煤气发生量计算

高炉采用生矿和烧结矿两种矿石进行冶炼，其中矿石、和石灰石的成分经过整理和计算，如表1所示且混合矿是按照烧结矿和生矿比为9：1进行。

表1原料成分表 %

原料 Fe Mn P S Fe2O3 FeO CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO2 MnO FeS2 FeS P2O5 CO2 H2O 总和Σ

烧结矿 52.8 0.093 0.047 0.031 55.3 18.18 11.7 3.74 9.76 1 0.12 0.09 0.11 100 生矿 48.5 0.165 0.021 0.134 62.4 6.2 2.12 0.4 14.84 2.32 0.26 0.25 0.05 2.11 9.05 100 混合矿 52.37 0.1 0.044 0.041 56.01 16.98 10.74 3.41 10.27 1.13 0.03 0.11 0.03 0.08 0.1 0.21 0.9 100 石灰石 0.005 0.029 54.11 1.16 0.73 0.13 0.07 0.01 43.79 100 2、高炉使用的焦炭及喷吹的煤粉成分表如表2和表3所示：

表2 焦炭成分 % 灰分（12.64%） C固 85.36 SiO2 Al2O3 CaO MgO FeO 7.32 4.26 0.51 0.12 CO 挥发份（0.58%） CO2 CH4 H2 N2 有机物（1.42%） H2 N2 S Σ 游离水 0.43 0.21 0.19 0.025 0.037 0.118 0.36 0.27 0.79 100.00 4.17 表3 喷吹无烟煤成分 %

C 75.30 H 3.26 O 3.16 N 0.34 S 0.36 H2O SiO2 0.80 9.39 灰分（16.78%） Al2O3 5.82 CaO 0.20 MgO 0.16 FeO 1.21 100 合计

3、根据炼钢对生铁的要求，规定生铁成分[Si]=0.7%,[S]=0.03% 4、设计焦比为：K=干焦消耗量/合格生铁量=480kg 煤比：M=煤粉耗用量/合格生铁量=70kg

5、设计炉渣碱度R=CaO/SiO2=1.10

6、元素在生铁，炉渣以及煤气中的分配比，如表4所示

表4 元素分配率 %

生铁 炉渣 炉气 Fe 0.997 0.003 0 Mn 0.5 0.5 0 S 0 0 0.5 P 1.0 0 0 7、按照工艺设计规定，我们选取铁的直接还原度γd=0.45，氢利用率为ηH2=35% 8、鼓风湿度测定为大约12.8g/m³ 9、热风温度大约为1100℃

10、高炉采用冷烧结矿，炉顶温度为200℃

二、配料计算

根据上述已知条件，可以对高炉进行配料计算 1、吨铁使用矿石量计算如下： 燃料带入的铁量Fe.f：

Fe.f=480×(0.0043×56/72)＋70×0.0121×56/72＝2.26 kg 由公式

A=[1000×﹙95.7－0.73[Si]－[S]﹚－99.7Fe.f]/﹙0.997TFe＋0.68P矿＋0.515Mn矿﹚ 可得吨铁矿石用量

A＝[1000×﹙95.7－0.7×0.73－0.03﹚－99.7×2.26]／﹙52.37＋0.68×0.044＋0.515×0.1﹚ ＝1812.83

2、进行生铁成分的计算：

[Fe]＝（1812.83×0.5327＋2.26）×0.997／10＝96.51 (%) [Mn]＝1812.83×0.001×0.5／10＝0.09 ﹙％﹚

[P]＝﹙1812.83×0.00044＋480×0.0001×62／142﹚／10＝0.082 ﹙％﹚ [C]＝100－96.51－0.09－0.082－0.03－0.7＝2.59 ﹙％﹚ 通过上述计算可以得到生铁成分表如下表5所示：

表5 生铁成分表 % Fe 96.51 Si 0.7 Mn 0.09 P 0.082 S 0.03 C 2.59 ∑ 100 3、石灰石用量

矿石和燃料带入CaO的量GCaO

GCaO ＝1812.83×0.1074＋480×0.0051＋70×0.0020＝197.29kg 矿石和燃料带入的SiO2的量GSiO2（必须扣除还原消耗的硅）

GSiO2＝1812.83×0.1027＋480×0.0732＋70×0.0939－10×0.7×60／28＝200.54kg 石灰石有效容剂性

GSiO2有效＝54.11－1.10×0.73＝53.31 ﹙％﹚ 石灰石用量Ф

Ф＝﹙200.45×1.10－197.29﹚／0.5531＝41.95 kg 4、渣量及炉渣成分的计算 由炉料带入的各种炉渣组分量

∑CaO＝197.29＋41.95×0.5411＝219.99 kg ∑SiO2＝200.54＋41.95×0.073＝200.85kg

∑MgO＝1812.83×0.0341＋480×0.0012﹢70×0.0016＋41.95×0.0116＝62.99 kg ∑Al2O3＝1812.83×0.0113＋480×0.0542＋70×0.0582＋41.95×0.0013＝50.63 kg 炉渣中MnO的量＝1812.83×0.001×0.5×71／55＝1.17 kg 炉渣中FeO的量＝965.1×0.003／0.997×72／56＝3.73 kg 一吨生铁炉料带入的硫量

∑S＝1812.83×0.00041＋480×0.0079＋70×0.0036＋41.95×0.00029＝4.80kg 进入生铁中的硫量＝10×0.03＝0.3kg 进入煤气中的硫量＝4.80×0.05＝0.24kg 进入渣中的硫量＝4.80－0.3－0.24＝4.26kg 于是得到如表6所示的炉渣组分表

表6 炉渣组分表

项目 数量/kg 成分/% CaO 219.99 40.62 MgO 62.99 11.63 SiO2 200.85 37.09 Al2O3 50.63 9.35 MnO 1.17 0.22 FeO 3.73 0.69 S/2 2.13 0.39 ∑ 541.49 100.00

对炉渣进行性能校核：

炉渣的实际的碱度为R=219.99/200.85=1.095≈1.10(实际碱度与规定碱度相符） 炉渣脱硫的硫的分配系数Ls=2×0.30／0.03＝20

通过查阅炉渣相图可以得到炉渣的融化温度大约为1350℃

由于炉渣在1500℃时，其粘度为2.5泊；当炉渣温度为1400℃时，炉渣粘度为4.0泊，故由炉渣的成分及性能校核，该种炉渣完全符合高炉冶炼的要求。

三 物料平衡计算

对于直接还原度γd及氢气利用率已知的炼铁工艺设计计算。这里我们假定入炉碳量的1%与氢气反应生成CH4。按照鼓风湿度转换公式，对于本设计的鼓风湿度为： ψ＝0.00124×12.8＝0.0159 （即1.59%） 1、鼓风量的计算

吨铁的各项耗碳量是：燃料带入的可燃碳量Cf Cf＝480×0.8536＋70×0.7530＝462.44 kg 生成CH4的耗碳量CCH4＝Cf×0.01＝4.62 kg 生铁渗碳CC ＝10×2.59＝25.9 kg

氧化碳含量Co＝462.44－25.9－4.62＝431.92 kg 由于其他因素造成的直接还原的耗碳量

Cda＝10×﹙0.7×24／28＋0.09×12／55＋0.082×60／62﹚＋41.95×0.4379×0.5×12／44 ＋4.26×12／32＝11.09 kg

铁的直接还原碳量CdFe＝965.1×0.45×12／56＝93.06

于是可以进一步得到风口前燃烧碳量Cb＝431.92－11.09－93.06＝327.77 kg

风口碳量在燃料带入碳量中所占的比例Cb／Cf＝327.77／462.44＝70.88 ﹙％﹚ 鼓风中的含氧量O2b＝0.21＋0.29×0.0155＝0.2145 因此可以得出每吨生铁的鼓风量Vb

Vb＝﹛327.77／24－70×﹙0.0316＋0.008×16／18﹚／32﹜×22.4／0.2145＝1417.31 m³ 鼓风密度ρb＝1.288－0.484×0.0155＝1.290 kg/m³

冶炼每吨生铁的鼓风质量Gb＝1417.31×1.290＝1828.32 kg 2、煤气的组分计算和发生量计算 ①CH4量计算

VCH4＝480×0.0025×22.4／16＋4.62×22.4／12＝10.30m³ ②H2量计算

鼓风湿分分解的氢＝1417.31×0.0155＝21.97 m³

由燃料带入的氢量＝﹛480×﹙0.0036＋0.00037﹚＋70×﹙0.0326＋0.008×2／18﹚﹜×22.4／2＝47.60m³

在生成CH4的过程中消耗氢的量＝4.62×2×22.4／12＝17.25m³ 入炉的总氢量∑H2＝21.97＋47.60＝69.57m³

由于氢气的利用率为35%，于是可以得到还原氢量H2.r＝69.57×0.35＝24.35m³ 进入到煤气中的氢量VH2＝69.57－24.35－17.25＝27.97m³ 高炉中氢的还原度（假定还原氢都要参与浮士土的还原过程） γi（H2)＝﹙27.97×56﹚／﹙22.4×965.1﹚＝0.072 ③CO2量计算

矿石带入的CO2＝1812.83×0.0021×22.4／44＝1.94m³ 溶解分解出来的CO2（选取石灰石的高温分解率为0.5）

＝41.95×0.4379×0.5×22.4／44＝4.68 m³ 焦炭带入的二氧化碳＝480×0.0019×22.4／44＝0.46m³ 于是可以得到炉料共带入∑CO2＝1.94＋4.68＋0.46＝7.08m³

高级氧化铁还原过程中生成CO2＝1812.83×0.5601×22.4／160＝142.15m³

矿石中的二氧化锰还原成氧化锰过程中生成CO2＝1812.83×0.0003×22.4／87＝0.14m³ 由氧化亚铁还原成单质铁的过程中生成CO2＝965.1×﹙1－γi（H2)－γd﹚×22.4／56

＝965.1×﹙1－0.087－0.45﹚×22.4／56＝178.74m³ 于是可以得到在还原过程中生成的二氧化碳总量∑CO2＝142.15＋0.14＋178.74＝321.03m³ 煤气中VCO2＝321.03＋7.08＝328.11m³ ④CO量计算

风口前燃烧碳的过程中生成的CO＝327.77×22.4／12＝611.84 m³ 铁直接还原过程中生成CO＝93.06×22.4／12＝173.71m³ 其他直接还原过程中生成的CO＝11.09×22.4／12＝20.70m³

于是得到在高炉冶炼过程中生成∑CO＝611.84＋173.71＋30.70＝806.25m³ 焦炭挥发分带入的CO＝480×0.0021×22.4／28＝0.81m³

高温区CO转化生成的CO＝41.95×0.4379×0.5×22.4／44＝4.68m³ 于是可以得到进入煤气的VCO＝806.25＋0.81＋4.68－321.03＝490.71m³ ⑤N2量计算

鼓风过程中带入的N2＝1417.31×0.79×﹙1－0.0155﹚＝1102.32m³

焦炭和煤粉带入的N2＝﹛480×﹙0.0027﹢0.00118﹚＋70×0.0034﹜×22.4／28＝1.68m³ 煤气中N2的总量VN2＝1102.32＋1.68＝1104.97 m³ 根据上述计算可以得到如表7所示的煤气组成表

表7 煤气组成表

项目 体积/m³ 含量/% CO2 328.11 16.72 CO 490.71 25.00 H2 27.97 1.43 CH4 10.30 0.52 N2 1104.97 56.31 ∑ 1962.06 100 由以上计算可以得出煤气与鼓风体积比Vg／Vb＝1962.06／1417.31＝1.384

煤气密度ρg＝﹙0.1672×44＋0.25×28＋0.5631×28＋0.0052×16＋2×0.0143﹚／22.4 ＝1.35

吨铁产生煤气的质量Gg＝1962.06×1.35＝2648.39kg 3、煤气中的水量计算

还原过程生成的水H2O＝31.82×18／22.4＝25.57kg 矿石带入的结晶水量＝1812.83×0.009＝16.32kg

焦炭带入的游离水＝480／﹙1－0.0417﹚×0.0417＝20.89kg 进入煤气中的H2O量＝25.57＋16.32＋20.89＝62.78kg 4、出于对炉料机械损失的考虑，炉料实际入炉量计算： 矿石量＝1812.83×1.03＝1867.21kg

焦炭量＝480／﹙1－0.0417﹚×1.02＝510.90kg 石灰石量＝41.95×1.01＝42.37kg 因此，由于机械损失量(即炉尘量）

﹙1866.21－1812.83﹚＋﹙510.90－500.89﹚＋﹙42.37－41.95﹚＝63.81kg 5、按照上述理论计算，得出表8所示的物料平衡表

表8 物料平衡

物料收入 项目 矿石 焦炭 煤粉 石灰石 鼓风 总计 数量/kg 1867.21 510.90 70 42.37 1828.32 4318.80 物料支出 项目 生铁 炉渣 煤气 煤气中水 炉尘 总计 数量/kg 1000.00 541.49 2648.39 62.78 63.81 4316.47 物料平衡误差：

绝对误差：4318.80－4316.47＝2.33kg

相对误差：2.33／4318.80＝0.054 ﹙%﹚＜0.3%所以计算结果符合要求。 故由于经验得知高炉容积有效利用系数为ην＝2.25t／﹙m³·d﹚

所以1200m³高炉一昼夜大约产生煤气总量∑d ＝2.25×1200×1962.06＝5297562 m³ 煤气力量Q＝5297562÷24＝22.7×104 m³/h

四、高炉除尘系统设计 1、除尘工艺选择 高炉荒煤气 重 力除尘 器 2、设备工艺参数计算 2.1重力除尘器

文氏管洗涤器 调压阀组 填料脱 水器 精煤气 图1 湿法除尘工艺图 表9 重力除尘器的主要参数

高炉容积 m³ 除尘器内径，mm 中心导管内径，mm 煤气出口内径，mm 排灰口外径，mm 上锥体高度，mm 直筒段高度，mm下锥口高度，mm 锥斗壁倾角（度）

2516 13000 3274 3000 890 7596 13860 7309 2025 11744 3270 2450 600 8245 13400 6640 50 2000 11754 3400 2620 内940×2 8610 10451 6776 1513 10734 3274 2274 967 5965 12080 5961 50 1000 8000 3200 1385 4000 11484 3598 620 7750 2510 2180 850 5050 10000 4263 50 255 5882 2000 502 2380 7000 4000 55.4 100 4000 1100 704 600 1500 6000 2300