgSi吸热31102.37kJ=0.4%100031102.37=124409.48kJP氧化物分解吸热由P2O5分解产生1kgP吸热35782.6kJQP分=0.11%100035782.6=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8359.05kJQ脱S=GS渣8359.05=2.918359.05=24324.84 kJ(3)碳酸盐分解吸热=0.62% 77.602

45、2.4/56=0.19m3=0.42%77.6022.4/40=0.18m3所以Q碳酸分=0.1944/22.44048+0.1844/22.42489 =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0.01513454.118/22.4=1179.940.01513454.118/22.4 =191350.82kJ(5) 铁水带走的热量铁水带走的热量为1259.85kJ/kgQ铁水=10001259.85=1259850kJ(6) 炉渣带走的热量炉渣带走的热量为1910.26kJ/kgQ渣=315.17

46、1910.26 =602056.64kJ(7) 煤粉分解吸热煤粉分解吸热1048kJ/kgQ煤粉=1601048 =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N2CO2COH2CH4H2O比热容kJ/m31.2841.7771.2841.2781.6101.605干煤气带走的热量Q干煤气=(1.777376.88+1.284306.85+1.284919.17+1.27830.05+1.61014.31)200=461073.69kJ煤气中水带走的热量=1.60516.6322.4/18(200-100)=3321.57k

47、J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0.7542kJ/kgQ炉尘=G尘0.7542200=180.7542200=180.7542200=180.7542200=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=1064389

48、4.83-9626723.11=1017171.72kJ2.3.3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.

49、36喷吹物分解热1676801.58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:355天;年产量:P =180104t 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/355=5070t燃料比K=350+160

50、0.8=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=2307.88m3取VU=2307.88m3(2)炉缸尺寸炉缸的直径d=0.4087VU0.4205=0.40872307.880.4205=10.6m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=1.76m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=hz+a+b=1.76+1.3+0.44=3.5m(3) 死铁层厚度取h0=1.2m(4) 炉腰直径D、炉腹角、炉腹高度h2和HU选取D/d=1.09,则D=1.0910.6=11.6m选=81,则炉腹高度h2=

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