设计年产120万吨制钢生铁的炼铁厂.

H EBEI P OLYTECHNIC U NIVERSITY
课程设计说明书设计题目：设计年产120万吨制钢生铁的高炉
学号：201015090502
班级：10冶金五
姓名：俞占扬
导师：刘卫星
2014年1月4日
目录
摘要 (1)
ABSTRACT ............................................ 错误!未定义书签。

第一节绪论.. (2)
1.1概述 (2)
1.2高炉冶炼现状及其发展 (3)
1.3高炉生产主要技术经济指标 (3)
1.4高炉冶炼的主要操作技术措施 (4)
1.5本设计采用的技术 (5)
第二节工艺计算 (6)
2.1配料计算 (6)
2.1.1原料成分计算 (6)
2.1.2参数设定 (7)
2.1.3预定生铁成分 (8)
2.1.4矿石需求量的计算 (9)
2.1.5生铁成分校核 (9)
2.1.6渣量及炉渣成分计算 (10)
2.1.7炉渣性能及脱硫能力的计算 (10)
2.2物料平衡计算 (11)
2.2.1风量计算 (11)
2.2.2炉顶煤气成分及数量计算 (12)
2.2.3编制物料平衡表 (14)
2.3热平衡计算 (15)
2.3.1热收入 (15)
2.3.2热支出 (16)
2.3.3编制热量平衡表 (19)
第三节高炉本体设计 (21)
3.1设定有关参数 (21)
3.2高炉内型设计 (21)
3.3风口、铁口设计 (23)
3.4高炉内衬 (25)
3.4.1炉底设计 (26)
3.4.2炉缸设计 (27)
3.4.3炉腹设计 (27)
3.4.4炉腰设计 (27)
3.4.5炉身设计 (27)
3.4.6炉喉设计 (27)
3.5 炉体冷却 (28)
3.5.1冷却目的 (28)
3.5.2炉底冷却形式选择 (28)
3.5.3冷却设备选择 (28)
3.5.4冷却水耗量的计算 (30)
3.5.5供水水压 (31)
3.6高炉承重结构设计 (32)
参考文献 (34)
致谢 (35)
摘要
本设计建造一座年产180万吨制钢生铁的炼铁厂，力求达到低污染，低能耗，高效率。

高炉炼铁是现代获得生铁的主要手段，而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：120×104t
焦比：350kg/t
煤比：160kg/t
综合冶炼强度：1.05t/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。

设计同时借鉴了了国外先进技术和经验，尽量实现高机械化、自动化，并获得最大的经济效益。

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
第一节绪论
1.1概述
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，耐侵蚀密封性好，工作可靠，寿命长，而且具有足够的生产能力
我国自1996年粗钢产量突破1亿吨以来，连续稳居第一钢国的位置。

2012年我国粗钢产量更是达到7.16亿吨，占全球钢产量的46.3%。

虽然多年来我国生铁产量居世界第一位，但是我们应该看到与世界先进国家的差距。

目前，我国正在生产的高炉有几千座。

近年来，由于生铁铁水供不应求，价格上涨，一些本应该淘汰的500m3容积以下的小高炉，又开始生产。

应当承认，小高炉的发展现状，一定程度上阻碍了我国高炉大型化的发展。

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。

1.2高炉冶炼现状及其发展
（1）炉容大型化及其空间尺寸的横向发展。

最近几年来，大型钢铁企业大4000m3以上的高炉，中国沙钢拥有世界上最大的高炉，有效容积达
多采用V
有
5860m3。

（2）精料：精料是改善高炉冶炼的基础，近代高炉冶炼必须将精料列为头等重要措施,精料包括提高入炉况品味，改善入炉原料的还原性能，提高熟料率，稳定入炉原料成分和整粒。

（3）提高鼓风温度：提高鼓风温度可以大幅度降低焦比，特别是在鼓风温度比较低时效果更为显著。

（4）高压操作：高压操作可以延长煤气在炉内的停留时间，改善煤气热能及化学能利用，有利于高压操作，为强化冶炼创造条件。

（5）富氧大喷吹：从60年代起，世界各国都在发展向炉内喷吹燃料的技术，取代部分焦炭。

喷吹得燃料有重油、天然气和煤粉等，燃料种类的选择与国家和地区的资源条件有关。

目前国内外大多以喷吹煤粉（无烟煤和烟煤）为主。

（6）电子计算机的应用：60年代起高炉开始已用计算机，目前已可以控制配料、装料和热风炉操作。

高炉冶炼计算机控制的最终目标是实现总体全部自动化控制，但由于目前冶炼技术水平，还难于实现这一目标。

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。

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Q Y 时，则：
Y=
P
Q 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（3
m ）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0.7～0.9。

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10～15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
表2-2 校核后原料成分资料
表2-3焦炭成分
表2-4煤粉成分
2.1.2参数设定
焦比：350kg/t 煤比：160kg/t 综合焦比：350+160×0.8=478kg/t 铁水温度：1500℃ 炉渣温度：1550℃ 炉尘吹出量：18Kg/t 炉顶煤气温度：200℃ 鼓风温度：1200℃
入炉烧结矿温度：80℃ 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：1.05t/d ·m 3
氢的高炉利用率2H η：0.35 被利用氢中参加还原FeO 的质量分数a ：0.9 [Si]：0.40% [S]：0.03%
C=1.30+2.57t 铁水×10-3+0.04[Mn]-0.35[P]-0.03[Si]-0.54[S]
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
假设冶炼一吨生铁烧结矿的用量为1350kg，球团矿的用量是150kg，天然矿的用量是100kg。

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]=（1350×0.12%+150×0.01%+100×0.03%-18×0.16%+350×0.01%+160×0.52%）×62/142×1/1000=0.11%
（2）生铁中[Mn]按原料带入量的50%计算，则：
[Mn]=（1350×0.39%+150×0.17%+100×0.12%-18×0.14%）×55/71×50%×1/1000=0.22%
（3）生铁中的[C]量为：
[C]=（1.30+2.57×1500×10-3+0.04×0.22-0.35×0.11-0.03×0.4-0.54×0.03）/100=5.10%
（4）生铁中的[V]为：
[V]=150×0.0003×102/182×0.2/1000=5.04×10-6
（5）生铁中的[Ti]为：
[Ti]=（1350×0.11%+150×1.77%）48/80×0.9/1000=0.22%
（6）生铁中的[Fe]为：
[Fe]=100-（0.4+0.03+0.11+0.22+5.10+0.22）/100=93.92%
表2-6预定铁水成分(%)
2.1.4矿石需求量的计算
焦炭带入的铁量：350×0.79%×56/72=2.15kg 煤粉带入的铁量：160×0.80%×112/160=0.90kg
炉尘带走的铁量：18×（45.21×112/160+10.75×56/72）=7.20kg 进入渣中的铁量：939.2×0.002/0.998=1.88kg
设需烧结矿X kg/t ，球团矿固定150 kg/t ，天然矿Y kg/t 。

根据铁平衡
939.2+7.20+1.88=58.40%X+150×60.09%+63.85%Y+2.15+0.90…………① 碱度平衡
铁水等价带走的SiO 2量=1000×0.4%×60/28=8.57kg
R=∑
∑2
SiO CaO 1.2=
57
.8-0546.0160068.03500488.018-0369.00663.01500476.00022
.01600026.0350180668.0-0062.00.00671500872.0⨯+⨯+⨯+⨯+⨯+⨯+⨯+⨯+Y X Y X
…………②
由式①②得X=1379.89kg ，Y=77.60kg 2.1.5生铁成分校核
（1）生铁中含[P]=(1379.89×0.12%+150×0.01%+77.60×0.03%-18×0.16%+350×0.01%+160×0.52%）×62/142×1/1000=0.11%
（2）生铁中含[Mn]= （1379.89×0.39%+150×0.17%+77.60×0.12%-18×0.14%）×55/71×50%×1/1000=0.22%
（3）生铁中含[C]=（1.30+2.57×1500×10-3+0.04×0.22-0.35×0.11-0.03×0.4-0.54×0.03）/100=5.10%
（4）生铁中含[V]=150×0.0003×102/182×0.2/1000=5.04×10-6 （5）生铁中含[Ti]=（1379.89×0.11%+150×1.77%）48/80×
1000
9
.0=0.22% （6）生铁中含[Fe]=100-（0.4+0.03+0.11+0.22+5.10+0.22）/100=93.92%
表2-7校核后铁水成分(%)
2.1.6渣量及炉渣成分计算
∑CaO=350×0.0026+160×0.0022+1379.89×0.0872+150×0.0069+77.60×0.0062-18×0.0668=121.90kg
∑SiO
2
=350×0.068+160×0.0546+1379.89×0.0476+150×0.068+77.60×0.037-18×0.0488=110.41kg
∑Al
2O
3
=350×0.0424+160×0.0288+1379.89×0.0171+150×0.0167+77.60×
0.0162-18×0.025=46.08kg
∑MgO=350×0.0014+160×0.0032+1379.89×0.0169+150×0.0060+77.60×0.0042-18×0.0402=24.82kg
∑MnO=(1379.89×0.0039+150×0.0018+77.60×0.0012-18×0.0014) ×0.5=2.86kg
∑FeO=93.92×72/56×0.002/0.998=2.42kg
∑S=350×0.0068+160×0.0039+1379.89×0.0001+150×0.0004+77.60×0.0006-18×0.002-1000×0.03%=2.91kg
∑TiO
2
=(1379.89×0.0011+150×0.0177) ×0.9=3.76kg
∑V
2O
5
=150×0.0003×0.2=0.01kg
表2-8炉渣的成分
2.1.7炉渣性能及脱硫能力的计算
将SiO
2、CaO、Al
2
O
3
、MgO看成四元素换算成100%如下：
%SiO
2+%CaO+%Al
2
O
3
%+MgO=35.03+38.68+14.62+7.88=96.21
换算为100%后：
SiO
2
:35.03×100/96.21=36.41 CaO:38.68×100/96.21=40.20 MgO:7.88×100/96.21=8.19
Al
2O
3
:14.62×100/96.21=15.20
所以：（R
0`）=50-0.25(Al
2
O
3
)+3(S)-
μ
]
[
30
]
[3.0S
Si+
=50-0.25×15.20+3×0.245-
0.38447
0.03
30
0.4
3.0⨯
+
⨯
=44.28
(R
) =CaO+MgO+FeO+MnO
=38.68+7.88+0.77+0.91
=48.24
(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）燃料带入总C量
GC
总=G
焦
C
焦
+G
煤
C
煤
=350×0.8605+160×0.7431=420.07kg
（2）溶入生铁中的C量
GC
生铁
=1000×0.0510=51.0kg
（3）生成CH
4
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%×420.07=4.20kg
（4）炉尘带走的碳量
GC
炉尘
=18×0.2555=4.60kg
（5）直接还原消耗的C量
锰还原消耗的C量=1000×0.0022×12/55=0.48kg 磷还原消耗的C量=1000×0.0011×60/62=1.06kg 硅还原消耗的C量=1000×0.004×24/28=3.43kg
钛还原消耗的C 量=1000×0.0022×24/48=1.10kg 铁直接还原消耗的C 量=939.2×12/56×0.40=80.50kg 故GC 直=0.48+1.06+3.43+1.10+80.50=86.57kg （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=272.61kg 2.风量计算
（1） 鼓风中氧的浓度=21%（1-1.5%）+0.5×1.5%=21.44% （2） 风口前碳燃烧消耗的氧2O V =272.61×22.4/24=254.44m 3 （3） 焦炭带入氧量=350×0.0023×22.4/32=0.56m 3
（4） 煤粉带入氧量=160×0.008×22.4/32=0.90m 3
（5） 需鼓风供给的氧气体积为V=254.44-0.56-0.90=252.98m 3 故V 风=252.98/21.44%=1179.94 m 3 2.2.2炉顶煤气成分及数量计算
（1） 甲烷的体积4CH V
由燃料C 生成的CH 4量=4.20×22.4/12=7.84m 3 焦炭挥发分中的CH 4量=350×0.0004×22.4/16=0.20m 3 煤粉挥发分中的CH 4量=160×0.028×22.4/16=6.27 m 3 故4CH V =7.84+0.20+6.27=14.31 m 3 （2） 氢的体积2H V
由鼓风中水分分解产生的H 2量=1179.94×1.5%=17.70m 3 焦炭水分分解产生的H 2量=350×0.0023×22.4/18=1.00m 3 焦炭挥发分中的H 2量=350×0.0026×22.4/2=10.19m 3 煤粉挥发分中的H 2量=160×0.016×22.4/2=28.67m 3 煤粉水分分解产生的H 2量=160×0.008×22.4/18=1.59m 3 生成甲烷消耗的H 2量=4.20×2=8.40 m 3
炉缸煤气中H 2的总量=17.70+1.00+10.19+28.67+1.59=59.15m 3
参加间接还原消耗的H 2量=59.15×0.35=20.70m 3 故2H V =59.15-8.40-20.70=30.05 m 3 （3）二氧化碳的体积2CO V
由矿石和煤粉带入的Fe 203的量=1379.89×74.14%+150×84.22%+77.60×90.31%+160×0.8%-18×45.21%=1212.60kg
参加还原Fe 2O 3为FeO 的氢气量=20.70×（1-0.9）×2/22.4=0.185kg 由氢还原的Fe 2O 3的量=0.185×160/2=14.80kg 由CO 还原的Fe 2O 3的量=1212.60-14.80=1197.80kg 故CO 2还=1197.80×22.4/160=167.69m 3
CO 还原FeO 为Fe 生成CO 2的量=939.92×(1-0.4-4
.2292.93956
9.070.20⨯⨯⨯)×
22.4/56=206.62m 3
焦炭挥发分中的CO 2量=350×0.30%×22.4/44=0.53m 3 煤粉挥发分中的CO 2量=160×2.5%×22.4/44=2.04m 3 故2CO V =167.69+206.62+0.53+2.04=376.88 m 3 （4）一氧化碳的体积CO V
风口前碳燃烧生成CO 量=GC 燃×22.4/12=272.61×22.4/12=508.87m 3 直接还原生成CO 量=86.57×22.4/12=161.60m 3 焦炭挥发分中的CO 量=350×0.3%×22.4/28=0.84m 3 煤粉挥发分中的CO 量=160×7.7%×22.4/28=9.85m 3 间接还原消耗的CO 量=206.62+167.69=374.31m 3 故CO V =508.87+161.60+0.84+9.85-374.31=306.85m 3 （6） 氮气的体积2N V
鼓风带入的N 2量=1179.94×（1-1.5%）×79%=918.17 m 3 焦炭带入的N 2量=350×0.13%×22.4/28=0.364m 3 煤粉带入的N 2量=160×0.5%×22.4/28=0.64m 3 故2N V =918.17+0.364+0.64=919.17 m 3 由以上结果可得煤气成分表，见表2-8
表2-9煤气成分表
2.2.3编制物料平衡表
（1）鼓风量的计算
每立方米鼓风的质量为γ
风
γ
风=
4.
22
%
5.1
18
28
%
5.1
1
79
.0
32
%
5.1
1
21
.0×
＋
）
－
（
＋
）
－
（
=1.28g/m3
G
风=V
风
×γ
风
=1179.94×1.28=1510.32kg
（2）煤气质量的计算
γ
煤气=
4.
22
%
87
.0
16
%
82
.1
2
%
80
.
55
28
%
63
.
18
28
%
88
.
22
44⨯
+
⨯
+
⨯
+
⨯
+
⨯
=1.387kg/m3
所以煤气的质量G
煤气=V
煤气
×γ
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
O
H2
=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
校核误差：
%185.0%10054
.363481
.3627-4.54363=×＜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CO 2放出热量2CO Q 的计算： 碳素氧化为CO 2的体积为：
氧化2CO V =煤气2CO V -挥发2CO V =376.88-2.04-0.53=374.31m 3
2CO Q =氧化
2CO V ×33436.2×12/22.4=374.31×33436.2×
12/22.4=6704734.30kJ
其中：33436.2为C 氧化为CO 2的反应热 碳素氧化为CO 放出热量Q CO 的计算： 碳素氧化为CO 的体积为：
V CO 氧化=V CO 煤气-V CO 挥发=306.85-0.84-9.85=296.16m 3
Q CO = V CO 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：
Q C = Q CO2 +Q CO =6704734.30+1561281.48=8266015.78kJ （2）鼓风带入的热量Q 风
Q 风=V 风×(1-φ)×空C + V 风×φ×O H C 2
=（1-1.5%）1179.94×1708.9+1179.94×1.5%×2110.5 =2023507.43kJ
空C --------1200℃下空气的热容量 O H C 2-------1200℃下水蒸气的热容量
（3）H 2氧化成H 2O 放出的热量 H 2氧化成H 2O 放热为13454.09kJ/kg Q 水=16.63×13454.09=223741.52kJ （4）CH 4生成热
生产1kgCH 4产生的热量为4709.56kJ
4CH Q =4CH V ×4709.56×16/22.4=14.31×4709.56×16/22.4=48138.43 kJ （5）炉料物理热Q 物
80℃时烧结矿和球团矿比热容为0.6740 kJ/kg Q 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 kJ 2.3.2热支出
（1）氧化物分解吸热Q 氧分 Fe 的氧化物分解吸热
G FeO =1379.89×8.35%+150×1.46%+77.60×0.82%+350×0.79%-18×10.75% =118.88 kJ
32O Fe G =1379.89 ×74.14%+150×84.22%+77.60×90.31%+160×0.80%-18×45.21%
=1212.60kg
入炉矿石中FeO 一般有20%到35%以2FeO ·SiO 2形态存在（取20%），其余以Fe 3O 4存在。

2SiO FeO G •=G FeO ×20%=118.88×20%=23.78kg
磁FeO G =118.88×80%=95.10kg 磁32O Fe G =95.10×160/72=211.33kg
游32O Fe G =32O Fe G -磁32O Fe G =1212.60-211.33=1001.27kg 43F G O e =磁FeO G +磁32O Fe G =95.10+211.33=306.43kg 因为
2FeO ·SiO 2的分解热为4078.25 kJ/kg Fe 3O 4的分解热为4803.33 kJ/kg Fe 2O 3的分解热为5156.57 kJ/kg 故2SiO FeO Q •=23.78×4078.25=96980.79kJ
43O Fe Q =306.43×4803.33=1471884.41 kJ
游32O Fe Q =1001.27×5156.57=5163118.84kJ
故Q Fe 分=96980.79+1471884.41+5163118.84=6731984.04 Mn 氧化物分解吸热
由MnO 分解产生的1kgMn 吸热7366.02kJ
分Mn Q =0.22%×1000×7366.02=16205.24kJ Si 氧化物分解吸热
由SiO 2分解产生的1kgSi 吸热31102.37kJ
分2SiO Q =0.4%×1000×31102.37=124409.48kJ P 氧化物分解吸热
由P2O5分解产生1kgP 吸热35782.6kJ Q P 分=0.11%×1000×35782.6=39360.86kJ
因此氧化物分解吸热Q 氧分=Q Fe 分+分Mn Q +分2SiO Q + Q P 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8359.05kJ Q 脱S =G S 渣×8359.05=2.91×8359.05=24324.84 kJ （3）碳酸盐分解吸热
2CO CaO V •=0.62% ×77.60×22.4/56=0.19m 3
2CO MgO V •=0.42%×77.60×22.4/40=0.18m 3
所以Q 碳酸分=0.19×44/22.4×4048+0.18×44/22.4×2489 =2390.81kJ
其中，CaCO 3和MgCO 3分解每产生1kgCO 2吸收的热量分别为4048kJ 和2489kJ （4）水分解吸热
分O H Q 2=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1259.85kJ/kg Q 铁水=1000×1259.85=1259850kJ （6）炉渣带走的热量
炉渣带走的热量为1910.26kJ/kg Q 渣=315.17×1910.26 =602056.64kJ （7）煤粉分解吸热 煤粉分解吸热1048kJ/kg Q 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
干煤气带走的热量 Q
干煤气
=（1.777×376.88+1.284×306.85+1.284×919.17+1.278×
30.05+1.610×14.31）×200
=461073.69kJ 煤气中水带走的热量
煤气）(2O H Q =1.605×16.63×22.4/18×(200-100)
=3321.57kJ
故Q 煤气=Q 干煤气+煤气）(2O H Q =461073.69+3321.57=464395.26kJ （9）炉尘带走的热量 炉尘比热容为0.7542kJ/kg
Q 炉尘=G 尘×0.7542×200=18×0.7542×200 =18×0.7542×200=18×0.7542×200
=2715.12kJ
则Q 出=Q 氧分+Q 脱S +Q 碳酸分+分O H Q 2+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=1017171.72kJ 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
热利用系数
K T =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 K C =
%100⨯烧放热
除进入铁中的碳全部燃碳素氧化放热
=
2
.33436%55.2518%10.51000%31.74160%05.86350(78
.8266015⨯⨯-⨯-⨯+⨯）
=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/m 3.d; 年均工作日：347天； 年产量：P =120×104t 每昼夜出铁次数n γ=10
3.2高炉内型设计
（1）确定容积V U
日产量ρ= P/347=3458.2t 燃料比
K=350+160×0.8=478kg/t
有效容积利用系数
ηV =I/K=1.05/0.478=2.197t/m 3.day
有效容积：
V U =ρ/ηV =864.6m 3
取V U =864m 3 （2）炉缸尺寸 炉缸的直径 d=0.4087V U 0.4205 =0.4087×864.60.4205 =6.43m
表3-1不同炉容的Vu/A
校核：V U /A=
24.64
6
.864⨯π
=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，γ=7.1t/m 3，则渣口高度 h Z =1.27
2
d
c n eP
r γ=1.2724.61.755.01017292.1⨯⨯⨯⨯=1。

674m 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h 1=h z +a+b=1.76+1.3+0.44=3.5m
(3)死铁层厚度 取h 0=1.5m
（4）炉腰直径D 、炉腹角α、炉腹高度h 2和H U 选取D/d=1.09，则 D=1.09×6.4=7.04m 选α=81°30，则 炉腹高度h 2=
21（D-d ）tan α=2
1
（11.6-10.6）tan81°30=1.7m 校核α：α=tan -1
d
-h 22
D ⨯ = tan -1 =81°06′ 选H U /D=3 则H U =3×7=21m
（5）炉喉直径d 1,炉喉高度h 5 取d 1/D=0.65，则 d 1=0.65×11.6 =7.5m
h 5=0.3527V U 0.2446-28.3805V U -0.7554
=0.3527×2307.880.2446-28.3805×2307.88-0.7554 =2.3m
（6）炉身角β、炉身高度h 4、炉腰高度h 3
选取β=84 h 4=
2
d 1
-D tan β
=
2
5
.47-tan84° =12.0m
因此h 3=H U -( h 1+ h 2+ h 4+ h 5) =21-（3.5+1.7+12+2.0） =1m (7)校核炉容
V 1=4
πd 2
×h 1=112.54m 3 V 2=
12
π
h 2(D 2
＋D ·d ＋d 2
)=59.95 m 3
V 3=
4
πD 2
·h 3=54.35 m 3 V 4=
12
πh 4(D 2＋D ·d 1＋d 12)=316.36 m 3
V 5=4
π
d 12·h 5=31.79 m 3
V U ’=V 1＋V 2＋V 3+V 4＋V 5=574.99 m 3
误差：
%1006
.8646
.86499.574⨯-=0.156% 符合要求
3.3风口、铁口设计
1．风口设计
（1）风口数n 及风口直径的计算 n=2（n+2）=2（6.4+2）=17个，取n=16 取风速160m/s,则风口直径d f =160
24864004
94.1179197.22.3458⨯⨯⨯⨯⨯⨯π=0.15m
（2）风口结构和形式
风口也称风口小套或风口三套，是送风管路最前端的部件。

它位于高炉炉缸上部，成一定角度探出炉壁。

风口装置由风口大套、二套和小套组成。

风口大套一般用铸铁或铸铜制成，内有蛇形无缝钢管通水冷却，用法兰盘与炉壳
联结。

高压高炉的风口大套与炉壳焊接。

风口二套和小套常用紫铜铸成空腔式结构，空腔内通水冷却。

风口二套靠固定在炉壳上的压板压紧，小套由直吹管压紧。

风口三个水套之间均以摩擦接触压紧固定。

因此，接触面必须精加工，以避免漏气。

风口小套的通风道一般为锥状，其直径应根据操作风速来确定。

有些为了满足高炉操作的需要，也有设计成向下倾斜的或椭圆形的风口小套通风道。

直吹管的端头与风口密合装配在一起。

风口装置不仅要求密封性好、耐高温和隔热，而且要求拆换风口水套方便、迅速，避免影响高炉操作
风口的破损机理：风口破损主要是因为渣、铁对风口的熔蚀作用，其次是风口被磨损和龟裂破坏。

部位一般为风口伸入炉内部分的前端上缘和下缘，中部破损占极少数。

为了提高风口使用寿命，提出如下措施：1、提高材质。

采用含铜99.5%的贯流式风口，使导热能力大为提高，降低了高温渣铁对风口的熔蚀作用。

2、使用贯流式风口。

由于其不同于其它风口的水道结构，使低温水首先进入高温区，而且由于水道前端截面积最小，所以水速最高，加强了前端的换热能力。

而冷却水到了后端时，由于水道截面积增大、水速减慢、水温升高、热交换减弱，从而减弱了由于风口冷却使风温降低的作用。

3、提高冷却水质量和增加水速。

使用纯水密闭冷却，不产生水垢，保证了风口壁良好的导热能力。

风口压力提高到1.0—1.4MPa水速提高到14m/s以上。

这些都大大改善了风口的传热效果延长了风口寿命。

4、加强风口监测。

在风口前端焊接热电偶，以监测风口温度。

在每个风口进出水管上各安装一个双管式电磁流量计，当排水量低于设定值的下限时，立即报警，保证了风口安全工作。

近年来国内外一些大型高炉由于减薄了内衬，增加了风口数，多采用2个水套，使风口结构简化和减轻重量。

本设计也采用这种形式：风口小套及二套用青铜铸件，其成分为铜97.8%、锡 1.5%、铁0.7%铸件壁厚为
图3-1 风口套图3-2 铁口套
8~10mm，其结构如图（3-1）所示。

2．铁口设计
铁口装置主要是指铁口套。

铁口套的作用是保护铁口处的炉壳。

铁口套一般用铸钢制成，并与炉壳铆接或焊接。

考虑不使应力集中，铁口套的形状一般做成椭圆形，或四角大圆弧半径的方形。

确定高炉铁口数目的主要因素是高炉日产铁量，根据现在高炉设置铁口数目的情况来看，大致为每天出铁3000吨以下的设置铁口一个；3000~5000吨的设置铁口两个；5000~8000吨设置三个铁口；本设计高炉日出铁量5070吨，所以取三个铁口。

铁口套与炉壳采用铆接，铁口套采用椭圆形铸件，材质为ZG25，其结构如图（3-2）所示。

3.4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。

3.4.1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 1=（T 0－T 1）λ/q
其中：T 0为铁口中心线铁水温度：1490℃
T 1铁水凝固温度：1150℃
λ为铁水导热系数：62.7KJ/m ·h ·℃
q 为陆地中心通过死铁层的垂直热流强度：8199KJ/m 3·h 所以：S 1=（1490-1150）×62.7/8199=2.6m
2）剩余厚度：
S 2=K ·d ·lg
3
2
T T 式中：系数 K=0.0022T+0.2
T 取1100℃
T 2为炉底侵蚀面上的铁水温度，取1200℃ T 3为炉底中心温度，取1000℃
所以：S 2=（0.0022×1100＋0.2）×11.84×1000
1200
lg =2.46m 由上可得：
炉底厚度=S 1＋S 2－h 0=2.6＋2.46－1.2=3.64m
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。

3.4.2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）×3.5＝1540 mm。

（本设计取1760mm）3.4.3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。

3.4.4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。

3.4.5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℃），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50℃/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。

3.4.6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。

3.5 炉体冷却
3.5.1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。

3.5.2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46×φ146mm×10mm，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。

3.5.3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。

1.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。