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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220万吨制钢生铁的炼铁厂 学号:129014131 班级:冶121 姓名:黄强 导师:汪志全 0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112.1.7炉
2、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2213.3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313.5
3、.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4326.2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高炉热风
4、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则6
5、837.5.2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874安徽工业大学 炼铁毕业设计说明书摘要高炉炼铁是获得生铁的重要手段,是钢铁冶金中的基础环节,同时也
6、是最重要的环节。本设计建造一座年产220万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:220×104t焦比:360kg/t煤比:150kg/t综合冶炼强度:1.0t/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、渣铁处理系统、高炉喷吹系统和炼铁车间的布置等。 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ABS
7、TRACTBlast furnace is an important means of obtaining pig iron, it is the basic link of iron and steel metallurgy , but also the most important aspects .In line with the high quality , high yield , low consumption and environmental pollution policy, design and build a blast furnace iron-making works
8、hop producing 2.2 million irons every year in advance. Blast furnace iron-making is one of the most important 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: 220
9、×104t Coke: 360kg/t Coal ratio: 150kg/t Intergrated smelting intensity: 1.0t/m3·d Effective capacity utilization coefficient of blast: 2.197t/m3·day This design instruction designs the blast furnace detailedly,including introducion, the craft calculating (the batching is calculated, s
10、upplies balance and thermal balance),the furnace type of blast furnace is designed,site selection,furnace roof equipment,blast furnace feed system,blow system,gas processing system,iron slag handing system,ejection system and ironmaking plant layout etc. Keywords: BF iron-making design,material bala
11、nce, slag iron disposal ,heat balance, blowing,hot blast stove,coal gas disposal.第一节 绪论1.1概述随着改革开放的到来,我国的经济飞速发展,也促进了钢铁业的飞速发展。但是由于钢铁业是资源消耗大户,尤其是能源消耗,同时高炉所产生的废气废渣等如果不做适当的利用或处理,对环境会形成极大的破坏,因此钢铁业的发展又面临着严峻的挑战。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
12、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。 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,耐侵蚀密封
13、性好,工作可靠,寿命长,而且具有足够的生产能力。1.2 高炉炼铁设计的基本原则新建炼铁高炉在可行性、环保、安全性、经济性等方面多做细致深入的考虑,可归纳为以下几项基本原则1:(1)合法性 确保设计原则和设计方案符合国家工业建设的方针和政策。(2)客观性 以事实客观的数据为设计依据,保证能成功地付诸实施。(3)先进性 设计必须根据高炉的当前以及未来发展趋势,反映出钢铁研究领域的最新研究成果。(4)经济性 在综合各方面的考虑的情况下,选择单位产品经济效益最佳的方案。(5)综合性 在设计中,要从全局考虑,尽量做到各部分设计之间能相互协调,不冲突矛盾。(6)发展远景 必须充分考虑到车间将来增产扩大规模
14、的可能性,留有足够的扩建空间。(7)安全和环保 确保生产不会对周边的生态环境造成破坏,并且保障各岗位工作人员的人生安全。(8)标准化 在设计时应尽量采用标准化的设计,这样可以缩短建设时间,节约建设成本。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。
15、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。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
16、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
17、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
18、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56.5571.908.010.300.152.05.5天然矿62.9088.930.830.600.030.404.1炉尘39.9545.3910.786.650.154.004.85项目%Al2O3%MnO%TiO2%V2O5%S/2烧损烧结矿1.830.050.130.070.01天然矿1.600.100.000.000.042.85炉尘2.500.13C=25.500.10表2-2 校核后原料成分资料项目%Fe%Fe2O3%FeO%CaO%P
19、2O5%MgO%SiO2烧结矿71.958.010.310.152.05.5天然矿88.490.830.600.030.104.13炉尘39.9510.786.650.154.004.85项目%Al2O3%MnO%TiO2%V2O5%S/2%烧损%烧结矿1.830.050.130.070.010.00100天然矿1.610.100.000.000.042.86100炉尘2.500.13C=25.500.010.00100表2-3焦炭成分固定碳灰分(12.8%)SiO2Al2O3CaOMgOFeOP2O585.406.324.330.240.120.780.01挥发分(1.25%)全硫合计H2O
20、CO2COCH4H2N20.300.300.050.250.350.551000表2-4煤粉成分灰分(13.86%)SiO2Al2O3CaOMgOFe2O38.104.220.320.500.72CHONS78.633.902.700.450.461002.1.2参数设定焦比:360kg/t 煤比:150kg/t 燃料比:510kg/t铁水温度:1500 炉渣温度:1540 炉尘吹出量:20Kg/t炉顶煤气温度:200 鼓风温度:1180 入炉烧结矿温度:80 直接还原度:0.45 炉渣碱度:1.2鼓风湿度:1.6% 综合冶炼强度:1.0t/d·m3Si:0.40% S:0.03%C
21、=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1250kg,天然矿的用量是250kg。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=(1250×0.15%+250×0.03%-20×0.15%+360×0.01%)×62
22、/142×1/1000=0.085%(2)生铁中Mn按原料带入量的50%计算,则:Mn=(1250×0.05%+250×0.10%-20×0.13%)×55/71×50%×1/1000=0.033%(3)生铁中的C量为:C=(1.30+2.57×1500×10-3+0.04×0.033-0.35×0.085-0.03×0.4-0.54×0.03)/100=5.10%(4)生铁中的V为:V=1250×0.07%×102/182×0.2/1
23、000=9.81×10-5(5)生铁中的Ti为:Ti=1250×0.07%×48/80×0.9/1000=0.088%(6)生铁中的Fe为:Fe=100-(0.4+0.03+0.085+0.033+5.10+0.088)/100=94.26%表2-6预定铁水成分(%)FeMnPSSiTiVC94.260.0330.0850.030.40.0889.81×10-55.102.1.4矿石需求量的计算焦炭带入的铁量:360×0.78%×56/72=2.184kg煤粉带入的铁量:150×0.72%×112/160
24、=0.756kg炉尘带走的铁量:20×(45.39%×112/160+10.78%×56/72)=8.03kg进入渣中的铁量:939.2×0.002/0.998=1.89kg设需烧结矿X kg/t,天然矿Y kg/t。根据铁平衡942.6+8.03+1.89=56.55%X+62.90%Y+2.184+0.756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=1396.04kg,Y=254.56kg2.1.5生铁成分校核(1)生铁中含P=(1396.04×0.15%+254
25、.56×0.03%-20×0.15%+360×0.01%)×62/142×1/1000=0.095% (2)生铁中含Mn= (1396.04×0.05%+254.56×0.1%-20×0.13%)×55/71×50%×1/1000=0.036%(3)生铁中含C=(1.30+2.57×1500×10-3+0.04×0.036-0.35×0.095-0.03×0.4-0.54×0.03)/100=5.10% (4)生铁中含V=13
26、96.04×0.07%×102/182×0.2/1000=1.1×10-4(5)生铁中含Ti=1396.04×0.13%×48/80×=0.098%(6)生铁中含Fe=100-(0.4+0.03+0.095+0.036+5.10+0.098+0.011)/100=94.23%表2-7校核后铁水成分(%)FeMnPSSiTiVC94.230.0360.0950.030.40.0981.1×10-45.102.1.6渣量及炉渣成分计算CaO=360×0.0024+150×0.0032+1396.04
27、×0.1031+254.56×0.006-20×0.0665=145.47kgSiO2=360×0.0632+150×0.081+1396.04×0.055+254.56×0.0413-20×0.0485=122.10kgAl2O3=360×0.0433+150×0.0422+1396.04×0.0183+254.56×0.0161-20×0.025=51.06kgMgO=360×0.0012+150×0.005+1396.04×0.0
28、2+254.56×0.0040-20×0.040=29.33kgMnO=(1396.04×0.0005+254.56×0.001-20×0.0013) ×0.5=0.46kgFeO=94.23×72/56×0.002/0.998=2.43kgS=360×0.0055+150×0.0046+1396.04×0.0002+254.56×0.0008-20×0.002-1000×0.03%=2.85kgTiO2=1396.04×0.0013 ×
29、;0.9=1.63kgV2O5=1396.04×0.0001×0.2=0.028kg表2-8炉渣的成分组成CaOSiO2Al2O3MgOMnOFeOTiO2kg145.47122.1651.0629.330.462.431.63%40.9334.3714.378.250.130.680.46组成V2O5SCaO/ SiO2kg0.0282.85355.421.2%0.010.801002.1.7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=34.37+40.93+14.37+8.2
30、5=98.17换算为100%后:SiO2:34.37×100/98.17=35.01CaO:40.39×100/98.17=41.69MgO:8.25×100/98.17=8.40Al2O3:14.37×100/98.17=14.64所以:(R0)=50-0.25(Al2O3)+3(S)- =50-0.25×14.64+3×0.245-=44.42(R0) =CaO+MgO+FeO+MnO=41.69+8.25+0.68+0.13=50.75(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)
31、燃料带入总C量GC总=G焦C焦+G煤C煤=360×0.8540+150×0.7863=425.385kg(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%×425.385=4.254kg(4)炉尘带走的碳量GC炉尘=20×0.2550=5.10kg(5)直接还原消耗的C量锰还原消耗的C量=1000×0.00033×12/55=0.072kg磷还原消耗的C量=1000×0.00085×6
32、0/62=0.823kg硅还原消耗的C量=1000×0.004×24/28=3.43kg钛还原消耗的C量=1000×0.00098×24/48=0.49kg铁直接还原消耗的C量=942.6×12/56×0.45=90.89kg故GC直=0.072+0.823+3.43+0.49+90.89=95.705kg (6)脱硫消耗的C量GC脱硫=2.91×12/32=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
33、.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=252.98/21.44%=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
34、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
35、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=1379.89×74.14%+150×84.22%+77.60×90.31%+160×0.8%-18×45.21%=1212.60k
36、g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-)×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%
37、215;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CO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
38、.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2-8表2-9煤气成分表成分CO2CON2H2CH4m3376.88306.85919.1730.0514.311647.26%22.8818.6355.801.820.871002.2
39、.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=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1379.8938.04生
40、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=×33436.2×12/22.4=374.31×33436.2×12/22.4=67047
41、34.30kJ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: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×
42、;×=(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4709.56kJ=×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
43、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%+77.60×0.82%+350×0.79%-18×10.75% =118.88 kJ=1379.89 ×74.14%+150×84.22%+7
44、7.60×90.31%+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=-=1212.60-211.33=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
45、.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7366.02kJ=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%×1
46、000×31102.37=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8359.05kJQ脱S=GS渣×8359.05=2.91×8359.05=24324.84 kJ(3)碳酸盐分解吸热=0.62% ×77.60×2
47、2.4/56=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×0.015×13454.1×18/22.4=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.
48、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=(1.777×376.88+1.284×
49、;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0.7542kJ/kgQ炉尘=G尘×0.7542×200=18×0.7542×200=18×0.7542×200=18×0.7
50、542×200=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=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82660
51、15.7877.60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1676801.58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
52、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 =180×104t 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/355=5070t燃料比K=350+160×0.8=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=
53、0.4087VU0.4205=0.4087×2307.880.4205=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=1.09
54、215;10.6=11.6m选=81°,则炉腹高度h2=(D-d)tan=(11.6-10.6)tan81°=3.2m校核:=tan-1 = tan-1 =81°06 选HU /D=2.55 则HU =2.55×11.6=29.6m(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=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
55、选取=83°30h4=tan=tan83°30=18.0m因此h3=HU-( h1+ h2+ h4+ h5)=29.6-(3.5+3.2+18.0+2.3)=2.6m(7) 校核炉容V1=d2×h1=308.87m3V2=h2(D2D·dd2)=309.87 m3V3=D2·h3=274.78 m3V4=h4(D2D·d1d12)=1309.15 m3V5=d12·h5=101.61 m3VU=V1V2V3+V4V5=2304.28 m3误差:=0.156% 符合要求表3-2炉型设计尺寸名称单位设计值名称单位设计值VUm32308h1mm3500dmm10600h2mm3200Dmm11600h3mm2600d1mm7500h4mm18000HUmm29600h5mm2300h0mm1200°81°hzmm17600°83°30hfmm30603.3风口、铁口设计 1风口设计(1)风口数n及风口直径
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