m3高炉本体设计Word文档下载推荐.docx
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4）总体上环境负荷沉重，虽然已有一批清洁工厂，但相当多的企业排放无害化的问题尚未解决。
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地概括为大型化，应该根据企业生产规模、资源条件来确定高炉容。
从目前的我国实际状况看，高炉座数必须大大减少，淘汰落后的炼铁生产能力，平均炉容大型化是必然趋势[2，6]。
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，污染容易集中治理，有利于环保[7~8]。
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。
1.2攀枝花钒钛磁铁矿特点
钒钛磁铁矿（Fe，Ti，V）3O4是一种分布最广泛的含钒矿物，是生产钒的主要工业开采价值矿物原料。
一般原矿含V2O51％~2％，大于1%以就可以直接作为提钒的原料，也可以通过选矿得到精矿，一般在精矿中V2O5可富集到5％以上。
然后通过高炉炼铁得到含钒的铁水，再从铁水吹炼出钒渣，使V2O5含量富集到10％~20％，作为提钒的原料。
高炉渣中含有大量的钛资源[9]。
“攀枝花”因丰富的钒钛磁铁矿资源而闻名于世，攀枝花钒钛磁铁矿具有储量大、分布集中、开采条件优越、综合利用价值高、选冶难度大等特点[10]。
1）储量大，2008年保有储量为66.67亿吨，最新的勘探结果,潜在贮量可达200亿吨。
其中铁储量占全国的20%，伴生的钛、镓、钪、钴、铬等是国家重要的战略资源。
钒资源保有储量（以V2O5计）1047.86万吨，占全国储量的63％，居世界第三位。
钛资源量保有储量（以TiO2计）4.28亿吨，占全国储量的93％，居世界第一位。
铬（Cr2O3）的保有储量为696万吨；
钴（Co）的保有储量为7458万吨；
镓（Ga）的保有储量为11.36万吨（仅攀枝花、红格、白马三矿区伴生在表内矿中的镓储量就相当于55个大型镓矿床的储量）。
2）经济价值高，攀枝花钒钛磁铁矿除铁为主要矿产外,还共生钛,伴生钒、铬、钪、镓、钴、镍、铂等元素，按现有保有贮量计算，经哜价值高达到78.8万亿元。
铁的价值占资源潜在经济总价值的7.61%，钒占3.5%，钛占30.18%，钪占54.53%。
1.3课题设计的内容及意义
本课题针对攀枝花钒钛磁铁矿高炉炼铁的特点，特设计一座更适合攀枝花生铁生产需求的高炉，在高炉各方面做一系列的改进，以达到生产、环保、资源利用达到最优化。
本课题将设计一座有效容积为2000m3的高炉，利用含铁量为46.19%的烧结矿和含铁量为57.52%的天然块矿按94%∶6%的比例混合成混合矿冶炼，设计的高炉冶炼强度为1.10t/（m3·
d），焦比为430kg/t，喷煤比为130kg/t，冶炼出含铁95.16%、含碳3.99%、含钒0.3%、含钛0.13%的液体生铁。
从而达到生产成本降低，节能和达到资源利用最优化的目的。
本设计主要包括高炉炼铁工艺计算和高炉本体设计两部分。
炼铁工艺计算有配料计算、物料平衡计算。
在计算中根据已给出的冶炼条件和原始数据检验配料、物料收支是否达到设计要求。
高炉本体设计包括高炉内型尺寸设计、高炉基础设计、高炉炉衬设计计算、高炉冷却设备设计和高炉刚结构的设计计算。
通过高炉内型尺寸计算，计算出高炉的内形轮廓。
高炉基础的设计中，针对高炉的基墩和基墩进行计算设计。
在高炉内衬设计中选用碳砖和高铝砖的综合炉底，其他部位还用到碳化硅砖以及粘土砖。
冷却设备设计时采用了光面冷却壁和镶砖冷却壁以及冷却板，从而达到高炉炉壁冷却效果。
高炉钢结构设计中，高炉钢结构采用炉体框架式金属结构类型，炉壳设计计算时采用“薄壁”原则。
根据以上设计，设计出适合攀枝花钒钛磁铁矿的冶炼特点的高炉本体，使高炉冶炼钒钛磁铁矿达到生产优化、节约资源、提高产品质量、改进落后装备技术、提高高炉利用系数、降低生产成本、长寿、保护环境等目的。
2高炉设计原始数据
2.1矿石原料成分
本课题高炉设计计算涉及的矿石种类、各种矿石原料成分见表2.1。
表2.1原料成分%
TFe
FeO
Fe2O3
MnO2
MnO
CaO
MgO
SiO2
Al2O3
P2O5
FeS2
烧结矿
46.19
8.32
57.51
—
0.26
8.37
3.93
5.36
4.43
0.022
天然块矿
57.52
12.27
68.4
1.17
1.00
1.65
10.71
1.52
0.46
0.21
混合矿
46.87
8.56
58.16
0.07
0.24
7.93
3.79
5.68
4.26
0.048
0.013
石灰石
52.28
1.34
1.66
1.33
续表2.1%
FeS
TiO2
V2O5
SO2
烧损（CO2）
Mn
P
S
V
Ti
0.17
11.23
0.40
0.20
0.01
0.062
0.22
6.74
2.60
0.74
0.11
0.16
10.56
0.38
0.23
0.021
0.065
6.34
0.03
42.91
0.014
0.015
2.2配矿比
烧结矿∶天然块矿=94∶6。
2.3焦炭成分
本课题高炉设计计算使用的焦炭成分见表2.2。
表2.2焦炭成分%
固定碳Ck
灰分（Ak）（13.46）
有机物（1.72）
N2
H2
83.83
6.16
5.42
0.87
0.12
0.85
0.27
0.90
0.55
续表2.2%
挥发分（0.99）
∑
∑S
游离水
CO2
CO
CH4
0.10
0.65
0.04
100.00
0.56
4.50
2.4喷吹煤粉成分
本课题高炉设计计算高炉的喷吹煤粉成分见表2.3。
2.5生铁成分
本课题高炉设计算的生铁成分见表2.4。
表2.3无烟煤成分%
C
O2
H2O
灰分
67.52
4.32
4.03
0.89
0.41
0.79
11.80
7.60
0.61
0.43
1.60
表2.4生铁成分%
Fe
Si
95.16
0.30
0.13
3.99
2.6元素分配比
本课题高炉设计计算的元素分配比见表2.5。
表2.5元素分配表%
名称
进入炉渣
2.0
50.00
78.00
30.00
99.00
99.7
进入生铁
98
15.00
70
0.3
进入煤气
7.00
2.7炉渣碱度
R=1.14
2.8工艺技术指标
本课题高炉设计计算的技术指标如下：
炉尘量为18kg/tFe（包含于机械损失中）；
冶炼强度：
I=1.10t/（m3·
d）；
利用系数：
ηu=2.23t/（m3·
焦比：
K=430kg/t；
喷煤比：
M=130kg/t；
风温：
t风=1100℃；
炉顶温度：
t顶=200℃；
富氧率：
XO2=2.02%；
渣铁比η=0.72t渣/t铁。
3高炉设计工艺计算
3.1配料计算
本课程设计配料计算以冶炼1吨生铁为计算单位。
3.1.1根据铁平衡求铁矿石需求量
焦炭带入Fe量=430×
（56×
0.0085/72+56×
0.0003/88）=2.92kg
煤粉带入Fe量=130×
0.016×
56/72=1.62kg
进入炉渣的Fe量=1000×
95.16%×
2.0/98=19.42kg（相当于24.97kgFeO）
需要混合矿量：
矿石用量=
kg/tFe
=
=2062.04kg
3.1.2根据碱度平衡计算石灰石用量
混合矿带入CaO量=2062.04×
7.65%=157.75kg
焦炭矿带入CaO量=430×
0.87%=3.74kg
煤粉带入CaO量=130×
0.61%=0.79kg
共带入CaO量=157.75+3.741+0.793=162.28kg
混合矿带入SiO2量=2062.04×
5.49%=113.21kg
焦碳带入SiO2量=430×
6.16%=26.49kg
煤粉带入SiO2量=130×
11.80%=15.34kg
共带入SiO2量=113.21+26.49+15.34=155.04kg
还原Si消耗SiO2量=1000×
0.07%×
60/28=1.5kg
石灰石用量=
=25.31kg
考虑到机械损失及水分，则每吨生铁的原料实际用量为见表3.1。
3.1.3终渣成分
1）总S量=2062.04×
0.065%+430×
0.55%+130×
0.79%+28.10×
0.014%
=1.34+2.365+1.027+0.004=4.74kg
进入生铁的S量为：
4.74×
15%=0.71kg
进入煤气的S量为：
7%=0.33kg
进入炉渣S量=4.74－0.71－0.33=3.70kg
表3.1每吨生铁炉料实际用量
干料用量/kg
机械损失/%
水分/%
实际用量/kg
2062.04
3
2062.04×
1.03=2123.90
25.31
1
25.31×
1.01=25.56
焦炭
430
2
4.5
430×
1.065=457.95
合计
2517.35
2607.41
2）终渣中FeO量为：
24.97kg
终渣中MnO量为：
0.23%×
50%×
71/55=3.06kg
终渣中SiO2量为：
155.04－1.5+25.31×
1.66%=153.96kg
终渣中CaO量为：
162.28+25.31×
52.28=175.51kg
终渣中Al2O3量为：
4.26%+25.31×
1.33%+430×
5.42%+130×
7.60%=121.37kg
终渣中MgO量为：
3.79%+25.31×
1.34%+430×
0.12%+130×
0.43%=79.57kg
终渣中TiO2量为：
10.56%×
99%=215.57kg
终渣中V2O5量为：
0.38%×
30%=2.35kg
根据以上计算列出终渣成分见表3.2。
表3.2终渣成分
成分
S/2
R
重量/kg
153.96
121.37
175.51
79.57
3.06
24.97
215.57
2.35
1.85
1.14
779.35
质量分数/%
19.78
15.59
22.55
10.22
0.39
3.21
27.70
100
3.1.4生铁成分校核
1）含P量为：
（2062.04×
0.021%+25.31×
0.014%+430×
0.01%×
62/142）/1000×
100%=0.04%
2）生铁中含S量为：
0.07%
3）生铁中含Si量为：
4）生铁中含Mn量为：
3.06×
55/71×
100%/1000=0.24%
5）生铁中含Fe量为：
95.16%
6）生铁中含V量为：
0.21%×
70%×
100%/1000=0.30%
7）生铁中含Ti量为：
6.34%×
1%×
100%/1000=0.13%
8）生铁中含C量为：
100－（95.16+0.07+0.07+0.24+0.13+0.30+0.05）=3.99%
通过以上计算最终生铁成分见表3.3。
表3.3最终生铁成分％
3.2物料平衡计算
3.2.1需要补充的原始条件
1）直接还原度rd=0.45；
2）鼓风湿度为0%；
3）CH4耗碳量为总碳量的1.2%。
3.2.2根据碳平衡计算风量
1）风口前燃烧的碳量计算：
焦炭带入固定碳量为：
83.83%=360.47kg
喷吹煤粉带入碳量为：
130×
67.52%=87.78kg
生成CH4消耗碳量为：
（360.47+87.78）×
1.2%=5.38kg
溶于生铁碳量为：
1000×
3.99%=39.9kg
还原Mn消耗碳量为：
0.24%×
12/55=0.52kg
还原Si消耗碳量为：
24/28=0.6kg
还原P消耗碳量为：
0.04%×
60/62=0.39kg
还原Fe消耗碳量为：
0.45×
12/56=91.76kg
还原V消耗碳量为：
0.30%×
60/102=1.76kg
还原Ti消耗碳量为：
0.13%×
24/48=0.65kg
忽略CO消耗的碳量，则直接还原共消耗碳Cd量为：
Cd=0.52+0.6+0.39+91.76+1.76+0.65=95.68kg
风口前燃烧的碳量Cb可由下式计算[1,11~16]：
Cb=Cf－CCH4－CC－Cd
式中：
Cf—进入的总碳量；
CCH4—生成CH4消耗的碳量；
CC—溶入生铁中的碳量。
故风口前燃烧的碳量为：
Cb=360.47+87.78－5.38－39.9－95.68=307.29kg
Cb占入炉总碳量=307.29/（360.47+87.78）×
100%=68.55%
2）计算风量：
鼓风氧浓度为：
0.21×
（1－2.02%）+2.02%=0.226m3/m3
风口前燃烧碳素所需氧量为：
307.29×
22.4/（2×
12）=286.80m3
煤粉可供给氧量为：
（4.03%/32+0.89%/36）×
22.4=4.39m3
每吨生铁需鼓风量V风为：
V风=（286.80－4.39）/0.226=1249.60m3
3.2.3计算煤气成分及数量
1）产生CH4的量：
由燃料碳素生成CH4量为：
5.38×
22.4/12=10.04m3
焦炭挥发含的CH4量为：
0.10%×
22.4/16=0.60m3
进入煤气的CH4量为：
10.06+0.60=10.66m3
2）产生H2的量：
煤粉分解出的H2量为：
（4.32%+0.89%×
2/18）×
22.4/2=64.34m3
焦炭挥发分有机物H2量为：
（0.1%+0.9%）×
22.4/2=48.16m3
入炉总H2量为：
64.34+48.16=112.50m3
在喷吹条件下有40%的H2参加还原反应，则此参加还原反应的H2量为：
112.50×
40%=45m3
生成CH4的H2量为：
10.04×
2=20.08m3
进入煤气的H2量为：
112.50－（45+20.08）=47.42m3
3）产生CO2的量：
由Fe2
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