3000立方米高炉设计说明书

/XX科技大学本科生毕业设计说明书题目：天津原料条件下3000m3高炉本体设计及渣铁处理系统的设计学生姓名：学号：专业：班级：指导教师：摘要高炉喷煤是20世纪60年代开始大规模应用于钢铁工业生产的炼铁新技术。随着石油危机、环保和炼焦煤资源日益短缺等问题.高炉喷煤已不仅是高炉调剂的一项重要手段.同时还是弥补焦炭不足的主要措施。而且高炉喷煤是降低炼铁生产成本的有效途径。本设计结合包钢地区原料条件下和对目前国内外先进高炉喷吹工艺的学习。采用并罐直接喷吹形式的喷煤方式设计的2200m3高炉喷煤系统。系统设计包括高炉喷煤储运系统设计、高炉喷煤制粉系统设计、高炉喷煤喷吹系统设计、高炉喷煤安全设计。从而以价格低廉的煤粉部分替代价格昂贵而日趋贬值的冶金焦炭.使高炉炼铁焦比降低.生铁成分下降。增加效益。关键词：高炉喷煤；高炉；喷煤技术；AbstractTheblastfurnacecoalisthe1960slargescaleapplicationsteelindustryproductionofnewiron-makingtechnique.Astheoilcrisis,environmentalprotectionandcokingcoalresourcesincreasinglyscarce,blastfurnacehasnotonlytheblastfurnaceiscoaladjustedaandalsoanimportantwaytomakeupforthelackofcokeormajormeasures.Andblastfurnaceironmakingistoreduceproductioncostcoaltheeffectiveway.ThisdesignwithBaotouareaofmaterialconditionandathomeandabroadandadvancedinjectionprocessofblastfurnacestudy.Theadoptionandcansofdirectinjectionfromofpulverizedcoalinjectionwayof2200m3designofblastfurnacecoalsystem.Systemofblastfurnacedesignincludingcoalstoragesystemdesign,blastfurnacecoalpulverizingsystemdesign,blastfurnacepulverizedcoalinjectionsystemdesign,blastfurnacesafetydesignofcoal.Andthelowpriceofcoalpowderpartlyreplaceexpensiveandmorelackofmetallurgicalcoke,maketheblastfurnaceironmakingcokeratereduce,pigironcostdown.Increasebenefits.Keywords：coalofblastfurnace.blastfurnace.injectiontechnology目录摘要IAbstractII第一章文献综述11.1高炉冶炼概况及发展11.1.1高炉生产主要经济指标技术11.1.2炉容大型化及其空间尺寸的发展21.1.3炉料向精料发展21.1.4提高鼓风温度21.1.5提高炉顶压力31.1.6富氧大喷吹31.1.7电子计算机的应用31.2高炉本体31.2.1高炉炉型发展31.2.2五段式高炉炉型及炉型尺寸31.3喷煤工艺的基本流程51.3.1原煤储运系统61.3.2制粉系统61.3.3煤粉的输送61.3.4喷吹系统71.3.5供气系统71.3.6煤粉计量71.3.7控制系统81.4高炉烟煤喷101.4.1高炉混喷煤的优越性111.4.2外国高炉混喷烟煤工艺的发展111.4.3国内高炉混喷烟煤工艺的发展12第二章炼铁工艺计算142.1已知高炉的冶炼条件142.2配料计算182.3高炉物料平衡计算202.4热平衡计算242.4.1热收入242.4.2热支出252.5高炉区热平衡计算282.5.1高炉区热收入282.5.2高炉区热支出292.6炼铁焦比的计算30第三章高炉内型设计323.1炉缸设计323.1.1炉缸尺寸323.1.2渣口高度323.1.3风口高度323.1.4风口结构尺寸323.1.5风口数目的确定323.1.6死铁层厚度333.2炉腰直径D.炉腹角α.炉腹高度h2333.3炉喉直径d1.炉喉高度h5.炉身角β.炉身高度h4.炉腰高度h3333.4校核炉容343.5炉顶高度h6.全高H34第四章高炉配煤系统设计参数的选择与计算374.1高炉喷煤量的确定374.2原煤需求量的确定374.3高炉喷煤率计算37第五章高炉喷煤储运系统设计395.1高炉喷煤对煤粉性能的要求395.1.1粒度395.1.2温度395.1.3水分395.2原煤储运系统的工艺流程395.3原煤储运系统的设备与装置395.3.1储运场395.3.2地下受斗场405.3.3皮带运输机405.3.4元煤场405.3.5除尘装置41第六章高炉喷煤制粉统设计426.1磨煤系统426.2收粉系统446.2.1煤粉收集设备446.2.2排粉风机456.2.3制粉系统压力运行方式456.2.4锁气器45第七章高炉喷煤方式和设备的选择487.1高炉喷煤方式选择及设计487.1.1直接喷煤方式487.1.2喷煤罐组成布置方式及设计48喷吹管路布置方式507.1.4喷吹罐出粉装置507.2高炉喷煤系统相关设备50煤粉仓507.2.2带硫化装置的混合器50分配器517.2.4煤粉喷枪52第八章高炉喷煤计量538.1高炉喷煤计量538.1.1总煤量的计算与调节538.1.2喷煤单支管的计算域调节53参考文献55致谢58第一章文献综述1.1高炉冶炼概况及发展高炉冶炼是获得生铁的主要手段.他以铁矿石〔天然矿、烧结矿、球团矿为原料.焦煤、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铁氧化物造渣等一系列复杂的物理化学过程.获得生铁.起主要副产品为高炉炉渣和高炉煤气。1.1.1高炉生产主要经济指标技术20世纪50年代以来.我国一直沿用从前苏联引来的高炉有效容积利用系数<1v>和冶炼强度<Is>等.作为评价高炉冶炼强化的指标。这些指标都是以高炉有效容积<Vu>为基准得来。高炉有效容积利用系数.t/<m3·d>高炉冶炼强度.t/<m3·d>式中P.Q——分别为高炉的生铁日产量和燃料日耗量.t/d高炉主要经济技术指标见表1.1：表1.1高炉主要经济技术指标技术指标单位指标值备注高炉有效容积m33200利用系数t/<m3·d>2.28max2.5焦比kg/t310煤比kg/t200max250热风温度ºC1200max2500炉顶压力MPa0.2max0.25此外.欧洲流行采用以炉缸面积<A>为基准的强化指标：炉缸面积利用系数曲QUOTE,t/m3·d炉缸燃烧强度比较而言.后者比前者在冶金理念上要科学些.生产实践表明.在一定的冶炼条件上.高炉的入炉风量、燃料燃烧量、煤气生产量和生铁产量都与炉缸面积成正比.这是高炉大型化的基本出发点。1.1.2炉容大型化及其空间尺寸的发展我国现有高炉1200座左右.大于1000以上容积的高炉有仅128座.高炉结构不合理.平均炉容小.落后产能所占比重过大；固体废弃物<尘、泥和炉渣等>产生总量增长过快；烧结SO2排放形势日益严峻等。生产实践证明.大型高炉容加上精料、高风温、高压炉顶、综合喷吹以及春水冷却等近代技术.可以降低单位烧结面积的基建投资和经营费用.提高劳动生产率.烧结矿质量.使高炉能耗降低、寿命增加.高炉利用系数也可达到2.0以上.同时生产管理方便.易于环境治理。1.1.3炉料向精料发展高炉的炉料结构从上世纪70年代以来几经变化.由开始的原矿冶炼到全部使用烧结矿.最后改为机烧结矿配酸性球团矿.炉料结构变化及相应的主要生产指标如表1.2：炉料结构及主要生产指标表1.2炉料结构及主要生产指标时间年炉料结构系数t/m3·d焦比Kg/t冶强t/m3·d石灰石Kg/t熟料比%品位%1970块矿0.810350824903.091970~1977土烧结矿和块矿1.09680.9756057.4350.291980~1985高、低碱度烧结矿2.4115921.36417.410051.921986~1988高碱度烧结矿、土烧球团矿2.4035931.4123.310056.271992高碱度烧结矿、土烧球团矿2.7955991.66314.910054.57注：入炉焦比按碎铁加入量进行了折算。随着高炉冶炼的强度的增加.炉料正向着精料方向发展.精料包括入炉矿石的品味.改善入炉原料的还原性能.调高熟料率.稳定入炉原料成份和粒度。1.1.4提高鼓风温度提高鼓风温度可以大幅度降低焦比.特别是在鼓风温度较低时效果更为显著.一般认为.在1000一下.每提高风温100.可以节焦10到20kg/t铁.在1100以上.每提高100.可以降焦8到10kg/t铁。近年来.喷吹燃料量逐渐增加.提高风温更是迫切的事情。1.1.5提高炉顶压力煤气清洗系统文氏管安装了可调喉口.利用调节文氏管喉口的方法.将高炉顶压控制在35KPa左右。炉顶压力的提高有利于减少压差、稳定炉况、提高煤气利用率、最终提高产量。1.1.6富氧大喷吹喷吹燃料是.由于燃料的分解.炉缸的理论燃烧温度有所降低.煤气量增加.块状区热流比下降.煤气利用变差。富氧鼓风可以克服这些足.合适的富氧率与喷吹的燃料成分有关.富氧大喷吹可达到优质、低耗、高产、长寿的冶炼效果。1.1.7电子计算机的应用60年代起高炉开始应用计算机.目前已可以控制配料、装料和热风炉操作。1.2高炉本体1.2.1高炉炉型发展高炉炉型发展经历了以下几个阶段。原始炉型〔大腰炉型各国原始炉型共同特点是炉缸和炉喉直径小.炉身下部炉腹〔炉腰直径大.高度小.即所谓的大腰炉型。近代炉型19世纪中叶.由于蒸汽鼓风机和焦炭的普遍使用.炉顶装料装置逐步实现机械化.高炉炉型趋向于扩大炉缸炉喉直径.并向高度方向发展.逐渐形成近代的五段式高炉炉型。现代炉型由于人们对产量的要求和原燃料质量的改善.以鼓风机能力的提高.高炉炉型向着"大型横向"发展。高炉大型化成为高炉冶炼的发展趋势。1.2.2五段式高炉炉型及炉型尺寸现代高炉炉型由炉缸、炉腹、炉腰、炉身、炉喉组成.其几何尺寸就是高炉炉型的尺寸。我国高炉炉型各部分名称及尺寸表示方法见图1.1图1.1高炉炉型尺寸表示方法表征了高炉的矮胖程度.即高径比。值越大.炉料和煤气经过的路径越长.炉料和煤气在炉内接触的时间也越长.因此有利于煤气的热能和化学能的充分利用。但值较大时却增加了料柱的高度.从而相应的增加了煤气流通过料柱的阻力损失.不利于高炉冶炼的顺行。因此应有适当值.过大过小都不好。炉缸尺寸炉缸是高炉的核心部位。炉缸的容积不仅应能保证足够数量的燃料燃烧.而且能容纳一定数量的铁和渣。炉缸的高度应能保证在炉缸内容纳两次出铁间隔时间内所生成的铁水和一定数量的炉渣.并应考虑因故而不能按时放渣放铁时能容纳多余的铁水和炉渣.因此炉缸高度直接决定了渣口和风口的高度.同时也影响风口前氧化带的形状和大小.从而也是影响炉况的主要要因素。炉腹尺寸炉腹的结构尺寸是炉腹高度和炉腹角。炉腹过高.有可能在炉料尚未熔融就进入收缩阶段.易造成难行和悬料.炉腹过低则可能减弱炉腹应有的作用。1000以上的大型高炉炉腹高度在3.0到3.6米.中小型高炉还可以小一些.炉腹角一般取.过大不利于煤气分布.过小使得炉腹部位对下降炉料阻力增加.不利于顺行。炉腰尺寸炉腰的高度大小对高炉冶炼没有严重影响。高炉炉腰一般为m。炉身尺寸炉身尺寸包括炉身高度和炉身角。由于高炉大型化主要是炉型横向增大.所以高炉有效容积增大时高炉炉身高度增大并不多.大型高炉炉身高度基本在m范围。炉身角的大小与炉料的下降和煤气流的上升过程中的分布状态关系极大。炉身角取小时有利于炉料的下降.易发展边缘煤气流。但是.炉身角过小.边缘没气流过分发展.会给高炉操作上下部调节带来困难.不利于煤气热能和化学能的充分利用.容易使炉衬过热而损坏。炉身角取大值时.有利于抑制边缘煤气流过分发展.但是不利于炉料下降。一般取值在之间.现代大型高炉炉身角取值在之间。炉喉尺寸炉喉的高度应能满足控制炉料分布和煤气流分布为宜.过高会使炉料挤紧而影响下降.过低难以满足装料制度调节的要求。炉喉高度一般以m为宜。1.3喷煤工艺的基本流程完整的高炉喷煤工艺流程应包括原煤储运系统、制粉系统、煤粉输送系统、喷吹系统、供气系统和煤粉计量系统.最新设计的高炉喷煤系统还包括整个喷煤系统的计算机控制中心。高炉喷煤的一般工艺流程如下图1-4所示。图1-4高炉喷煤的一般工艺流程1.3.1原煤储运系统为了保证高炉喷煤作业的连续性和有效性.在喷煤工艺系统中.首先要考虑的是建立合适的原煤储运系统.该系统应包括综合煤场、煤棚、储运方式。为了控制原煤粒度碎即可以控制磨煤机入口的原煤粒度.和除去原煤中的杂物.在原煤储运过程中还必须设置筛分破碎装置和除铁器。筛分破碎即可以控制磨煤机入口的原煤粒度.可以去除某些纤维状物质。而除铁器则主要用于清除煤中的磁性金属杂物。1.3.2制粉系统煤粉制备是指在许可的经济条件下.通过磨煤机将原煤加工成粒度和含水量均符合高炉喷吹需要的煤粉。制粉系统包括干燥剂供应、原煤上料系统、及煤粉制备系统。在烟煤制粉中.还必须设置相应的惰化防爆抑爆及相应的监测控制装置。制粉工艺流程图如下1-5所示。图1-5制粉工艺流程图1.3.3煤粉的输送煤粉的输送有两种方式可供选择.即采用煤粉罐装专用卡车或采用管道气力输送.而气力输送连续性好、能力大且密封性好.是高炉喷煤中最普遍采用的煤粉输送方式。依据粉气比μ的不同.管道气力输送又分为浓相输送〔μ>40kg/kg和稀相输送<μ=10-30kg/kg>。目前.国内广泛采用的是稀相输送。浓相输送不仅可以降低喷煤设备费用和能量消耗.而且有利于改善管道内气固相的均匀分布.有利于提高煤粉的计量精确度.是煤粉输送技术的发展方向。1.3.4喷吹系统喷吹系统采用浓相流化输送.双罐并联加分配器的喷吹方式。设置一个煤粉仓.煤粉仓下设两个并联的喷吹罐.两个罐交替喷吹。该系统何用煤粉浓相喷吹技术.系统固气比可达30KvCKg以上.喷吹系统由煤粉仓、贮气罐、喷气罐、煤粉输送器、分配器、喷吹管线、阀门及喷枪等组成。工艺流程如图1-6所示。图1-6喷吹系统流程1.3.5供气系统供气系统是高炉喷煤工艺系统中不可缺少的组成部分.主要涉及压缩空气、氮气、氧气和少量的蒸汽。压缩空气主要用于煤的输送和喷吹.同时也为一些气动设备提供动力。氮气和蒸汽主要用于维持系统的安全正常运行.如烟煤制粉和喷吹时采用氮气和蒸汽惰化、灭火等.系统防潮采用蒸汽保温等。而氧气则用于富氧鼓风或氧煤喷吹。1.3.6煤粉计量煤粉计量结果既决定着喷煤操作及设备配置的形式.同时又受喷吹工艺条件的影响.它是高炉操作人员掌握和了解喷煤效果.并根据炉况变化实施调节的重要依据。煤粉计量水平的高低.直接反映了高炉喷煤技术的发展水平。目前煤粉计量主要有两类.即喷吹罐计量和单支管计量。喷吹罐计量.尤其是重叠罐的计量.是高炉实现喷煤自动化的前提.而单支管计量技术则是实现风口均匀喷吹或根据炉况变化实施自动调节的主要保证。实现煤粉计量的连续化和提高煤粉计量的准确性是煤粉计量技术的发展方向。1.3.7控制系统随着喷煤量的增加.喷煤系统的设备启动频率增高.操作间隙时间减少.喷吹操作周期缩短.手动操作已不能适应生产要求.尤其是当高炉喷吹烟煤或采用多煤种配煤混合喷吹时.高炉喷煤系统广泛采用了计算机控制和自动化操作。根据实际生产条件.控制系统可以将制粉与喷吹分开.形成两个相对独立的控制站.再经高炉中央控制中心用计算机加以分类控制；也可以将制粉和喷吹设计为一个操作控制站.集中在高炉中央控制中心.与高炉采用同一方式控制。喷煤工艺流程的种类繁多.特点各异.通常可根据下述方法加以分类。1.按喷吹方式分按喷吹方式可分为直接喷吹和间接喷吹。〔1直接喷吹方式是将喷吹罐设置在制粉系统的煤仓下面.直接将煤粉喷入高炉风口.高炉附近无需喷吹站。其特点是节省喷吹站的投资及相应的操作维护费用。这种方式中小高炉采用较多。直接喷吹方式结构如图1-7所示。图1-7高炉直接喷吹方式结构〔2间接喷吹则是将制备好的煤粉.经专用输煤管道或罐车送入高炉附近的喷吹站.再由喷吹站将煤粉喷入高炉。其特点是投资较大.设备配置复杂.除喷吹罐组外.还必须配制相应的收粉、除尘装置。间接喷吹方式结构如图1-8所示。图1-8高炉间接喷吹方式结构按喷吹罐布置形式分按喷吹罐布置形式可分为并列式喷吹和串罐式喷吹.通过罐的顺序倒换或交叉倒换来保证高炉不间断喷煤。为便于处理喷吹事故.通常并列罐数最好为3个。〔1并列式喷吹若采用顺序倒罐.则对喷吹的稳定性会产生一定的影响.而采用交叉倒罐则可改善喷吹的稳定性.但后者必须配备精确的测量和控制手段。另外.并列式喷吹占地面积大.但喷吹称量简单.投资较重叠式的要小。因此.常用于小高炉直接喷吹流程系统。并列式喷吹结构如图1-9所示。图1-9高炉并列式喷吹结构〔2串罐式喷吹是将两个主体罐重叠设置而形成的喷吹系统。其中.下罐亦称为喷吹罐.它总是处于向高炉喷煤的高压工作状态。而上罐也称为加料罐.它仅当向下罐装粉时才处于与下罐相连通的高压状态.而其本身在装粉称量时.则处于常压状态。装卸煤粉的倒罐操作须通过连接上下罐的均排压装置来实现。根据实际需要.串罐可以采用单系列.也可以采用多系列.以满足大型高炉多风口喷煤的需要。串罐式喷吹装置占地小.喷吹距离短.喷吹稳定性好.但称量复杂.投资亦较并列式的大。这种喷吹装置是目前国内外大型高炉采用较多的一种喷吹装置。3.按喷吹管路形式分按喷吹管路形式可分为多管式喷吹和单管路加分配器方式喷吹。〔1所谓多管方式喷吹是指喷吹罐直接与同风口数目相等的支管相连接而形成的喷吹系统。一般一根支管联接一个风口。其主要特点有：<A>每根支管均可装煤粉流量计.用以自动测量和调节每个风口的喷煤量。其调节手段灵活.误差小.有利于实现高炉均匀喷吹和大喷煤量的操作调节。<B>喷吹距离受到限制.一般要求不超过200~300m。这是因为在喷吹距离相同的情况下.多管方式的管道管径小.阻力损失大.过长的喷吹距离将导致系统压力的增加.从而使压力超过喷吹罐的允许罐压极限。<C>单支管流量计数目多.仪表和控制系统复杂.因此投资亦较大。<D>由于支管数目多.需要转向的阀门太多.因此多管喷吹仅适用于串罐方式.而不适用于并列式。〔2所谓单管加分配器方式是指每个喷吹罐内接出一根总管.总管经设在高炉附近的煤粉分配器分成若干根支管.每根支管分别接到每个风口上。主要特点有：<A>一般在分配器后的支管上不装流量计.通过各风口的煤粉分配关系在安装试车时一次调整完毕.因此不能进行生产过程中的自动调节。此外通过分配器对各支管煤粉量的控制精度不仅取决于分配器的结构设计.而且还受运行过程中分配器的各个喷嘴不等量磨损的影响。因此.需要经常加以检查和调整。<B>因系统的阻力损失较小.喷吹距离可达600m。<C>因支管不必安装流量计.故控制系统相对简化.投资较少。<D>对喷吹罐的安装形式无特殊要求.既适用于并列式.又可用于串罐式。1.4高炉烟煤喷从高炉冶炼工艺角度看.烟煤更适合喷吹.因为它含挥发物质高.所以燃烧率高.带入高炉的氢气也多。而氢气既有利于高炉的还原过程.又有利于提高煤气热值。实践证明喷烟煤有利于提高置换比和增加喷吹量。此外.烟煤一般比无烟煤质软、好磨.可以降低磨煤电耗[5]。1.4.1高炉混喷烟煤的优越性国内外实践证明.喷吹单一煤种较难满足高炉冶炼要求。混合喷吹两种或两种以上的煤是发展趋势.也是近年来发展起来的新技术.具有以下优点：<1>提高燃烧率。几种煤种按一定比例混合后.其燃烧率高于这几种煤种单独喷吹的燃烧率乘以其配比系数之和。烟煤燃点低.利用不同煤粉间的相互催化燃烧效应.可以改善煤粉在风口前的燃烧过程.提高燃烧效率。<2>将优质煤和劣质煤混合获得良好的效果.合理利用煤炭资源.降低成本。<3>烟煤中配加无烟煤后.爆炸危险性显著降低.喷枪、风口由于结焦而造成的堵塞和烧损得到减轻。<4>烟煤含挥发物高.带入高炉的氢也多.有利于高炉还原过程和提高煤气热值。<5>与无烟煤相比.烟煤质软、好磨.可以提高设备作业效率.降低电耗。1.4.2国外高炉混喷烟煤工艺的发展现状从80年代初开始.高炉喷吹烟煤技术在西欧和日本等国得到了迅速发展.日本有65%以上高炉、西欧有50%以上的高炉都喷吹质量好、灰分低于8~10%的高挥发分烟煤；美国阿姆科的高炉长期坚持喷吹烟煤；法国敦克尔克2#高炉<1600m3>喷吹低挥发分烟煤<瘦煤>；卢森堡阿尔贝德A高炉<1376m3>喷吹褐煤；英国钢铁公司斯肯索普厂女王维多利亚号高炉<1600m3>喷吹平均料度为0.4~0.5mm的高挥发分煤粉.一些工厂喷吹用煤的灰分和挥发分如表1-1所示[17]。表1－１部分工厂喷吹用煤的灰分和挥发分公司名称灰分%挥发分%日本神户中国首钢德国蒂森日本川崎英国钢铁公司荷兰霍戈文公司塔塔钢铁公司日本新日铁公司君津厂所用煤粉的挥发分为34%.典型粒度80mm<筛下累积重量百分率80%>。93年进行了煤比超200kg/t铁、焦比低于300kg/t铁的实验。国外高炉喷吹烟煤的安全措施比较周全.整个喷煤系统各环节的安全可靠性高.主要特点和经验如下：<1>两种主要的防爆系统。在制粉和喷吹装置各危险部位安装着火探测器和灭火器.爆源探测器和灭爆器。另一种防爆系统是采用惰性气体汇入系统的整个工艺流程.将工艺流程中的气氛含氧量降低到一定值.一般在8~12%以下.使其气氛惰性化.确保煤粉不能燃烧.更难以爆炸。<2>工况稳定、气固相混合均匀的输煤和喷煤工艺。为保证输煤和喷煤的工况稳定.国外主要有两种手段：流化喷吹技术和机械均匀给粉技术。<3>匹配能力相当、密封性良好的磨煤设备。国外烟煤的磨煤设备几乎全采用密封性良好的中速磨.既可正压又可负压操作.保障了烟煤的安全制备。<4>设备少、简单而紧凑的煤粉收集流程。国外无论是煤粉的制备过程.还是将煤粉输送到喷吹站的输煤过程.其煤粉的收集一般都采用一级收尘<布袋>.个别厂最多再加一级旋风收尘<如阿姆科>。<5>喷煤罐组容积小型化。<6>高度自动化和完善的监测仪表设备。1.4.3国内喷吹烟煤工艺的发展现状在我国丰富的煤炭资源中.烟煤贮量约占70%.分布于全国各地。各厂可就近喷吹。但由于防火防爆问题.我国绝大多数高炉都喷吹无烟煤.仅几家采用烟煤。尽管这些厂在喷吹设备及采取的防爆手段不尽相同.但都获得了良好的喷吹效果.为我国高炉喷吹烟煤技术的发展积累了经验[18]。苏钢从1978年底开始在84m3高炉上进行喷吹XX青龙烟煤<可燃基挥发份Vk为21.6%>的生产性试验.喷吹量62kg/t。从1981年底又开始喷吹夹河高挥发份烟煤<Vk35.46%>.喷吹量50.86kg/t。常压喷吹罐采用多孔板流化装置.不用惰性气体保护.达到了安全喷吹的效果。苏钢的常压喷吹烟煤技术早在1982年就通过了冶金部技术鉴定。1978年.马钢对原喷吹无烟煤设备进行改造.开始喷吹可燃基挥发份23.91%的烟煤.喷煤量82.83kg/t.置换比0.97。在喷煤系统中采取了气氛保护、隔断火源、泄压防爆、控制温度和加强监测等手段.使高压喷吹烟煤获得成功。XXXX青花钢铁厂100m3高炉.从1984年底开始喷吹可燃基挥发份15~18%的烟煤.喷煤量66kg/t.制粉系统采用热风炉废气作惰性保护.喷吹系统采用"格孔—迷宫"式防爆装置.在没有氮气保护的条件下.也保证了高炉安全喷吹烟煤。鞍钢从1966年建成第一个煤粉车间后.一直喷吹无烟煤。从1989年9月.开始对原煤贮运、制粉、输送和喷吹工艺与设备进行全面技术改造.在1000m3高炉上进行高挥发份<30%左右>烟煤喷吹试验。在试验中.烟煤配比由30%、50%、70%提高到100%.最高喷吹量达89kg/t.采取的主要防爆措施是降低系统氧浓度和控制火源。试验中设备运转正常.各项操作参数均达到了规定指标.经济效益显著.为我国大型高炉喷吹烟煤铺平了道路。宝钢2#高炉喷煤设施于1992年5月建成投产。先后喷吹过XX无烟煤.XX无烟煤、新龙庄烟煤和内蒙神府烟煤。其喷煤设备从设计上是按喷烟煤考虑的.并且采用制粉与喷吹合在一起的直接喷吹方式。大高炉喷吹神府烟煤后.煤比近两年上升较快.至1998年底.全厂煤比已近200kg/t。充分说明了烟煤有利于提高煤比的优越性。第二章炼铁工艺计算2.1已知高炉的冶炼条件原料成分高炉采用烧结矿.球团矿.生矿三种矿石冶炼.其混合矿配比为85：10：5补齐成分的计算：烧结矿：由Mn计算MnOMnO=Mn×71/55=0.69×71/55=0.891由P计算P2O5P2O5=P×142/62=0.052×142/62=0.119由S计算FeSFeS=S×88/32=0.03×88/32=0.082由FeO、FeS及TFe计算Fe2O3Fe<FeO>=FeO×56/72=8.710×56/72=6.774Fe<FeS>=FeS×56/88=0.082×56/88=0.052Fe2O3中的铁量为Fe〔<Fe2O3>=TFe－[Fe<FeO>＋Fe<FeS>]=56.420－[6.774＋0.052]=49.594Fe2O3含量则为Fe2O3=Fe〔Fe2O3×160/112=49.594×160/112=70.848∑=0.891＋0.119＋0.082＋8.710＋70.848＋9.2＋5.96＋1.6＋1.5=98.91ni：平衡前的各项成分含量.%ni′:平衡后的各项成分含量.%nFe2O3′=70.848/98.91×100%=71.629100-98.91-<71.629-70.848>=0.309nCaO′=9.2+0.309=9.509∑=0.891＋0.119＋0.082＋8.710＋71.629＋9.509＋5.96＋1.6＋1.5=100球团矿：由Mn计算MnOMnO=Mn×71/55=0.036×71/55=0.046由P计算P2O5P2O5=P×142/62=0.03×142/62=0.069由S计算FeSFeS=S×88/32=0.004×88/32=0.011由FeO、FeS及TFe计算Fe2O3Fe<FeO>=FeO×56/72=0.21×56/72=0.163Fe<FeS>=FeS×56/88=0.011×56/88=0.104Fe2O3中的铁量为Fe〔Fe2O3=TFe－[Fe<FeO>＋Fe<FeS>]=63.000－[0.163＋0.104]=62.733Fe2O3含量则为Fe2O3=Fe〔Fe2O3×160/112=62.733×160/112=89.618ZnO的含量ZnO=0.007×80/64=0.009TiO2的含量TiO2=0.84×80/48=1.4∑=0.046+0.069+0.011+89.618+0.21+0.009+1.4+1.190+5.1+0.9+1.1+0.13=99.783nTFe′=63/99.783×100%=63.136nFe2O3′=89.618/99.783×100%=89.813100-99.783-〔89.813-89.618=0.022nCaO′=1.190+0.022=1.212∑=0.046+0.069+0.011+89.813+0.009+1.4+1.212+5.1+0.9+1.1+0.13=100XX矿：由Mn计算MnO2MnO2=Mn×87/55=0.172×87/55=0.272由P计算P2O5P2O5=P×142/62=0.023×142/62=0.053由S计算FeS2FeS2=S×120/64=0.218×120/64=0.409由FeO、FeS及TFe计算Fe2O3Fe<FeO>=FeO×56/72=1.745×56/72=1.357Fe<FeS2>=FeS2×56/120=0.409×56/120=0.191Fe2O3中的铁量为Fe〔Fe2O3=TFe－[Fe<FeO>＋Fe<FeS>]=55.22－[1.357＋0.191]=53.672Fe2O3含量则为Fe2O3=Fe〔Fe2O3×160/112=53.672×160/112=76.674ZnO的含量ZnO=0.014×80/64=0.018TiO2的含量TiO2=0.054×80/48=0.09∑=0.272+0,053+0.409+0.018+0.09+76.674+1.745+0.43+17.040+0.27+0.78+0.2=97.981nTFe′=55.22/97.981×100%=56.326nFe2O3′=76.674/97.981×100%=78.254100-97.981-<78.254-76.674>=0.439nCaO′=0.430+0.439=0.869∑=0.272+0,053+0.409+0.018+0.09+78.254+1.745+0.869+17.040+0.27+0.78+0.2=100硅石：Fe2O3含量则为Fe2O3=TFe×160/112=1.082×160/112=1.546∑=95.3+0.18+2.82+1.56+0.072=99.932nCaO′=95.3+0.068=95.368∑=100石灰石：由Mn计算MnOMnO=Mn×71/55=0.078×71/55=0.1由Fe计算FeS2FeS2=S×120/56=0.274×120/56=0.545由CaO计算CO2CO2=<55.3/56>×44=43.45∑=0.545+55.3+0.365+0.08+0.16+0.1+43.45=100原料条件：天津地区原料成分表原料成分：采用烧结矿、球团矿、XX矿冶炼。配比为85：10：5整理计算后见表冶炼制钢生铁.规定生铁成分[Si]=0.5%.[S]=0.03%。炼铁焦比K=400Kg.煤比M=120Kg。规定的炉渣碱度R=CaO/SiO2=1.03。元素在生铁、炉渣与煤气中的分配率见表选取铁的直接还原度rd=0.45<0.4—0.5>.氢的利用率ηH=35%〔0.35—0.5。天津地区年平均气温12.6°C平均相对湿度为62%平均大气压101.68KPa热风温度为1200°C高炉使用冷烧结矿及球团矿、XX矿.炉顶温度为200°C表2.1原料成分表〔%成分TFeMnPSZnFeOFe2O3CaO烧结矿56.9960.6900.0520.0300.0008.71071.6299.509球团矿63.1630.0360.0300.0040.0070.21089.8130.951XX矿56.3260.1720.0230.2180.0141.74578.2540.103混合矿57.5510.5990.0480.0370.0017.51273.7788.013硅石1.0800.0000.0000.0000.0000.0001.5460.180石灰石0.2740.0780.0100.0000.0000.0000.00055．300续表1成分SiO2MgOAl2O3ZnOTiTiO2MnO2MnO烧结矿5.9601.6001.5000.0000.0000.0000.0000.891球团矿5.1000.9001.1000.0090.8401.4000.0000.046XX矿17.0400.2700.7800.0180.0540.0900.2720.000混合矿6.4281.4641.4240.0020.0870.1440.0140.762硅石95.3680.0722.8200.0000.0000.0000.0000.000石灰石0.3650.0800.1600.0000.0000.0000.0000.100续表2成分FeS2FeSP2O5CO2H2O∑烧结矿0.0000.0820.1190.0000.000100球团矿0.0000.0110.0690.0000.130100XX矿0.4090.0000.0530.0000.200100混合矿0.0200.0710.1110.0000.023100硅石0.0000.0000.0000.0000.000100石灰石0.5450.0000.00043.450.0001002.燃料成分。高炉使用的焦炭及喷吹的无烟煤粉.其成分如表2、表3所列。表2.2焦炭成分表〔%固定碳灰分〔13.837%SiO2Al2O3CaOMgOFeOFeSP2O584.95.804.820.720.1000.760.0500.010续表挥发分〔0.820%有机物〔1.400%合计全硫游离水CO2COCH4H2N2HNS1000.647．000.170.590.540.540.62表2.3煤粉成分表〔%CHONSH2O灰分〔8.200%SiO2CaOAl2O3MgOFeO78.033.055.921.090.330.404.850.494.580.200.61表2.4元素在生铁、炉渣与煤气中的分配率元素FeMnPS生铁η0.9970.51.0炉渣µ0.0030.50煤气λ0000.052.2配料计算1.吨铁矿石用量计算。燃料带入铁量FefFef=400×〔0.0076×56/72+0.0005×56/88+120×0.0061×56/72=3.06〔kg计算矿石用量AA={1000×<95.7－0.73×0.5-0.03>－100×3.06×0.997}/57.551×0.997＋0.68×0.048＋1.03×0.599×0.5=1645.89〔kg2.生铁成分计算［Fe］=〔1645.89×0.57551+306×0.997/10=94.74〔%［P］=〔1645.89×0.00048+400×0.0001×62/142/10=0.08〔%［Mn］=1645.89×0.00599×0.5/10=0.49〔%［C］=100-94.74-0.5-0.49-0.08-0.04=4.15〔%生铁成分列如表2.5。表2.5生铁成分表<%>FeSiMnPSC∑94.740.500.490.080.044.15100.0003.硅石用量计算矿石、燃料带入的CaO量=1645.89×0.08247+400×0.0072+120×0.0049=139.20〔kg矿石、燃料带入的SiO2量〔要扣除还原Si消耗的=1645.89×0.06428+400×0.058+120×0.0485-10×0.5×60/28=124.10〔kg硅石的有效熔剂性硅石有效=95.368-0.18/1.03=95.193〔%硅石用量φ=〔124.10×1.03-139.20/×0.95193=11.62〔kg4.渣量及炉渣成分计算炉料带入的各种炉渣组分的数量为∑CaO=139.20+11.62×0.0018=139.22〔kg∑SiO2=124.10+11.62×0.95382=135.18〔kg∑MgO=1645.89×0.01464+400×0.001+120×0.002+11.62×0.000872=24.75〔kg∑Al2O3=1645.89×0.00518+400×0.0482+120×0.0458+11.62×0.0282=33.63〔kg渣中MnO量=1645.89×0.00762×0.5×71/55=8.10<kg>渣中FeO量=94.74%×1000×0.003/0.997×72/56=3.66〔kg渣中TiO2量=1645.89×0.00144=2.37〔kg渣中ZnO量=1645.89×0.00001=0.03〔kg每吨生铁炉料带入的硫量〔硫负荷∑S=1645.89×0.00037+400×0.0064+120×0.0033=3.56〔kg进入生铁的硫量=10×0.03=0.3〔kg进入煤气的硫量=3.56×0.05=0.18〔kg进入渣中的硫量=3.56-0.3-0.18=3.08〔kg炉渣组成列入表6。表2.6炉渣组成项目CaOMgOSiO2Al2O3MnOFeO数量kg139.2024.75135.1833.638.103.66成分%39.777.0738.629.612.311.04续表1项目TiO2ZnOS/2∑数量kg2.370.031.54350.00成分%0.670.0080.44100.000炉渣性能校核：炉渣实际碱度R=139.20/135.18=1.03炉渣脱硫之硫的分配系数Ls=2×0.44/0.03=29.332.3物料平衡计算已知天津地区的年平均气温12.6°C平均相对湿度为62%平均大气压101.68KPa查得在气压101.325Pa下12°C时空气的饱和水蒸气压为1402.5Pa.13°C时空气的饱和水蒸气压为1497.2Pa用内插法求出12.6°C时空气的饱和蒸汽压为1402.5+〔1497.2—1402.5×0.6=1459.32Pa相对湿度为62%大气压为101680Pa时实际的水蒸汽压为1459.32×0.62×101680/101325=907.95Pa这时每立方米湿空气含有水蒸气的量为18000/22.4×907.95/101325=8.97g/m3每立方米干风带有的水蒸气克数为W＇=8.97/〔1—0.00124×8.97=9.07则鼓风湿度应为=0.00124×9.07=0.01121.鼓风量的计算燃烧带入的可燃碳量Cf=400×0.849+120×0.7803=433.24〔kg假定入炉碳量的1%与氢气生成CH4生成CH4耗碳CCH4=433.24×0.01=4.33〔kg生铁渗碳CC=1000×4.16%=41.6〔kg每吨生铁的氧化碳量CO=433.24－4.33－41.6=387.31〔kg其它因素直接还原耗碳CdaCda=10×〔0.5×24/28+0.49×12/55+0.08×60/62+3.08×12/32=7.28〔kg铁的直接还原耗碳CdFe=94.74%×1000×0.45×12/56=91.37〔kg风口前燃烧碳量Cb=387.31－7.28－91.37=288.66〔kg风口他却能量所占比例为Cb/Cf=288.66/433.24=66.63%鼓风含氧量O2b=0.21+0.29×0.0112=0.213每吨生铁的鼓风量VbVb={288.66/24－120×〔0.0592/24+0.004×16/18/32}×22.4/0.213=1262.49〔m3鼓风密度ρb×0.0112=1.282〔kg/m3每吨生铁的鼓风质量Gb=1262.49×1.282=1618.51〔kg2.煤气组分及煤气量计算。<1>CH4VCH4=400×0.0017×22.4/16+4.33×22.4/12=9.03〔m3<2>H2鼓风湿分分解的氢=1262.49×0.0112=14.14〔m3燃烧带入的氢={400×〔0.0018+0.0054+120×〔0.0350+0.004×16/18}×22.4/2=84.07〔m3入炉总氢量ΣH2=84.07+14.14=98.21〔m3生成CH4耗氢=4.33×2×22.4/12=16.16〔m3设定有35%的氢参加还原.还原氢量H2r=98.21×0.35=34.37〔m3进入煤气的氢量VH2=98.21－16.16－34.37=47.68〔m3高炉中氢的还原度〔假定还原氢均参与浮士体的还原ri<H2>=34.37×56/22.4×947.4=0.09<3>CO2矿石中带入的CO2=1645.89×0=0熔剂<硅石>分解出的CO2=0焦炭带入的CO2=400×0.0017×22.4/44=0.35〔m3由炉料共带入CO2=0.35〔m3高级氧化铁还原生成的CO2=1645.89×0.73778×22.4/160=170.00矿石中MnO2还原成MnO生成的CO2=1645.89×0.00014×22.4/87=0.059〔m3由FeO还原成Fe生成的CO2=94.74%×1000×〔1-0.45-0.09×22.4/56=174.32〔m3因还原共产生CO2=170.00+0.059+174.32=344.38〔m3煤气中的CO2总量VCO2=344.38+0.35=344.73〔m3<4>CO风口前燃烧碳生成的CO=387.31×22.4/12=722.98〔m3焦炭挥发分带入的CO=400×0.0056×22.4/28=1.792〔m3熔剂在高温区分解出的CO2转变成CO=0扣除间接还原消耗的CO后.进入煤气中的CO总量为VCO=722.98+1.792－344.73=380.39〔m3<5>N2鼓风带入的N2=1262.49×0.79×〔1-0.0112=986.20〔m3焦炭、煤粉带入的N2={400×〔0.0009+0.0054+120×0.0109}×22.4/28=3.06〔m3煤气中N2量VN2=986.20+3.06=989.26〔m3将上列计算结果列表7.求出煤气〔干总量及煤气成分。表2.7煤气成分表项目CO2COH2CH4N2∑体积m3344.73380.3947.689.03989.261771.09含量%19.4621.472.690.5155.87100.000煤气量与鼓风量体积之比Vg/Vb=1771.09/1262.49=1.40煤气密度ρg={0.1946×44+〔0.2147+0.5587×28+0.0269×2+0.0051×16}/22.4=1.36<kg/m3>每吨生铁的煤气质量Gg=1771.09×1.36=2408.68〔kg3.煤气中水量计算还原生成的H2O=34.37×18/22.4=27.61〔kg矿石带入的结晶水=1645.89×0.00023=0.38〔kg焦炭带入的游离水=400/〔1-0.07×0.07=30.11〔kg进入煤气的H2O量=27.61+0.38+30.11=58.10〔kg4.考虑炉料的机械损失后实际入炉量矿石量=1645.49×1.03=1695.26〔kg焦炭量=[400/<1-0.07>]×1.02=430.11×1.02=438.71〔kg硅石量=11.62×1.01=11.73〔kg因此.机械损失〔含炉尘量为=〔1695.26-1645.89+〔438.71－430.11+〔11.73－11.62=58.08〔kg列物料平衡表8.计算物料平衡误差。表2.8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1695.26生铁1000.000焦炭438.71炉渣350.00煤粉120.000煤气2408.68硅石11.62煤气中水58.10鼓风1618.51炉尘58.08总计3884.10总计3874.27物料平衡误差：绝对误差=3884.10－3874.27=9.83〔kg相对误差=9.83/3884.10=0.25%2.4.热平衡计算热收入1.碳素氧化热由还原反应生成的CO2为344.73<m3>,相当氧化成CO2的碳量是：Co<CO2>=344.73×12/22.4=184.67<kg>氧化成CO的碳量则为：Co<CO>=Co－Co<CO2>=387.31－184.67=202.64<kg>碳素氧化热：Qs1=4.18×<7980×184.67+2340×202.64>=8141988.76<kJ>2.鼓风带入的热量查表可知1200℃时.干空气热焓408.8×4.18kJ/m3〔375.1kcal/m3.水蒸气热焓504.9×4.18kJ/m3<457.6kcal/m3>。每吨生铁的风量为1256.81m3.喷吹煤粉用的压缩空气数量很少<大约15～30kg/kg>.这里就不考虑了.因而鼓风带入的物理热为：Qs2=4.18×1262.49×[408.8×<1-0.0112>+504.9×0.0112]=2163002.68<kJ>3.氢氧化热及CH4生成热：氢参加还原生成的水量H2Or=27.61kg.生成CH4耗碳CCH4=4.33kg,这两部分的热量为：Qs3=4.18×<3211×27.61+1124×4.33×16/12>=397705.84<kJ>4.成渣热Qs4=4.18×270×{11.62×<0.0018+0.00072>+1645.89×0.10×<0.00869+0.0027>}=2149.80<kJ>5.因采用冷矿.炉料带入的物理热可忽略不计。因此.以上各项热收入总计为：Qs=Qs1＋Qs2＋Qs3＋Qs4=8141988.76+2163002.68+397705.84+2149.80=10704847.08<kJ>热支出1.氧化物分解耗热<1>铁氧化物分解耗热矿石以硅酸铁形态存在的FeO量为：FeO<硅>=1645.89×<0.85×0.0871×0.25＋0.05×0.0021×0.25>＋400×0.0076＋120×0.0061－3.66=30.62<kg>以Fe3O4形态存在的FeO量则为：FeO<磁>=1645.89×=93.02<kg>以Fe3O4形态存在的Fe2O3量为：Fe2O3<磁>=93.02×160/72=206.71<kg>因此.矿石带入的Fe3O4数量为：Fe3O4=FeO<磁>+Fe2O3<磁>=93.02+206.71=301.34<kg>矿石带入的赤铁矿数量为：Fe2O3<赤>=1645.89×0.73778－206.71=1007.59〔kg因此.铁氧化物分解耗热：Qd1.1=4.18×<973.4×30.62+1146.4×301.34+1230.7×1007.59>=6751952.47〔kJ><2>其他氧化物分解耗热其它元素耗热Qd″=QdSi+QdMn+QdPSi还原耗热：QdSi=4.18×7366×0.5%×1000=153949.40KJMn还原耗热：QdMn=4.18×〔341.1×1645.89×0.00014+1758.5×10×0.49=36346.14KJP还原耗热：QdP=4.18×8540×10×0.08=28557.76KJ则Qd″=QdSi+QdMn+QdP=153949.40+28557.76+36346.14=218853.30KJ还原总耗热Qd1=Qd′+Qd″=6751952.47+218853.30=6970805.77KJ2.脱硫耗热Qd2=4.18×1995×3.08=25684.43<kJ>3.碳酸盐分解耗热由于加入的是硅石.且硅石中无CO2成分.所以此项为零.既Qd3=0。4.水分分解耗热Qd4=4.18×<2580×1262.49×0.0112+3211×120×0.004>=158932.76<kJ>5.游离水蒸发耗热Qd5=4.18×{620×30.11+<620+79>×1645.89×0.00023}=79139.14<kJ>6.喷吹煤粉分解耗热Qd6=4.18×300×120=150480<kJ>7.铁水带走热量Qd7=4.18×300×1000=1254000<kJ>8.炉渣带走热量Qd8=4.18×430×350=629090<kJ>9.煤气带走热量当炉顶温度为200℃.查表各气体组分的热焓是<×4.18kJ/m3>:CO2COH2CH4N2H2O85.462.862.287.462.672.8干煤气带走的热量Qd9′=4.18×∑△C气V气=4.18×〔87.4×9.03+62.2×47.68+62.8×380.39+85.4×344.73+62.6×989.26=497466.10KJ煤气中水蒸气带走热量Qd9″=4.18×[72.8×34.37+〔30.11+0.38×〔72.8-36×22.4/18]=16295.49KJ炉尘带走热量Qd9’=4.18×0.17×200×58.08=8254.33KJ因此煤气带走热量Qd9=Qd9′+Qd9″+Qd9’=497466.10+16295.49+8254.33=522015.92KJ则上述九项之和Qd=Qd1+Qd2+Qd3+Qd4+Qd5+Qd6+Qd7+Qd8+Qd9=6970805.77＋25684.43+0+158932.76+79139.14＋150480＋1254000＋629090＋522015.92=9790147.86<kJ>高炉热损失：Q失=Qs-Qd=10704847.08－9790147.86=914699.22<kJ>热损失所占比例=Q失/Qs=914699.22/10704847.08=8.54%列平衡表、计算热平衡指标将上列计算结果列成热平衡表.表2.9。表2.9热平衡表热收入热支出项目kJ%项目kJ%碳素氧化热8141988.7676.06氧化物分解耗热6970805.7765.12鼓风物理热2163002.6820.20脱硫耗热25684.430.24氢氧化放热397705.843.72水分分解耗热158932.761.48成渣热2149.800.02游离水蒸发耗热79139.140.74喷吹物分解耗热1504801.41铁水物理热125400011.71炉渣物理热6290905.88煤气带走热量522015.924.88热损失914699.228.54总计10704847.08100.000总计10704847.08100高炉有效热量利用系数KT=100－〔5.28＋8.54=86.18%高炉碳素热能利用系数KC=8141988.76／〔7980×387.31×4.18=63.02%2.5高温区热平衡计算以950℃为高温区界限温度.进行高温区热平衡计算。高温区热收入1.碳素在风口前燃烧放出的热量Qhs1由物料平衡计算已知风口前燃烧碳量Cb=288.66kgQhs1=4.18×2340×288.66=2823441.19<kJ>2.鼓风带入的有效净热量已知Vb=1262.49m3.=0.0112风中湿分VH2O=1262.49×0.0112=14.14<m3>风温1200℃时.干空气的焓408.8×4.18kJ/m3,水蒸气的焓504.9×4.18kJ/m3.在界限温度时.他们的热焓分别为318.1×4.18kJ/m3.386.3×4.18kJ/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.鼓风带给高温区的热量为：Qhs2=4.18×{1262.49×[<1－0.0112>×<408.8-318.1>+0.0112×<504.9-386.3>]－14.14×2580}=32800.39<kg>3.高温区的热收入Qhs=Qhs1＋Qhs2=2823441.19＋32800.39=3151241.58<kJ>燃烧每千克碳素的有效热量：qc=3151241.58/288.66=10916.79kJ/kgC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947.4kg.直接还原度rd=0.45.ri<H2>=0.09.高温区直接还原耗热Qhd1=4.18×{947.4×〔649.1×0.45+118.2×0.09+12480×0.49+53600×0.5+62750×0.08}=4.18×324714.17=1357431.78<kJ>2.碳酸盐分解耗热Qhd2=03.铁水带走热量<高温区界限温度950°C时生铁焓为150cal/kg>Qhd3=4.18×〔280-150×1000=4.18×130000=543400〔kJ4.炉渣带走的热量Qhd4=4.18×<420-220>×350.00=292600〔kJ5.煤粉升温及分解耗热〔煤粉在950°C时热焓为345kcal/kgQhd5=4.18×〔345+250×120=298452<kJ>6.高温区热损失Qhd6=Qhs－Qhd1－Qhd2－Qhd3－Qhd4－Qhd5=3151241.58－1357431.78－0.00－543400－292600－298452=659357.8〔kJ将以上结果列高温区热平衡表.表2.10表2.10高温区热平衡表热收入热支出项目kJ%项目kJ%碳素燃烧热2823441.1989.60直接还原耗热1357431.7843.08鼓风有效热327800.3910.40铁水带走热量54340017.24炉渣带走热量2926009.29煤粉升温分解热2984529.47高温区热损失659357.820.92总计3151241.58100.00总计3151241.58100.0002.6理论焦比的计算由前面计算可知：鼓风温度为1200℃.鼓风湿度=0.0112喷煤量120kg硅石用量Φ:11.62渣量U=350kg.炉渣碱度为1.03.进渣硫量：3.09焦炭含碳量Ck为84.9%高炉利用系数2.0t/<m3.d>直接还原耗碳为Cd=CdFe+Cda=91.37+7.28=98.65〔kg生铁渗碳Cc=41.6kg喷吹燃料碳料Cj=120×0.7803=93.64〔kg风口前燃烧碳量计算鼓风含氧量O2b=0.213qh=4.18╳2340×1.071×0.214=2231.32<kJ/m3>qw=4.18×<408.8－320.74-2580×0.0112>=247.30<kJ/m3>鼓风1200℃时的焓为408.8kcal/m3.界限温度950℃的热焓320.74kcal/m3.这里未考虑喷吹煤粉用压缩空气的影响。鼓风中湿风分解出的氢参加浮土体还原.每立方米鼓风氢还原耗热为：qf=4.18×295.5×0.45×0.0112=6.23<kJ/m3>因此.每立方米鼓风给高温区的综合热量是：q=qh+qw—qf=2231.32+247.30－6.23=2472.39<kJ/m3>铁的直接还原耗热：QdFe=4.18×6491×94.74×0.45=1156673.75<kJ>高温区其他因素耗热：Q其他=4.18×[53600×0.5+12480×0.49+62750×0.08+295.5×0.45×11.2×120×<0.035+2×0.004/18>+130000+210×3500+595×120+300×0.8×1000×0.849/2.0]=1759988.04<kg>这里取Z0=300kcal/kgC.高温区域热损失为全