冶金专业4000高炉课程设计

内蒙古科技大学
钢铁冶金课程设计说明书
题目：4000m3高炉炼铁工艺计算及煤
气净化系统设计
学生姓名：李奇
学号：1461102136
专业：冶金工程
班级：冶金2014-1班
指导教师：闫永旺
本课程设计，以烧结矿：球团矿：块矿=80：10：10，[Si]=0.7,[S]=0.03,煤比380kg,焦比196kg为条件，针对淄博地区一座4000m3高炉炼铁工艺过程的吨铁原料配比、物料平衡、热平衡及理论焦比进行了计算。

通过配料计算可知冶炼一吨炼钢生铁，需要矿石1723.56吨，熔剂32.91公斤，鼓风1705.81m3，冶炼1吨生铁的同时，产生炉渣440.66公斤，产生高炉煤气2569.29m3；通过物料平衡计算可以看出，物料收入项主要为矿石，焦炭，煤粉，硅石，鼓风；支出项主要为生铁，炉渣，煤气，煤气中水，炉尘；从热平衡表计算可知，热损失所占比例为11.94%，冶炼1吨生铁的理论焦比为378.19。

通过上述计算为改进操作工艺制度，确定合理的设计参数和提高炼铁技术经济指标提供了理论依据。

在工艺计算基础上，设计了4000m3高炉的煤气净化系统，以使高炉煤气符合用户要求，粉尘回收利用的目的。

此外，说明书对吨铁成本进行了核算和经济效益评价，还针对本设计方案对高炉煤气、炉渣处理技术及其对环境和安全的影响进行了分析评价。

关键词：合理炉料结构；物料平衡；热平衡；理论焦比；煤气净化系统设计。

摘要 (I)
1. 题目的可行性分析 (1)
1.1 原料条件 (1)
1.2 课程设计内容 (3)
1.3题目的可行性分析 (4)
2. 配料计算 (5)
2.1 吨铁矿石用量计算 (5)
2.2 吨铁熔剂用量计算 (5)
3. 物料平衡计算 (7)
3.1 鼓风量的计算 (7)
3.2煤气组分及煤气量计算 (7)
3.3考虑炉料的机械损失后的实际入炉量 (9)
3.4 3.4 物料平衡计算结果及误差分析 (10)
4. 热平衡计算 (11)
4.1 全炉热平衡计算 (11)
4.2 高温区热平衡计算 (112)
5. 理论焦比的计算 (17)
6. 高炉煤气净化系统设计 (20)
6.1 工艺设计 (20)
6.2高炉煤气净化系统设计 (24)
7. 吨铁成本核算和经济指标评价 (39)
7.1 吨铁成本核算 (39)
7.2 设计方案的经济指标分析 (41)
8. 高炉煤气、炉渣处理技术及其对环境和安全影响的分析评价 (42)
8.1 高炉煤气、炉渣处理技术 (42)
8.2 对环境和安全影响的分析评价 (47)
9. 课程设计收获及体会 (48)
参考文献 (49)
1.题目的可行性分析
1.1 原料条件（淄博地区原燃料条件）
表1.1矿石成分表（%）
续表：
表2 焦炭成分表（%）
续表：
表3 煤粉成分表（%）
续表
(1)原料成分：采用烧结矿、球团矿、生矿冶炼。

配比为8：1：1
整理计算后见下表。

(2)冶炼制钢生铁，规定生铁成分
[Si]=0.7%，[S]=0.03%。

(3)炼铁焦比K=380Kg，煤比M=196Kg。

(4)规定的炉渣碱度R= CaO/ SiO2=1.03。

(5)元素在生铁、炉渣与煤气中的分配律表在下。

η1η2ληMnO渣µ生铁Fe
(6)选取铁的直接还原度r d=0.45，氢的利用率ηH=35%。

(7)鼓风湿度为12.5g/m3。

(8)鼓风湿度为ψ=0.00124×12.5=0.0155，即1.55%。

(9)热风温度为1100℃。

1.2 成分补齐平衡后成分
矿石成分表（%）
续表：
续表：
1.3 课程设计内容
高炉煤气净化系统是高炉的重要组成部分。

本设计对炼铁工艺和高炉炉型进行了详细的计算，并对煤气除尘设备和除尘系统的平面布置进行了设计。

其中设备主要包括重力除尘器和布袋除尘器。

本设计采用的是先进的干法布袋除尘器技术，详细阐述了布袋除尘器的分类、结构设计、清灰装置设计、灰斗的设计及TRT的选择。

1.4题目的可行性分析
本次设计的是3650m3大型高炉，利于实现高效生产和环境保护方面的要求，也符合目前国家高炉大型化的趋势。

设计中采用先进、成熟、可靠、适用、有明显经济效益的工艺技术，真正做到了工艺流程顺畅，总图布置合理，平面布置符合国家有关规程规范；同时加强了安全、卫生、环境的综合治理，使之宝山地区安全、卫生、环保标准，采用了节能环保技术TRT，合理利用了资源，改善了劳动条件，提高了生产效率。

综上所述，本次设计方案是合理可行的。

2.配料计算
2.1吨铁矿石用量计算
2.11燃料带人铁量Fe f
Fe f=380×(0.0076×56/72+0.0005×56/88)+196×0.0061×56/72
=3.30(kg)
由公式计算矿石用量A
A=[1000×（95.7-0.73×0.7-0.03）-100×3.30×0.997]/（54.857×0.997+0.68×
0.052+1.03×0.532×0.5）
=1723.56（kg）
2.2吨铁熔剂用量计算
2.2.1生铁成分计算
[Fe]=(1723.56×0.63169+3.30)×0.997/10=94.63（%）
[P]=(1723.56×0.00052+380×0.0001×62/142)/10=0.09（%）
[Mn]=1723.56×0.00532×0.5/10=0.46(%)
[C]=100-94.63-0.09-.046-0.7-0.03=4.09(%)
生铁成分表：(%)
2.2.2石灰石用量计算
矿石、燃料带入的CaO量
=1723.56×0.09303+380×0.0072+196×0.0049
=164.04(kg)
矿石、燃料带入的SiO2量（要扣除还原Si消耗的）
=1723.56×0.06464+380×0.0580+196×0.0485-10×0.7×60/28
=127.96（kg）
石灰石的有效熔剂性
CaO有效=0.180-1.03×95.30=﹣97.98（%）
硅石用量
∮=（127.96×1.03-164.04）/（﹣0.9798）=32.91（kg）
2.2.3渣量及炉渣成分计算
炉料带人的各种炉渣组分的数量为
∑CaO=164.04+32.91×0.0018=164.10（kg）
∑SiO2=127.96+32.91×0.9530=159.32（kg）
∑MgO=1723.56×0.00665+380×0.001+196×0.0020+37.21×0.0072 =29.60（kg）
∑Al2O3=1723.56×0.02862+380×0.0482+196×0.0458+37.21×0.0282 =76.61（kg）
渣中FeO量=94.63×10×0.003/0.997×72/56=3.66（kg）
渣中MnO量=1723.56×0.00665×0.5×71/55=5.92（kg）
每吨生铁炉料带人的硫量（硫负荷）
∑S=1723.56×0.00022+380×0.0062+196×0.0033+0=3.36（kg）
进入生铁的硫量=10×0.03=0.3（kg）
进入煤气的硫量=3.36×0.05=0.17（kg）
进入渣中的硫量=3.36-0.17-0.3=2.89（kg）
炉渣组成表：
炉渣性能校核：
炉渣实际碱度R=164.10/159.32=1.03
炉渣脱硫之硫的分配系数L S=2×S渣/[S]=2×0.33/0.03=22
查阅炉渣相图可知，这种炉渣是符合高炉渣要求的。

3.物料平衡计算
对于炼铁设计的工艺计算，直接还原度r d及氢的利用率等指标是已知的，他们在前面已经给出。

这里还假定入炉碳量的1%与氢反应生成CH4。

按鼓风湿度的转换公式，对于本例鼓风湿度应为Φ=0.00124×12.5=0.0155（即1.55%）。

3.1鼓风量的计算。

燃料带入的可燃碳量C f
C f=380×0.849+196×0.7803=475.56（kg）
生成CH4耗碳C CH
×0.017=4.76（kg）
4=475.56
生铁渗碳Cc=10×4.095=40.95（kg）
每顿生铁的氧化碳量Co=475.56-4.76-40.95=429.86（kg）
其他因素直接还原耗碳
C da=10×（0.7×24/28+0.46×12/55+0.09×60/62）+0+440.66×0.66×12/32=8.96（kg）（式中第三项为硫耗碳）
铁的直接还原耗碳Cd Fe=94.63×10×0.45×12/56=91.25（kg）
风口前燃烧碳量C b=429.86-8.96-91.25=329.65（kg）
风口碳量比例C b/C f=329.65/475.56=69.32%
鼓风含氧量
O2b=0.21×（1-0.0155）+0.5×0.0155=0.2145
O喷=22.4×196×（0.0592+16×0.004/18）/32=8.610（m3）
每吨生铁的鼓风量Vb=（0.933×329.65-8.61）/0.2145=1394.25（m3）
鼓风密度ρb=1.288-0.484×0.0155=1.280（kg/m3）
鼓风质量G b=1394.25×1.280=1785.34（kg）
3.2煤气组分及煤气量计算。

3.2.1CH4
V CH4=K×22.4×CH4K/16＋C CH4×22.4/12=4.76（m3）
3.2.2H2
鼓风中湿风分解的氢= V b×Φ=1394.25×0.0155=21.61( m3)
燃料带入的氢={K×(H2K+H K有机)＋M×(H2M＋H2O M×2/18)}×22.4/2 =108.45(m3)
入炉总氢量：∑H2=108.45+21.61=129.10( m3)
生成CH4耗H2= C CH4×2/12×22.4=4.76×22.4×2/12=17.75(m3)
设有35%的氢参加还原，还原氢气量为H2r：
H2r=∑H2×0.35=45.18( m3)
进入煤气的总氢量V H2=129.10 - 17.75 - 45.18 = 66.16 ( m3)
高炉中氢的还原度(假定还原氢都参加浮氏体的还原)
ri(H2)=H2r×56/{22.4×10[Fe]}= 45.18×56/{22.4×10×94.63}
=0.119
3.2.3CO2
矿石带入的CO2：0 m3（矿石中无CO2）
熔剂分解的CO2：0 m3 (硅石中CO2含量为0)
焦炭带入的CO2=396×0.00170×22.4/44=0.33 m3
即由炉料带入的CO2=0+0+0.33=0.33 m3
高级氧化铁还原的CO2=A×Fe2O3矿/160×22.4=188.26（m3）
矿石中MnO2还原成MnO生成的CO2：
CO2 =A×MnO2×22.4/87=0.12
由FeO还原成Fe生成的CO2 =10[Fe]×(1-rd-ri(H2))×22.4/56
=162.99m3
因还原共生成CO2==188.26+162.99+0.12=351.38(m3)
煤气中CO2的总量V CO2=351.38+ 0.33=351.70(m3 )
3.2.4CO
风口前燃烧碳生成的CO=C b×22.4/12=615.34 m3
铁直接还原生成的CO= C dFe×22.4/12=170.33m3
其他直接还原生成的CO=C da×22.4/12=16.73m3
上列三项CO=615.34＋170.33＋16.73=802.40m3
焦炭挥发带入的CO=380×0.0056×22.4/28=1.70 m3
熔剂在高温区分解CO2转化为CO=Ф×CO2
硅石×0.5×22.4/44=0 (参与熔损反应由碳转变成的CO量，已在直接还原生成项中计算)
扣除间接还原消耗的CO 后进入煤气的CO 总量为：
V CO =802.4＋1.70＋0-351.38=452.73m 3 3.2.5N 2
鼓风带入的N 2 =V b ×(1-0.21)×(1-0.0155)=1036.09m 3
焦炭与煤粉带入的N 2={K×(N 2K +N K )+M×N M }×22.4/28=3.62m 3 煤气中N 2量：V N2=1036.09+3.62=1039.71 m 3 将上述计算结果列表，求出煤气量和成分。

煤气量与鼓风量体积之比:
V g /V b =1920.08/1332.15=1.44 煤气密度
ρg =[0.0051×16＋0.0345×2＋0.2358×28＋0.1832×44+0.5415×28]/22.4
=1.338kg/m 3
每吨生铁的煤气质量G g =V g ×ρg =1920.08×1.338=2569.29kg 3.2.6煤气中水量计算
还原生成的水H 2O r = H 2r ×18/22.4=36.31 kg 矿石带入的结晶水=A×H 2O A =0 kg
(矿石结晶水含量不多，计算时按全部析出考虑)
焦炭带入的游离水=K×H 2O K /(1-H 2O K )=28.60 kg 进入煤气的水量=36.31+28.60=64.91 kg
3.3考虑炉料的机械损失后的实际入炉量 矿石量=A×1.03=1775.27 kg 焦炭量=
21.021K
K H O ⨯-=416.77 kg
硅石量=Ф×1.01=33.24kg
因此机械损失(含炉尘量)为
=(1775.27-1723.56)+(416.77-380/(1-0.07))+(33.24-32.91)
=60.21 kg
3.5物料平衡计算结果及误差分析
物料平衡表（%）
物料平衡误差：
绝对误差=4135.07-4127.10=7.97kg
相对误差=7.97/4127.10=0.19%＜0.3%
按《高炉热平衡测定与计算方法暂行规定》要求物料平衡误差在 3%以内，这里的测定与计算是符合要求的。

4.热平衡计算
4.1 全炉热平衡计算(第一种)
4.1.1热收入
(1)风口前碳素燃烧放热：
由还原反应生成的CO2为351.38，相当于氧化成CO2的碳量为
C(CO2)=351.38×12/22.4=188.24 kg
氧化成CO的碳量为：
C(CO)=C o-C(CO2)=429.86-188.24=241.62 kg
碳素氧化热Qs1=4.18×(7890×188.24+2340×241.62)=8642249.90 KJ
(2)鼓风带入物理热
已知风量V b=1332.15m3，查表知1100℃时，干空气热焓375.1 Kcal/ m3(1570.5 KJ/m3)，水蒸气热焓：457.6Kcal/ m3(1915.9LJ/m3) ，喷吹煤粉用压缩空气量很少(大约15-30kg/kg)，这里不予考虑，因而鼓风带入的物理热为：
Qs2 =4.18×V b×{(1－ψ)Cp s＋ψ×Cp H2O}
=4.18×1332.15×{(1－0.0155)×375.1＋0.0155×457.6}
=2231768.21 KJ
(3)氢氧化热及CH4生成热
C CH4=4.76 kg，氢参加还原生成的水H2O r=36.31 kg，这两部分热量为：
Qs3=4.18×(3211×36.31+1124×4.76×16/12)=636259.19 KJ
(4)成渣热
Qs4=4.18×270×(CaO＋MgO)
=1212.10 KJ
(5)因采用冷矿，炉料带入的物理热忽略不计。

热收入总计：
Qs=Qs1＋Qs2＋Qs3＋Qs4=11511489.40 KJ
4.1.2热支出
1)铁元素还原消耗
已知r d=0.45，ri(H)=0.119，Fe r=94.63kg
烧结矿中以硅酸铁形态存在的FeO量为
FeO、(硅)=1723.56×0.8×0×0.2=0 Kg
矿石中以Fe3O4形态存在的FeO量：
FeO磁=A×FeO矿－FeO硅
=1723.56×0.00295-0=5.08Kg
矿石中以Fe3O4形态存在的Fe2O3量为：
Fe2O3磁=FeO磁×160/72=5.08×160/72=11.30 Kg
矿石中Fe3O4量：
Fe3O4=FeO磁+Fe2O3磁=5.08+11.30=16.38 Kg
矿石带入的赤铁矿量：
Fe2O3赤=A×Fe2O3(矿)－Fe2O3磁
=1723.56×0.7802-11.30=1333.43Kg
燃料带入的FeO量(均为
F e S iO)为：
24
FeO燃=380×0.0076+196×0.0061=4.08 kg
进入渣中的FeO量=3.66kg
需分解的硅酸铁中的FeO总量为：
FeO硅=0+4.08-3.66=0.42 kg
因此，铁氧化物分解耗热
Q d1.1=4.18×(973.3×FeO硅+1146.4×Fe3O4+1230.7×Fe2O3赤)
=4.18×(973.3×0.42+1146.4×16.38+1230.7×1333.43)
=6939807.41 kJ
2)其它氧化物分解耗热：
Q d1.2=4.18×(341.1×A×MnO2矿+1758.5×10×[Mn]+7366×10×[Si]+8540×10×[P]) =4.18×(341.1×1723.56×0.00028+1758.5×10×0.46+7366×10×0.7+8540×10×0.09) =282360.46 kJ
氧化物分解耗热总量为：
Q d1= Q d1.1+ Q d1.2=7222167.87 kJ
3)脱硫耗热:Qd2=4.18×1995×S渣
=4.18×1995×1.45×2=24102.82 KJ
4)碳酸盐分解耗热:Qd3=0(因矿石、加入硅石中CO2含量均为0)
5)水分解耗热:Qd4=4.18×(2580×V b×ψ＋3211×M×H2O M)
=4.18×(2580×1332.15×0.0155＋3211×196×0.004)
=233202.37 KJ
6)游离水蒸发耗热:Qd5=4.18×620×28.6=90572.73 KJ
7)喷吹煤粉分解耗热:Qd6=4.18×196×250=204820.00 KJ
8)铁水带走热量：Qd7=4.18×280×1000=1170400.00 KJ
9)炉渣带走热量:Qd8=4.18×420×440.66=773629.10 KJ
10)煤气带走热量：当炉顶温度为200℃时，查气体组分热焓表。

气体组分成分表
干煤气带走热量
Qd9.1=4.18×∑ΔC气×V气=537225.05KJ
煤气中水蒸气带走热量:Qd9.2=4.18×∑ΔC水×V气
=19225.06KJ
烟尘带走热量:Qd9.3=4.18×0.17×200×60.21=8556.77 KJ
因此煤气带走热量为：Qd9=Qd9.1＋Qd9.2＋Qd9.3=565006.88
11)热损失：
Qd=Qd1+Qd2+Qd3+Qd4+Qd5+Qd6+Qd7+Qd8+Qd9
=10283901.78 KJ
高炉热损失：ΔQ=Qs－Qd=1227587.62 KJ
热损失所占比例：ΔQ/Qs=1227587.62/11511489.40×100%=11.94% 列热平衡表，计算热平衡指标：
项目kcal kj%项目kcal kj%碳素氧化热2067523.908642249.9075.07氧化物分解耗热1727791.367222167.8762.74鼓风物理热5339162231768.2119.39脱硫耗热576624102.820.21氢氧化放热152215.12636259.19 5.53碳酸盐分解耗热0.000.000.00成渣热289.981212.100.01水分分解耗热55790.04233202.37 2.03
炉料物理热0.0000.00游离水蒸发耗
热
21668.1290572.730.79喷吹物分解耗
热
49000204820.00 1.78铁水物理热280000.001170400.0010.17炉渣物理热185078.73773629.10 6.72煤气带走热135169565006.88 4.91热损失293681.251227587.6210.66
总计2753944.8311511489.40100.00总计2753944.8311511489.40100.00
热收入热支出
高炉有效热量利用系数K T=100-(4.91-10.66)=84.43%
高炉碳素利用系数Kc=Qc/7980×C
氧化
=60.27%
4.2 高温区热平衡计算
以9500C为高温区界限温度，进行高温区热平衡计算
4.2.1高温区热收入
(1)风口前碳素燃烧放热：
由物料平衡计算已知风口前燃烧碳量
b
C=329.65 kg
Q hs1=4.18×2340×329.65=3224345.32KJ
(2)鼓风带入的有效净热量：
已知V b=1332.15 m3ψ=0.0155
风中湿分V H2O=1253.371×0.0155=20.65 m3
查表可知1100℃时：干空气热焓为375.1 kcal/m3，水蒸气为457.6kcal/m3每吨生铁的风量为1253.371(m3)，界限温度时，它们热焓分别为：干空气热焓319.7 kcal/m3(1336.3 kJ/m3)，水蒸气为386.6 kcal/m3(1616.0 kJ/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，鼓风给高温区的热量为：
Q hs2=4.18×{1332.15×[(1-0.0155)×(375.1-319.7)+0.0155×(475.6-386.6)]- 20.65×2580}=87155.18 KJ (3)高温区热收入
Q hs = Q hs1＋Q hs2=3224345.32+87155.18=3311500.50kJ 燃烧每千克碳素的有效热量：
q c =Q hs /C b =3311500.50/329.65= 10045.50 (kJ/kg.C) 4.2.2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为946.3kg ，直接还原度d r =0.45，()2
i H r =0.119
则高温区直接还原耗热为：
Q hd1=4.18×[946.3×649.1×0.45+295.5×0.9×45.18+12480×0.46 +53600×0.7+62750×0.03] =1415746.96 kJ
(2)铁水带走的热量(950℃时生铁热焓为150 kCal/kg) Q hd2=4.18×1000×(H p -H po )=4.18×1000×(280－150)=543400 Kj (3)碳酸盐分解耗热：Q hd3=0 （因为所用是硅石CO 2=0） (4)炉渣带走热量(950℃时炉渣热焓为220 kCal/kg)
Q hd4=4.18×U×(H s -H so )=4.18×(420－220)×440.66=368694.81 kJ (5)煤粉升温及分解耗热(煤粉在950℃时热焓为345 kCal/kg) Q hd5=4.18×(345＋250)×M=4.18×(345＋250)×196=487471.60 kJ (6)高温区热损失
Q hd5=Q hs -Q hd1-Q hd2-Q hd3-Q hd4- Q hd5 =496487.13kJ
4.2.3高温区热平衡表
列高温区热平衡表
高温区热损失所占热损失比例Q hd5/Q失=496487.13/1227587.62=40.44%
5.炼铁焦比计算
由以上设计过程获得已知量:
热风温度T=1100℃，鼓风湿度ψ=0.0155；喷煤量196Kg；焦比量380Kg，硅石用量32.91kg；渣量U=440.66kg；碱度R=1.030；进渣硫量Us=2.9kg，直接还原度r d=0.45，高温区氢利用率取r i(H2)=11.9%，C d=C dFe＋C da=91.25+8.96=100.21kg，焦炭含碳量
C K=84.90%，高炉利用系数ηV=2.0 t/m3d，煤粉含碳C M = 78.30%，C H2 = 3.50%，H2O =
0.40%；
(1) 直接还原耗碳计算
+8.571×[Si]+2.182×[Mn]+9.667×[P]+0.375×U×(S)
C d=2.143×[Fe]×r
d
+0.273×Ф×α×CO2Ф
= 100.22kg
(2)生铁渗碳C C=10×｛4.3-0.27×[Si]-0.32×[P]+0.03×[Mn]｝
=40.95kg
(3)喷吹燃料碳量C j =M×C M=196×0.7803 = 152.94kg
(4)风口前燃烧碳量计算
鼓风含氧量O2b=0.21+0.29×ψ=0.21+0.29×0.0155 =0.2145
每鼓风的碳素燃烧热
q h=4.18×2340×1.071×O2b= 4.18×2340×1.071×0.0155=2247.03kJ/m³
每m³鼓风的物理热
q
=q b-q bo-4.18×2580×ψ
W
=4.18×(376.38-320.74-2580×0.0155)= 65.42kJ/m³
(鼓风1100℃时比焓376.38kcal/m³，界限温度950℃时比焓320.74kcal/m³。

这里未考虑
喷煤用压缩空气的影响)
鼓风中湿分分解出氢参加浮士体还原，每m³鼓风氢之还原耗热为q f=4.18×295.5×r i（H2）×ψ=4.18×295.5×0.45×0.0155 = 8.62kJ/m³因此，每m³鼓风给高温区的综合热量是
q = q h+ q
W
-q f= 2247.03+65.42-8.62 = 2303.83kJ/m³
铁的直接还原耗热
Q hdFe =4.18×10×649.1×[Fe] ×r
d
=4.18×6491×94.63×0.45 = 1155925.704kJ
其元素直接还原耗热
Q hd1= 4.18×{(53600[Si]+12480[Mn]+62750[P])+295.5×r
d ×11.2×H
M
2
}
=4.18×{53600×0.70+12480×0.46+62750×0.09+195.5×0.45×11.2×196×（0.035+0.004×2/18）}
=233049.33 KJ
Q hd2=4.18×1522×α×Ф×CO2Ф=0
Q hd3=4.18×(130000+200×U)
=4.18×（130000+200×440.66）=911791.76KJ
Q hd4=4.18×M×(250+345)
=4.18×196×（250+345）=487471.6KJ
Q hd5=4.18 (M+Z0×0.7×1000×C K/η
V
)
=4.18×（196+300×1000×0.849/2.25）=473995.28KJ
Q h其他= Q hd1+ Q hd2 +Q hd3+ Q hd4 +Q hd5=2106307.97KJ
每吨生铁的鼓风量为
V b = (1155925.7+ 2106307.97)/2303.83 = 1416.00 m³
风口前燃烧碳量则为
C b= 1.071×V b×O2b= 1.071×1416.0×0.2145=325.30kg
(5)理论焦比计算
取生成CH4的碳量α′ = 0.01，则理论焦比为
K =
)
α
1
(
C C
C
C
C
'
K j
c
b
d
-
⨯-
+
+
=373.02 kg
本高炉设计焦比为380 kg，与理论焦比之差为6.98 kg，符合要求。

6.高炉煤气净化系统设计
高炉炉型尺寸参数
项目尺寸
有效容积，V
u
′/ m3
炉缸直径，d/m 炉腰直径，D/m
炉喉直径，d
1
/m
有效高度，H
u
/m
渣口高度，h
z
/m
风口高度，h
f
/m
死铁层厚度，h
/m
炉缸高度，h
1
/m
炉腹高度，h
2
/m
炉腰高度，h
3
/m
炉身高度，h
4
/m
炉喉高度，h
5
/m
H
u
/D
D/d
d
1
/d
炉腹角α
炉身角β
4000
13.95
15.35
9.5
29.2
1.71
1.3
2.0
3.5
4.4 1
18.3
2
2.09
1.1
0.68
80°9′
82°30′
6.1 工艺设计
高炉内型设计
高炉有效容积V U=4000m3
设计利用系数η=2.0t/(d.m3)
昼夜出铁次数取N=11
=1.25t/(m2.h)
选定燃烧强度i
燃
冶炼强度I=1.15t/(m3.d)
吨铁煤气量：1920.08 m3/t ；吨铁炉尘量：60.21 kg/t ；
炉顶煤气温度：200℃。

6.2 净化除尘系列设备设计
6.2.1重力除尘器及管道设计计算
由前边工艺计算得，鼓风含氮量为60.74%，煤气含氮量54.15%，煤气正常温度200℃，一般在150～250℃，炉顶正常压力0.12～0.16MPa,高炉利用系数为2.25t/ m3·d，煤气含尘量为60.21kg/t-p，吨铁煤气量V
=1920.08 m3。

g
则高炉日产铁量：M=V
μ×ηV=4000×2.0=8000t
高炉煤气发生量: Q=8000×1920.08/24=640026.67m3/h=177.79m3/s
=60.21× 1000/1920.08=31.35g/m3
高炉煤气含尘量：C
初
由炉型计算知炉喉直径9.5m，则炉喉的截面积为
=3.14×(9.5/2)2=70.85m2。

S
1
(1)煤气管道设计
除尘器及煤气管道中煤气流速
表4.1 煤气流速表
煤气管道煤气流速（标态）m/s
炉顶煤气导出管炉顶煤气上升管炉顶煤气下降管炉顶煤气下降总管
除尘器
3～4 6～8 6～9 7～11 0.6～1
1）设计管设计计算
设计的煤气导出管为四根，取煤气在煤气导出管内的流速ν
导
=3.8m/s，已知除尘器每小时过滤煤气总流量Q=640026.67 m³/h。

则煤气导出管总截面积S
导=Q/﹙ν
导×
3600﹚=46.79m2，取47m2。

则一根煤气导出管截面积=47/4=11.75 m2
根据圆形面积公式可知煤气导出管直径D
导
=3.87m。

S
导/S
1
=46.79/70.85×100%=66.04%，满足设计要求。

煤气导出管中心水平倾角为53°。

2）上升管设计计算
煤气上升管内的流速为6~8m/s，上升管总截面积为炉喉面积的25%~35%，上升管的高度应保证煤气下降管有足够大的坡度。

设计的煤气上升管为两根，取煤气上
升管内的煤气流速ν
上
=7m/s。

则煤气上升管总截面积S
上
=640026.67/﹙7×3600﹚=25.40 m2，取25.4 m2。

则有S
上/S
1
=25.4/70.85=35.85%，符合设计要求。

即有一根煤气上升管的截面积=25.4/2=12.7 m 2。

因此可知煤气上升管的直径D 上为：
2
D Q 2(
)2
V 3600
π⨯⨯=
⨯上升管
上 则D 上升管=4.02m
上升管高度取h 2=8900 mm
下降管上管口中心线到上升管管顶距离取h 3=2400 mm
为了防止煤气灰尘在煤气下降管道内沉积堵塞管道，煤气下降管内的煤气流速应大于煤气上升管内的煤气流速。

煤气下降管内的流速为6~9m/s ，煤气下降管的中心线倾角应大于45°，以使灰尘能流入重力除尘器。

设计的煤气下降管为两根，取煤气下降管总截面积为煤气上升管总截面积的80%，煤气下降管的中心线倾角取45°。

煤气下降管总截面积S 下=S 上×80%=25.4×80%=20.32m 2。

则下降管中的煤气流速ν
下
=Q/﹙S 下×3600﹚=8.75m/s ，满足设计要求。

则一根煤气下降管的直径D 下为 2×2
D Q ()2
V 3600
π
⨯=
⨯下降管
下则D=3.60m
6.2.2放散管直径
根据以上计算结果和经验数据，取放散管直径i=0.6m 高炉炉顶管道设计参数见表
炉顶管道参数表
内径D （m ） 根数 夹角
煤气导出管 3.87 4 53︒
煤气上升管 4.02 2
煤气下降管
3.60
2
45︒
煤气放散管0.6 2
6.3 重力除尘器的设计
6.3.1重力除尘器的设计要求
① 除尘器直径必须保证煤气在标准状况下的流速不超过0.6~1.0m/s。

② 除尘器直筒部分的高度，要求能保证煤气停留时间不小于12~15s。

③ 除尘器下部圆锥面与水平面的夹角应做成50
≥︒。

④ 除尘器内喇叭口以下的积灰体积应能具有足够的富余量（一般应满足三天的积灰量）。

⑤ 除尘器下降管直径按煤气流速10m/s左右设计，一般为7~11m/s。

⑥ 除尘器阻力一般为150~390Pa
6.3.2重力除尘器部分设计参数选择
① 所设计的重力除尘器要求除尘效率为80%。

② 重力除尘器直筒直径必须保证煤气流速为0.8 m/s。

③ 煤气能在沉降室停留时间为15s。

④高炉炉尘物理参数见表.
炉尘物理参数
密度，g/cm 粒径（μm）分布，%
真密度2．47 体积密
度
1．47
＞160
44．30
160～80
33．30
80～50
13．84
50～20
7．29
20～10
0．05
＜10
1．12
6.3.3重力除尘设备尺寸的选择
(1)每秒煤气量q：==177.79m3/s
(2) 择重力除尘器煤气入口管道直径为d ，且煤气入口流速v 0=10m/s ，则由此可得： 4.76
3.14
10177.794π
v0q 4d
=⨯⨯=
⨯⨯=
m
(3)由煤气在沉降室的停留时间为45s ，煤气流速v 1=0.5m/s ，则重力除尘器直筒段的截面积：
S 重=q/v 1=355.58m 2
根据圆形面积公式可知重力除尘器内径：
D 2=⨯
2
24.763.14
0.5177.792
⎪
⎪⎭
⎫
⎝⎛+⨯⨯
=21.81 m
（4）除尘器直筒部分高度取H 直筒=12000 mm (5) 直筒部分体积V 直=qt=177.79×15=2666.85m 3
(6) 经参考2516m ³高炉重力除尘器，知重力除尘器内径D 重=13000mm ，煤气出口管直径D
出
=3000mm ，中心管直径D 中=3247 mm 。

因此，设计的重力除尘器的煤气出管口
D 出=﹙3000/13000﹚×21810=5033.07mm ，取半净煤气管道的直径为5000mm 中心管直径D 中=﹙3247/13000﹚×21810=5447.47mm ，取5500mm 。

中心管长度L 中=13500 mm
上锥体高度H 上锥=﹙21810-4200﹚×0.5×tan50°=10493.40 mm 下锥体高度H 下锥=﹙21810-900﹚×0.5×tan50°=12459.78 mm 除尘器的容积V=Q ×t=177.79×45=8000.55 m ³ 式中：V ——除尘器容积，m ³； Q ——处理气体量，m ³/s ；
t ——气体在除尘器内停留时间，s ，一般取30~60s ，本次取45 s 。

除尘器的长度L=V/S=2886.075/128.27=22.5m 式中：L ——除尘器长度，m ；
V----除尘器容积，m ³； S —除尘器截面积，m ³。

(7)除尘器出口煤气流速V 2，且煤气密度为g ρ，则
14.16
1040004760v g
d v 2
2
2=⨯⎪⎪⎭
⎫
⎝⎛=⨯⎪⎪⎭
⎫ ⎝⎛=m/s
6.3.4积灰量及灰斗设计 1．积灰量
由前面工艺计算知，吨铁产生的炉尘量60.21kg ，高炉日产铁8000t ，则高炉每天产生的炉尘量为60.21×8.8=529.85t ，设计重力除尘器除尘效率为80%，则由重力除尘器除去的灰量为529.85×80%=423.88t ，炉尘的堆密度约为0.6t/ m 3,炉尘体积V 尘
=423.88/0.6=706.47 m 3 2．灰斗高度
根据要求，设计灰斗应满足容纳三天的积灰量，故灰斗容积V
斗
≥3 V
尘
=3×
706.47=2119.41m 3。

最小灰斗高度符合公式4/3π·（D/2）2·h 4′=1478.74，解得 h 4′=2.97，故取灰斗高度h 4=4m 。

3．排灰口直径，取f=0.9m 。

由重力除尘器压力损失计算公式得：
131.64
2
14.16
1.510
1.1902
1.52
2
0g =⨯+⨯
=⨯+⨯
=∆V V P ρ Pa
6.3.5出口含尘浓度
()26.32）.08-1（131.6-1初=⨯=⨯=ηC C g/m
3
6.3.6重力除尘器参数
重力除尘器参数表
除尘器直径D21810mm 直径部分高度h512000 mm 除尘器入口管径d4760 mm 除尘器出口管径g3000 mm 灰斗下口口径f900 mm 灰斗倾角γ50︒
出口含尘浓度C26.3g/m3除尘器压力损失∆P131.6 Pa 除尘器除尘效率η80%灰斗高度h44000 mm
除尘器上截锥体高度h6除尘器下截锥体高度h710493.40 mm 12459.78mm
中心管直径5500
6.4 除尘器及粗煤气管道设备
6.4.1煤气遮断阀
煤气遮断阀设置在重力除尘顶部，高炉与重力除尘器之间的荒煤气管道上，为常通阀，只有在高炉休风时落下关闭，将高炉与煤气除尘系统隔开。

遮断阀关闭时必须密封严密，开启时煤气通过的压力降妖小。

遮断阀一般采用钟罩式结构。

遮断阀的启闭采用电动卷扬机驱动。

遮断阀特性见表
遮断阀结构特性
直径，mm89013001790179024602750
行程，mm200030003600420058005500提升部件总重量，kg417～72023464573
重量，kg5161227467884139840
6.4.2清灰阀及煤气灰搅拌机
煤气清灰搅拌机设置在重力除尘器、旋风除尘器、布袋除尘器、布袋除尘器箱体等干式煤气除尘设备的集灰斗下面，用以排出集灰斗内的积灰。

其结构如图所示。

清灰时，带有叶片的一对的一对轴相对转动，煤气灰被螺旋叶片推向前进，同时不断喷水冷却，灰尘被湿润降温，避免了灰尘飞扬。

常用规格的煤气清灰搅拌机性能
清灰阀的结构特性
直径，mm阀盖重，kg重锤数，个
每个重锤重
量，kg
重量，kg 300201104304
350321142550
360266170306
60016051001130
6.5布袋除尘器形式
根据设计要求，布袋除尘器应处理的煤气量
Q c =Q×(273＋T
c
) ×101.325×(1＋K)/273Pa
式中 Q
c
—设计处理煤气量，m3/h；
Q—高炉煤气发生量，m3/h；
T
c
—除尘器内气体温度，℃；
K—除尘器前漏风系数，%；
Pa—环境大气压，KPa。

由前面工艺计算知，Q=640026.67 m3/h，炉顶正常温度在150℃～200℃，一般为200℃，煤气经炉顶管道及重力除尘装置的自然温降为20℃～50℃，取Tc=180℃。

淄博地区年平均大气压746.7mmHg，则Pa=746.7/760×101.325 KPa。

布袋除尘器的漏风系
=1014937.02 m3/h
数一般小于2%，取K=2%。

带入相关数据求得：Q
c
由于处理风量适中，高炉为4000立方米级，可选用脉冲喷吹布袋除尘器
6.6滤料的选择
本设计采用的布袋除尘器要处理温度为180℃左右，含尘浓度为2.38g/ m3的高温烟气，要求滤袋应具有良好的耐高温、耐腐蚀及耐磨能力，通过对各种滤料的对比，选用了氟美斯复合针刺毡纤维（FMS-9806）滤袋。

氟美斯复合针刺毡纤维（FMS-9806）滤袋式一种复合新型材料，用微细玻璃纤维与耐高温化学纤维P84复合，利用特殊工艺制得的新型奶高温型集尘袋用过滤毡，并采用了PTFE（聚四氟乙烯）微孔覆膜的处理工艺。

这种滤料具有耐高温耐磨的特性，并能降低运行阻力，提高过滤风速。

对于采用PTFE 微孔覆膜滤料，因其基布表面所覆的薄膜代替了粉尘初层且孔隙率较高，所以过滤时，粉尘捕集在薄膜表面而不进入基布内部，其过滤效率和阻力决定了薄膜的特性，过滤效率高；又由于膜的憎水性，可使清灰变得容易，覆膜滤料清灰是借助粉尘的自重和清灰功能使粉尘很容易从滤袋表面脱落，即粉尘剥离率高，系统运行阻力较低且较稳定，所以使用覆膜滤料可使袋式除尘器过滤机理由深层过滤进展到真正的表面过滤。

氟美斯复合针刺毡纤维（FMS-9806）性能见表
FMS-9806产品性能
项目性能参数
厚度，mm
单位质量，g/m
推荐过滤风速，m/min 耐温，℃
透气性，dm3/（m2·s）
特点
应用1.8
≥800
1.2～1.5
80～280
90
耐高温型，P84，玻纤黑炭、钢铁行业
6.7清灰方式的确定
前面设计重力除尘器除尘效率为80%，因此经重力除尘器除尘后的煤气含尘浓度为60.21×（1-80%）=12.04g/ m3，本设计采用氟美斯复合针刺毡纤维滤袋，设计要求除尘器阻力损失控制在3～6 KPa，故此清灰方式选用脉冲反吹是较为合理的。

6.8过滤气体速度、过滤面积、滤袋尺寸、滤袋数目的确定
（1）过滤速度
根据滤料为氟美斯复合针刺毡纤维，清灰方式为脉冲反吹，可以确定气体的过滤速度在 1.2～1.5m/min范围，参考韶钢750立方米级高炉干法除尘工艺设计，选取v=1.2m/min。

（2）过滤面积
A=Q
c
/60v=1014937.02/(60×1.2)=14096.35㎡
（3）滤袋尺寸、数目
参考包钢220m3高炉布袋除尘器，选用滤袋规格为 130×6900。

滤袋数量可由除尘器总过滤面积与单个滤袋的过滤面积求得
n=A/294=14096.35/（3.14×0.13×6.9）=5004.78（条）
每个箱体布置滤袋条数为400条，则需箱体个数n为：
n=N/400=5004.78/400=12.5（个），取13个。

由于布袋属于易损件，寿命一般为1.5年到2年，所以当某一布袋箱体内滤袋破损出现故障需要检修时，为了保证一个箱体的检修不至于过大地影响其它箱体正常工作，需要在布袋箱体进出口管上增设切断阀；并且在设备投资允许的条件下，应留两个布袋除尘器作备用，一个清灰，另一个检修。

现选择箱体个数n=14个，然后验算布袋总条数N为：
N=400×n=400×14=5600(条)
这样，除尘器就有足够的能力保证在箱体检修时仍然能正常工作。

6.9除尘器平面布置
（1）除尘器的边长计算
袋式除尘器有几个矩形箱体构成，当每个布袋箱体的布袋较多时，应分成几组布置，个组之间流出400mm的通道以便检修，边缘的空间为300mm。

采用正方形布置。

本设计的除尘器箱体为正方形，每个箱体分为4组，每组的布袋个数为100个，横纵各为10个，则箱体边长L为：
=-⨯⨯+-⨯+⨯
L n a N N S m
(1)(1)2
式中：n——每组每列滤袋个数（条）
a——滤袋间的中心距 a=d+(40-60)
N——沿各方向滤袋的组数（组）
S——每相邻两组滤袋最边上滤袋的中心距 S=d+400 mm
m——靠箱边滤袋中心至箱体内壁距离 m=d/2+300 mm
根据以上公式，具体布置参数为：
n=14条
N=2组
a=d+2d
5
=130+40=170 mm
S=d+400=130+400=530 mm
m=d/2+300=130/2+300=365 mm
则除尘室每个箱体边长
L=（14-1）×170×2+（2-1）×530+2×365=5674 mm （2）除尘器的总高度
H=L
1+H
1
+H
2
+H
3
式中L
1
——滤袋层高度 mm
H
1
——气体分配层高度 mm
H
2
——灰斗高度 mm
H
3
——灰斗排尘孔距地坪高度 mm
取本设计的箱体高度为H=9880mm。

（3）箱体布置
由于本设计共有16个箱体，箱体单排布置采用单排一列式。

6.10除尘系统附属设备
阀门
高炉煤气除尘系统的阀门主要有遮断阀、煤气放散阀、高压调节阀组及叶形插板等。

煤气遮断阀
遮断阀应能满足高炉休风时，迅速将高炉和煤气管道隔开。

目前使用的都是带两个
锥形的盘式阀，装在除尘器喇叭管的顶端。

阀的操纵是用手动或电动卷扬，通过钢绳传动机构进行的。

提升此阀所需的力，应考虑被提升部件的重量、阀盘上煤气灰、沙子的重量及煤气压力。

为了避免冲击，钟型阀升降速度不得超过0.1～0.2m/s。

遮断阀结构特性见表
遮断阀结构特性
直径，mm 890 1300 1790 1790 2460 2750
行程，mm 2000 3000 3600 4200 5800 5500 提升部件总重量，kg 417 ～720 2346 4573
重量，kg 516 1227 4678 8413 9840
煤气放散阀
煤气放散阀应能满足在高炉休风时，迅速将煤气排入大气。

并应避免在放散时发出强烈噪音。

在上升管的顶端、除尘器的上圆锥体及遮断阀圆筒的顶端均安装有不同直径的煤气放散阀。

当高炉休风、复风或开炉时，打开放散阀，通入蒸汽将煤气或空气赶入大气中去。

从炉前蒸汽包上接一蒸汽管通入除尘器内。

在蒸汽包上另接一支管通向遮断阀的密封处。

由于喇叭管内煤气无法放走，所以有的设计在喇叭管最上部，遮断阀关闭位置以下有两个小孔，以便休风时放走喇叭管内的煤气。

煤气放散阀特性见表。

煤气放散阀特性
直径，mm 型式行程工作压力，kg/cm2工作温度，℃重量，kg
Φ400 揭盖式9000.1～0.15 300～400 507
Φ400 揭盖式900 1.5 300～400 1673
Φ600 揭盖式900 1.2 ～300 1640
Φ800 揭盖式900 1.3 400 2119
Φ800 揭盖式900 1.5 1721
在粗煤气管道及除尘器上均应设置人孔。

人孔的位置不要装在衬板处。

在人孔处应设梯子和平台。

在除尘器下部圆锥体上设有拨灰孔。

其作用是因煤气灰结块而放不出灰时，以便打开拨灰孔人工拨灰。

中小型炉子有一个拨灰孔，大型高炉有两个对称分布的拨灰孔，两。