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炼铁厂工程设计说明书姓名: 班级:冶103学号: 目录TOC\o"1-5"\h\z一、设计要求 41.1、设计任务:设计一座年产300万吨制钢生铁的高炉 41.2、设计内容 4(2)炉体设计 41.3、时间、地点安排 4\o"CurrentDocument"二、工艺计算 4\o"CurrentDocument"配料计算 4原料成分计算 4\o"CurrentDocument"参数设定 5预定生铁成分 6矿石需求量的计算 7生铁成分校核 7渣量及炉渣成分计算 8炉渣性能及脱硫能力的计算 9\o"CurrentDocument"物料平衡计算 9\o"CurrentDocument"风量计算 9炉顶煤气成分及数量计算 10编制物料平衡表 11\o"CurrentDocument"热平衡计算 12\o"CurrentDocument"热收入 12\o"CurrentDocument"热支出 14编制热量平衡表 17三、炉体设计 17\o"CurrentDocument"设定有关参数 18\o"CurrentDocument"高炉内型设计 18\o"CurrentDocument"高炉内衬 21\o"CurrentDocument"炉底设计 21\o"CurrentDocument"炉缸设计 22\o"CurrentDocument"炉腹设计 22炉腰设计 23炉身设计 23炉喉设计 23\o"CurrentDocument"3.4炉体冷却 23\o"CurrentDocument"冷却目的 23炉底冷却形式选择 23冷却设备选择 24冷却水耗量的计算 25\o"CurrentDocument"供水水压 26\o"CurrentDocument"高炉承重结构设计 27设计要求1.1、设计任务:设计一座年产300万吨制钢生铁的高炉1.2、设计内容:(1)工艺计算(包括配料计算、物料平衡计算和热平衡计算);(2)炉体设计(包括炉型设计、炉衬和冷却系统设计等);(3)CAD绘制高炉本体图一张;(4)编写设计说明书一份。1.3、时间安排:(1)12月30日~1月8日:工艺计算和炉体设计;地点:教三604(2)元月9日〜元月1日:CAD绘图、编写设计说明书;二、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%FeO23%FeO%CaO%PO25%MgO%SiO2烧结矿58.0073.538.368.710.131.685.07天然矿63.9590.430.830.600.030.403.68炉尘40.0545.2010.806.670.154.014.86项目%AlO23%MnO%TiO2%VO25%S/2%烧损%E烧结矿1.720.380.100.000.0050.0099.73天然矿1.600.110.000.000.042.32100.04炉尘2.510.13C=25.560.10.00100.00
表2-2校核后原料成分资料项目%Fe%FeO23%FeO%CaO%PO25%MgO%SiO2烧结矿58.1673.778.388.730.131.695.08天然矿63.9390.390.830.600.030.403.68炉尘40.0545.2010.816.670.154.014.86项目%AlO23%MnO%TiO2%VO25%S/2%烧损%E烧结矿1.720.390.100.000.0050.00100天然矿1.600.110.000.000.042.31100炉尘2.510.13C=25.560.100.00100表2-3焦炭成分固定碳灰分(12.24%)SiO2AlO23CaOMgOFeOPO2586.056.84.250.250.130.800.01挥发分(1.03%)全硫合计HO2CO2COCH4H2N20.300.300.050.250.130.681000.23表2-4煤粉成分CHONS灰份(10.50%)SiO2A12O3CaOMgOFe2O377.605.002.903.500.506.103.120.260.350.672.1.2参数设定焦比:350kg/1 煤比:150kg/t (燃料比:350+150=500kg/1)铁水温度:1500°C 炉渣温度:1550°C 炉尘吹出量:18Kg/1炉顶煤气温度:200°C 鼓风温度:1200°C入炉烧结矿温度:80C 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:1.0t/d・m3[Si]:0.40% [S]:0.03%C=1.30+2.57tX10-3+0.04[Mn]-0.35[P]-0.03[Si]-0.54[S]铁水2.1.3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1450kg,天然矿的用量是150kg。生铁中[Si]=0.40%,[S]=0.03%。贝V:生铁中[P]按原料带入全部进入生铁计算,贝V:[P]=(1450X0.13%+150X0.03%-18X0.15%+350X0.01%)X62/142X1/1000=0.09%生铁中[Mn]按原料带入量的50%计算,贝V:[Mn]=(1450X0.39%+150X0.11%-18X0.13%)X55/71X50%X1/1000=0.22%生铁中的[C]量为:[C]=(1.30+2.57X1500X10-3+0.04X0.22-0.35X0.085-0.03X0.4-0.54X0.03)/100=5.11%生铁中的[V]为:[V]=0生铁中的[Ti]为:[Ti]=(1450X0.10%)48/80X0.9/1000=0.08%生铁中的[Fe]为:[Fe]=100-(0.4+0.03+0.09+0.22+5.11+0.08)/100=94.07%表2-6预定铁水成分(%)FeMnPSSiTiVC94.070.220.090.030.400.080.005.112.1.4矿石需求量的计算焦炭带入的铁量:350X0.80%X56/72=2.18kg煤粉带入的铁量:150X0.67%X112/160=0.70kg炉尘带走的铁量:18X(45.20%X112/160+10.81%X56/72)=7.21kg进入渣中的铁量:940.7X0.002/0.998=1.89kg设需烧结矿Xkg/1,天然矿Ykg/1。根据铁平衡940.7+7.21+1.89=58.16%X+63.93%Y+2.18+0.70 ①碱度平衡铁水等价带走的SiO量=1000X0.4%X60/28=8.57kg2工CaOR二 乙SiO20.873X+0.006Y-0.0667X18+350X0.0025+150X0.002612= ' 0.0508X+0.0368Y一0.0486X18+350X0.068+150X0.061一8.57…………②由式①②得X=1409.59kg,Y=213.10kg2.1.5生铁成分校核生铁中含[P]二(1409.59X0.13%+213.10X0.03%-18X0.15%+350X0.01%)X62/142Xl/1000=0.08%生铁中含[Mn]二(1409.59X0.39%+213.10X0.11%-18X0.13%)X55/71X50%X1/1000=0.22%(3)生铁中含[C]二(1.30+2.57X1500X10-3+0.04X0.22-0.35X0.085-0.03X0.4-0.54X0.03)/100=5.11%(4)生铁中含[V]=0生铁中含[Ti]二(1409.59X0.10%)X48/80X0.9/1000=0.08%生铁中含[Fe]=100-(0.4+0.03+0.08+0.22+5.10+0.08)/100=94.09%表2-7校核后铁水成分(%)FeMnPSSiTiVC94.090.220.080.030.40.0805.112.1.6渣量及炉渣成分计算ECa0=350X0.25%+150X0.26%+1409.59X8.73%+213.1X0.6%-18X6.67%=123.74kgESiO=350X6.8%+150X6.1%+1409.59X5.08%+213.1X3.68%-18X4.86%-10002X0.4%X60/28=102.95kgEAlO=350X4.25%+150X3.12%+1409.59X1.72%+213.1X1.6%-18X232.51%=45.00kgEMgO=350X0.13%+150X0.35%+1409.59X1.69%+213.1X0.4%-18X4.01%=24.12kgEMnO=(1409.59X0.39%+213.1X0.11%-18X0.13%)X0.5=2.79kgEFeO=940.9X0.002/0.998X72/56=2.42kgES=350X0.68%+150X0.50%+1409.59X0.01%+213.1X0.08%-18X0.2%-1000X0.03%=3.05kgETiO=1409.59X0.10%X0.9=1.27kg2EVO=0kg25表2-8炉渣的成分组成CaOSiO2AlO23MgOMnOFeOTiO2Kg123.74102.9545.0024.122.792.421.27%39.9433.2314.527.790.900.780.41组成VO25SECaO/SiO2Kg0.003.05309.841.20%0.000.981002.1.7炉渣性能及脱硫能力的计算(R')=50-0.25(Al0)+3(S)-0.3[Si]+30[S]023卩=50-0.25X14.52+3X0.98-0.3x0.4+30x0.030.38447=46.45(R)=CaO+MgO+FeO+MnO0=39.94+7.79+0.78+0.90=49.41(R0'V(R0) 所以能保证脱硫2.2物料平衡计算2.2.1风量计算风口前燃烧的碳量燃料带入总C量GC=GC+GC=350X86.05%+150X77.60%=417.58kg总焦焦煤煤溶入生铁中的C量GC=1000X5.11%=51.10kg生铁生成CH的C量:(燃料带入的总碳量约有1%与氢化合成甲烷)4GC=1%GC=1%X417.58=4.18kg甲烷 总炉尘带走的碳量GC=18X25.55%=4.60kg炉尘直接还原消耗的C量锰还原消耗的C量=1000X0.0022X12/55=0.48kg磷还原消耗的C量=1000X0.0008X60/62=0.77kg硅还原消耗的C量=1000X0.004X24/28=3.43kg钛还原消耗的C量=1000X0.0008X24/48=0.40kg铁直接还原消耗的C量=940.9X12/56X0.40=80.65kg故GC=0.48+0.77+3.43+0.40+80.65=85.73kg直脱硫消耗的C量GC=3.05X12/32=1.14kg脱硫•:风口前燃烧的碳量GC=417.58-51.10-4.18-4.60-85.73-1.14=270.83kg燃风量计算鼓风中氧的浓度=21%(1-1.5%)+0.5X1.5%=21.44%风口前碳燃烧消耗的氧V =270.83X22.4/24=252.77m3O2=252.77/21.44%=1178.96m3风2.2.2炉顶煤气成分及数量计算甲烷的体积VCH4由燃料C生成的CH量=4.18X22.4/12=7.80m34焦炭挥发分中的CH量=350X0.0005X22.4/16=0.25m34故V=7.84+0.25=8.09m3CH4氢的体积VH2由鼓风中水分分解产生的H量=1178.96X1.5%=17.68m32焦炭挥发分中的H量=350X0.0025X22.4/2=9.80m32煤粉中的H量=150X0.025X22.4/2=42.00m32生成甲烷消耗的H量=8.09X2=16.18m32参加间接还原消耗的氢气量=(17.68+9.80+42.00)X0.35=24.67m3=(17.68+9.80+42.00)X(1-0.35)-16.18=29.63m3H2二氧化碳的体积VCO2由矿石和煤粉带入的Fe0的量=1409.59X73.77%+213.10X90.39%+150X230.67%-18X45.20%=1225.34kg参加还原FeO为FeO的氢气量=24.67X(1-0.9)X2/22.4=0.22kg23由氢还原的FeO的量=0.22X160/2=17.60kg23由CO还原的FeO的量=1225.34-17.60=1207.74kg23故CO=1207.74X22.4/160=169.08m32还还原FeO为Fe生成CO的量=940.7X(1-0.4-2467"9灯6)x2 940.7X22.422.4/56=203.57m3焦炭挥发分中的CO量=350X0.30%X22.4/44=0.53m32矿石中的CO量二(213.10X0.6%/56+213.10X0.40%/40)X22.4=0.992故V=169.08+203.57+0.53+0.99=373.18m3CO2一氧化碳的体积VCO风口前碳燃烧生成CO量二GCX22.4/12=270.83X22.4/12=505.55m3燃直接还原生成CO量=85.73X22.4/12=160.03m3焦炭挥发分中的CO量=350X0.3%X22.4/28=0.84m3间接还原消耗的CO量=203.57+155.16=358.73m3故V=505.55+160.03+0.84-358.73=307.69m3CO氮气的体积VN2鼓风带入的N量=1178.96X(1-1.5%)X79%=917.41m32焦炭带入的N量=350X0.13%X22.4/28=0.36m32煤粉带入的N量=160X1.75%X22.4/28=2.24m32故V=917.41+0.36+2.24=920.01m3N2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CO2CON2H2CH4Em3373.18307.69920.0129.638.091638.60%22.7718.7856.151.810.491002.2.3编制物料平衡表鼓风量的计算每立方米鼓风的质量为P风0.21(1—1.5%)32+0.79(1—1.5%)28+18xl.5%P=-风G=VXp=1178.96X1.28=1509.07kg风风风(2) 煤气质量的计算44x22.88%+28xl8.63%+28x55.80%+2xl.82%+16x0.87%p二 煤气 22.4=1.39kg/m3所以煤气的质量G=VXp=1638.60X1.39=2277.65kg煤气煤气 煤气(3) 煤气中的水分氢气参加还原生成的水分量=24.67X2/22.4X18/2=19.82kg则G=19.82kgH2O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1409.5940.03生铁100028.33天然矿213.102.92炉渣309.848.78焦炭3509.94煤气2277.6561.82煤粉1504.26煤气水分19.820.56鼓风1509.0742.85炉尘180.51总计3631.76100总计3625.31100校核误差:皿76-3625.31xl00%=0.18%V0.3%3529.97故符合要求热平衡计算2.3.1热收入(1)碳氧化放热碳氧化为CO?放出热量QCO的计算:碳氧化为CO的体积为:V=V-V =359.26-0.53=358.73m3C02氧化C02煤气 C02挥发Q=V X33436.2X12/22.4=374.31X33436.2CO2 C02氧化12/22.4=6425661.44kJ其中:33436.2为C氧化为CO的反应热2碳素氧化为CO放出热量Q的计算:CO碳素氧化为CO的体积为:V=V-V =307.69-0.84=306.85m3CO氧化CO煤气CO挥发Q=VX9840.6X12/22.4=306.85X9840.6X12/22.4=1617636.49kJCOCO氧化其中:9840.6为C氧化为CO的反应热由上述计算可得:Q=Q+Q=6425661.44+1617636.49=8043297.93kJCCO2CO(2)鼓风带入的热量Q风Q=VX(1—©)XC+VXdXC风风 空 风 HO2=1178.96X(1-1.5%)X1708.9+1178.96X1.5%X2110.5=2021826.80kJC 1200°C下空气的热容量空C 1200C下水蒸气的热容量H2OH氧化成HO放出的热量22H氧化成HO放热为13454.09kJ/kg22Q=19.82X13454.09=266660.06kJ水CH生成热4生产1kgCH产生的热量为4709.56kJ4Q=V X4709.56X16/22.4=8.09X4709.56X16/22.4=27214.53kJCH4CH4炉料物理热Q物80C时烧结矿比热容为0.6740kJ/kgQ=1409.59X80X0.6740=76005.09kJ物故Q=8043297.93+2021826.80+266660.06+27214.53+76005.09收=10435004.41kJ2.3.2热支出氧化物分解吸热Q氧分Fe的氧化物分解吸热G=1409.59X8.38%+213.10X0.83%+350X0.80%-18X10.81%FeO=120.75kgG=1409.59X73.77%+213.10X90.39%+150X0.67%-18X45.20%Fe2O3=1225.34kg入炉矿石中FeO有25%以2FeO・SiO形态存在,其余以FeO存在。2 34G=GX25%=120.75X25%=30.19kg用°叫FeOG=120.75X75%=90.56kgFeO磁G=90.56X160/72=201.24kgFey3磁G =G -G =1225.34-201.24=1024.10kgFe2O3游 Fe2O3 FeQ?磁G=G+G=90.56+201.24=291.80kgFe3°4 FeO磁 Fef?磁因为2FeO・SiO的分解热为4078.25kJ/kg2FeO的分解热为4803.33kJ/kg34FeO的分解热为5156.57kJ/kg23故Q =30.19X4078.25=123122.37kJQ=291.80X4803.33=1401611.69kJFe3O4Q=1024.10X5156.57=5280843.34kJFe2O3游故Q=123122.37+1401611.69+5280843.34=6805577.40Fe分Mn氧化物分解吸热由MnO分解产生的1kgMn吸热7366.02kJQ=0.22%X1000X7366.02=16205.24kJMn分Si氧化物分解吸热由SiO分解产生的lkgSi吸热31102.37kJ2Q=0.4%X1000X31102.37=124409.48kJSiO2分P氧化物分解吸热由PO分解产生lkgP吸热35782.6kJ25Q=0.08%X1000X35782.6=28626.08kJp分因此氧化物分解吸热Q氧分=QFe分+QMn分+Q&O分+=6805577.40+16205.24+124409.48+28626.08=6974818.20kJ(2) 脱硫吸热设烧结矿中S以FeS存在,脱出1kgS吸热8359.05kJQ=GX8359.05=3.05X8359.05=25495.10kJ脫SS渣(3) 碳酸盐分解吸热=0.60%X213.10X22.4/56=0.51m3CaO・CO2=0.40%X213.10X22.4/40=0.48m3MgO-CO2CaCO和MgCO分解每产生1kgCO吸收的热量分别为4048kJ和2489kJ3 3 2所以Q =0.51X44/22.4X4048+0.48X44/22.4X2489碳酸分=6402.00kJ4)水分解吸热Q=V风X0.015X13454.1X18/22.4H2O分=1178.96X0.015X13454.1X18/22.4=191191.89kJ5)铁水带走的热量铁水带走的热量为1259.85kJ/kgQ=1000X1259.85=1259850.00kJ铁水(6)炉渣带走的热量炉渣带走的热量为1910.26kJ/kgQ=309.84X1910.26渣=591874.96kJ(7)煤粉分解吸热煤粉分解吸热1045kJ/kgQ=150.00X1045.00煤粉=156750kJ(8)炉顶煤气带走的热量200°C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N2CO2COH2CH4HO2比热容kJ/m31.2841.7771.2841.2781.6101.605干煤气带走的热量Q=(1.777X373.18+1.284X307.69+1.284X920.01+1.278X干煤气29.63+1.610X8.09)X200=458079.94kJ煤气中水带走的热量Q=1.605X19.82X22.4/18X(200-100)H2O=3958.71kJ故Q=Q+Q=458079.94+3958.71=462038.65kJ煤气干煤气H2O炉尘带走的热量炉尘比热容为0.7542kJ/kgQ=GX0.7542X200=18X0.7542X200炉尘尘=18X0.7542X200=18X0.7542X200=2715.12kJ则Q=Q+Q+Q+Q+Q+Q+Q+Q+Q出氧分脫s碳酸分H2O铁水渣煤粉煤气炉尘=6974818.20+25495.10+6402.00+191191.89+1259850.00+591874.96+156750.00+462038.65+2715.12=9671585.92kJ
由上可得:冷却及炉壳散热热损失Q=Q-Q=10435004.41-9671135.92=763868.49kJ损收出2.3.3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8043297.9377.08氧化物分解吸热6974818.2066.84热风带入热量2021826.8019.38脱S吸热25495.100.24氢气氧化放热266660.062.55水分解吸热191191.891.83甲烷生成热27214.530.26铁水物理热1259850.0012.08炉料物理热76005.090.73炉渣物理热591874.965.67煤气物理热462038.654.43喷吹物分解热156750.001.50炉尘物理热2715.120.03碳酸盐分解吸热6402.000.06冷却及热损763868.497.32总计10435004.41100总计10435004.41100热利用系数K=总热量收入-(煤气带走的热+热损失)T=100%-(4.43%+7.32%)=89.25%碳利用系数K= 碳素氧化放热 %C=除进入铁中的碳全部燃烧放热 %= 8043297.93(350x86.05%+150x77.60%-1000x5.11%-18x25.56%)x33436.2=66.48%三、炉体设计3.1设定有关参数综合冶炼强度:1.00t/m3.d; 年均工作日:355天;年产量:300X1041;每昼夜出铁次数n=10。Y3.2高炉内型设计确定容积V'U日产量P=300X104/355=8450.701综合焦比K二焦比+煤比X置换比(取0.80)综=350+150X0.80=470.00有效容积利用系数n=I/K=1.00X103/470.00=2.131/m3.dayV有效容积:VU'=P/nV=3967.47m3炉缸尺寸炉缸的直径d=0.4087V0.4205U=0.4087X3967.470.4205=13.40m取e=1.2,C=0.55,Y=7.1t/m3,则渣口高度h=1.27—=1.27 1.2x845°.7o=2.i5mZ nCyd2 10X0.55X7.1X13.402r风口高度:风口中心线与铁口中心线间距离称为风口高度,风口与渣口的高度差应能容纳上渣量和提供一定的燃烧空间。取k=0.5:H=h/k=4.30mfZ由经验公式h=1.42O6Vuo.159-34.87O7Vu-o.841=4.86m1死铁层厚度h±0.0937V/d2=2.10m0U炉腰直径D、炉腹角a、炉腹高度h和有效高度H2U根据经验公式D=0.5684V0.3924=0.5684x3967.470.3924=14.60U选a=81.5°,则炉腹高度人=1(D-d)tana二1(14.60-13.40)tan81.5°=4.01m222选H/D=2.24U则有效高度H=2.24X14.60=32.58mU炉喉直径d,炉喉高度h15d=0.4317V0.3777=9.48m1Uh=0.3527V0.2446-28.3805V-0.75545 U U=0.3527X3967.470.2446-28.3805X3967.47-0.7554=2.48m炉身角B、炉身高度h、炉腰高度h43选取B=82°i D一dh= 11anB42=14-60-9-48tan82°2=18.08m因此h=H-(h+h+h+h)3U 1 2 4 5=32.58-(5.27+4.86+18.08+2.48)=3.08m校核炉容兀=dzXh=665.04m314 1兀V=h(D2+D・d+d2)=587.36m32122兀D2・h=465.38m33=43冗V=h(D2+D・d+d2)=2088.42m34124 1 1兀=d2・h=174.96m35415V'=V+V+V+V+V=3981.16m3U1 2 3 4 5误差:3981.16-3967.47X100%=0.35%<1%符合要求3967.47风口设计风口数nn=2(d+2)=2(13.4+2)=31个,取n=32铁口数目铁口数取4个表3-2炉型设计尺寸名称单位设计值名称单位设计值VUm33967h1mm4860dmm13400h2mm4010Dmm14600h3mm3080d1mm9480h4mm18080HUmm32580h5mm2480h0mm2100a081.5°hzmm2150B082°hfmm4300铁口数个4风口数个32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。3.3.1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100〜150mm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:S=(T—T)入人101其中:T为铁口中心线铁水温度:1490°C0T铁水凝固温度:1150C1入为铁水导热系数:62.7KJ/m・h・Cq为陆地中心通过死铁层的垂直热流强度:8199KJ/m3・h所以:S=(1490-1150)X62.7/8199=2.6m2)剩余厚度:S二K・d・lgL2T3式中:系数K=0.0022T+0.2T取1100°CT为炉底侵蚀面上的铁水温度,取1200C2T为炉底中心温度,取1000C31200所以:S=(0.0022X1100+0.2)X11.84Xlg=2.46m21000由上可得:炉底厚度=$+S—h=2.6+2.46—1.2=3.64m120在炉底密封板上填一层厚度为60mm的高导热性碳素材料,在其上面平砌8层厚度为400mm的碳砖,再在上面侧砌一层厚为400mm的高铝砖。3.3.2炉缸设计炉缸工作条件与炉底相似,而且装有铁口、风口。每天有大量的铁水流过铁口,开堵铁口有剧烈的温度波动和机械振动。风口前边是燃烧带,为高炉内温度最高的区域。为此炉缸用碳砖砌筑,风口、渣口及铁口处采用异形炭砖砌筑,碳砖砌筑为薄缝(1.5mm),上下层碳砖砖缝均砌在中间。炉缸炭砖砌筑以薄缝相连,上下层炭砖的砖缝均砌筑在中间。风口、渣口和铁口采用异型炭砖砌筑。砌体与冷却壁之间留有100〜150mm缝隙,本设计为150mm,其中填以炭质填料。第一层环砌炭砖最好能盖上三块半炉底满铺的炭砖,因此其长度一般大于(400+40)X3.5=1540mm。(本设计取1760mm)3.3.3炉腹设计炉腹位于风口之上,此部位受强烈的热应力作用,不仅炉衬内表面温度高,而且由温度波动引起的热冲击、破坏力很大;同时还承受由上部落入炉缸的渣铁水和高速向上运动的高温煤气的冲刷、化学侵蚀及氧化作用,再加上炉料的压力和摩擦力及崩料时的巨大冲击力。开炉后炉腹部位的砌砖很快被侵蚀掉,靠渣皮工作,一般砌一层厚345mm高铝砖,倾斜部分按每三层砖错台一次砌筑。砌砖砖缝应不大于1mm(本设计取1mm),上下层砖缝和环缝均应错开。3.3.4炉腰设计炉腰紧靠炉腹,侵蚀作用也相似。本设计采用过渡式炉腰结构,该部位砌筑一层345mm厚的高铝砖,砌砖紧靠冷却壁,砌砖砖缝应不大于1mm(本设计取1mm),上下层砖缝和环缝均应错开。炉身设计炉身中下部受到侵蚀情况与炉腰较为相似,采用YB407-63型高铝砖,厚度为345mm;炉身上部和中部温度较低(400〜800°C),无炉渣形成和渣蚀危害,这部位主要承受炉料冲击、炉尘上升的磨损或热冲击(最高达50C/min)或者受到碱、锌等的侵入和碳的沉积而遭受破坏。所以该部位主要采用低气孔率的优质粘土砖及高铝砖,本设计采用800mm粘土砖。炉喉设计此处主要受到固体炉料的摩擦和夹带炉尘的高速煤气流的冲刷,以及装入炉料时温度急剧变化带来的影响,所以采用耐磨和耐热的铸钢制成的炉喉钢砖ZG35砌筑,壁厚741mm。炉体冷却3.4.1冷却目的通过合理的炉体冷却可以:(1) 充分冷却内衬,延长寿命。(2) 维持合理炉型(3) 当耐火内衬被侵蚀后,必须保护高炉炉壳免受损坏。3.4.2炉底冷却形式选择大型高炉炉缸直径较大,周围径向冷却壁的冷却,已不足以将炉底中心部位的热量散发出去,如不进行冷却则向下侵蚀严重。目前,多数高炉炉底都采用水冷的方法,即水冷炉底。水冷管中心线以下埋置在炉基耐火混凝土基墩上表面中,中心线以上为碳素捣固层,水冷管为46XG146mmX10mm,炉底中心部位水冷管间距200〜300mm(本设计取200mm),边缘水冷管间距为300〜500mm(本设计取350mm),水冷管两端伸出炉壳外50〜100mm。炉壳开孔后加垫板固定,开空处应避开炉壳折点150mm以上。水冷炉底结构应保证切断给水后,可排出管内积水,工作时排水口要高出水冷管水平面,保证管内充满水。3.4.3冷却设备选择目前主要冷却方式有水冷、风冷和汽化冷却方式三种,从炉体看有外部和内部两种形式。外部冷却也称喷水冷却。内部冷却主要有光面冷却壁(3-3),镶砖冷却壁(3-4),支梁式水箱。图3-3光面冷却壁图3-4镶砖冷却镶砖冷却壁冷却壁是把无缝钢管铸入生铁中制成的,分镶砖和光面两种。前者用于炉腹以上,后者用于炉缸炉底周围。光面的冷却强度相对地比镶砖的大,但镶砖表面耐磨又易结渣皮,渣皮可以代替炉衬工作。冷却壁的好处是炉壳开孔小而少,不损坏炉壳钢板强度,有良好的密封性,特别是在采用高压操作的高炉上,更显出它的特殊优越性。它的缺点是冷却壁损坏后不能更换,只有备用水冷却。炉缸和炉底部位冷却设备选择炉缸和炉底选用光面冷却壁,砌与冷却壁之间留100〜150mm(本设计取150mm)的缝隙,其中填以炭质填料。光面冷却壁与炉壳之间留20mm的缝隙,并用稀泥浆灌满。光面冷却壁尺寸大小要考虑到制造与安装的方便,冷却壁宽度一般为700〜1500mm,厚度80〜120mm(本设计取120mm),高度视炉壳折点而定,一般小于3000mm(本设计取1300mm)。安装时,同段冷却壁间直缝为20mm,上下段间水平缝为30mm,上下两段冷却壁间垂直缝应相互错开,缝间用铁质锈接料锈接严密。炉腹、炉腰和炉身这些部位采用镶砖冷却壁冷却,冷却壁紧靠炉衬。从外形看,镶砖冷却壁一般有三种结构形式:普通型、上部带凸台型和中间带凸台型。镶砖冷却壁厚度为250〜350mm(本设计取350mm),高度小于3000mm。炉腹和炉腰采用普通型镶砖冷却壁,炉腹部位冷却壁高度取1600mm,炉腰部位冷却壁高度取2000mm;炉身采用上部带凸台型镶砖冷却壁,高度2000mm,凸台突出长度200mm,肋高200mm。凸台冷却壁的凸台部分起到支撑上部砌砖的作用,可以取消最长层的支梁水箱,简化了冷却系统结构,减少了炉壳开孔。炉喉炉喉钢砖采用二段式水冷:炉头部位喷涂FN-130喷涂料作为内衬,使用寿命一代炉役。风口24个风口,每套风口由大、中、小三个水套组成,采用铸铜贯流式风口,热传导率大,冷却效果好。炉顶采用喷水冷却。3.4.4冷却水耗量的计算根据Q=cM(t-t)X103得0冷却水耗量M=兰C(t-t)X1030式中Q 热负荷,kcal/h;c 水的质量热容量,lkcal/(kg・°C);M 冷却水的消耗量t/h;t 冷却水出水温度,C;t 冷却水进水温度,C;0△t取5C。根据大型高炉总热负荷计算经验公式:Q=0.12n+0.0045VU式中,n 风口数,个,n=32V 高炉有效容积,m3,2307.88U所以Q=0.12X32+0.0045X2307.88=14.23X106kcal/h
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