炼铁厂高炉碳平衡计算结果分析

王玉莲，卢保军

（济南钢铁股份有限公司 炼铁厂，山东 济南 250101）

济钢1 750 m3高炉（全文简称1750高炉）燃料消耗偏高，为了分析原因，明确今后的努力方向，对4 座高炉2013年3月14～18日期间的生产数据进行了对比分析。在此期间，4座高炉稳定顺行，每天取4座高炉的炉顶煤气，统一用热风炉车间的煤气分析设备进行煤气成分分析，并采用内蒙古科技大学那树人教授的联合焦比计算方法，消除了分析设备造成的数据误差。此方法将高炉高温区热平衡与碳氧平衡联合起来求解，全面考虑了高炉冶炼的热量消耗和化学能消耗，计算过程比较贴近现场实际数据。通过计算表明：理论碳消耗水平与实际碳消耗水平的相对误差均在4%以内；利用该方法分析影响高炉消耗水平的因素是可信的。

1 主要操作参数及实际燃料消耗对比

计算过程中所用的主要的原燃料的成分，操作参数均采用14～18日的平均值，主要的操作参数与燃料消耗见表1。

表1 4座高炉主要操作参数与实际燃料消耗

从表1中可以看出：1 750高炉（平均）与3 200 m3高炉（全文简称3 200高炉）的入炉矿铁品位（铁的质量分数）差值绝对值为1.56%，影响燃料比13.3 kg/t；煤气中w（CO2）差值绝对值为0.69%，影响燃料比13.8 kg/t；富氧率差值绝对值为1.11%，影响燃料比0.6 kg/t。除去上述条件的影响，燃料比差还有15.3 kg/t的消耗需明确。

2 计算过程

2.1 计算过程中的假设

1）假设喷入高炉的煤粉完全燃烧。

2）假设高温区氢的利用率为0.45%。

2.2 计算过程

2.2.1 渣量系数及渣量的计算

1）计算混合矿（烧结、球团、生矿、熔剂）中CaO、MgO、SiO2、Al2O3的含量。

2）生铁渗碳量（kg）=10×w(C)。

3）炉尘带走的碳量（kg）=除尘灰量×除尘灰中的碳含量。

4）合金元素耗碳量（kg）=10×[w(Si)×24/28+w(Mn)×12/55+w(P)×60/62+w(Ti)×24/48]。

5）脱硫耗碳量（kg）=[0.95×硫负荷-10×w(S)]×12/32。

6）渣量（kg）=混合矿用量×混合矿中渣含量+（生铁渗碳量+合金元素还原耗碳量+脱硫耗碳量）×（焦炭灰分质量分数/100）/（焦碳固定碳质量分数/100）+煤比×（煤粉灰分质量分数/100）-21.4×w(S)。

2.2.2 煤粉中还原氢量的计算

1）喷吹煤粉带入碳量（kg）=煤比×煤粉中的固定碳质量分数/100。

2）鼓风质量分数（%）=21+0.29×湿度+富氧率。

3）燃烧每千克碳需要的风量（m3）=0.933/（鼓风中氧质量分数/100）。

4）燃烧每千克碳由鼓风带入高温区的还原氢量（kmol）=燃烧每千克碳需要风量×湿度×氢的利用率/22.4。

5）因喷吹煤粉带入高温区的还原氢量（kmol）=煤比×{[（煤粉中H元素质量分数/100）/2+（煤粉中水质量分数/100）/18]×氢的利用率+（煤粉中固定碳质量分数/100）×燃烧每千克碳由鼓风带入高温区的还原氢量}。

2.2.3 高温区每千克风口碳的综合热量的计算

1）高温区每千克风口碳的热量（kcal）=2 340+燃烧每千克碳需要风量×[（风温下干空气热焓-301.5）×（1-湿度）+（风温下水蒸汽的热焓-363.2）×湿度-2 580×湿度]。

2）焦炭因其灰分成渣的自身耗热（kcal/kgC）=（焦炭灰分质量分数/100）×（出渣温度下渣热焓-220）/（焦炭固定碳质量分数/100）。

3）每千克风口碳的鼓风带入氢的还原耗热（kcal）=6 620×燃烧每千克风口碳的鼓风带入还原氢量。

4）每千克焦炭碳提供给高温区的综合热量（kcal）=高温区每千克风口碳的热量-焦炭因其灰分成渣的自身耗热-每千克风口碳的鼓风带入氢的还原耗热。

2.2.4 高温区已知项的耗热的计算

1）生铁带走高温区的热量（kcal）=1 000×（铁水出炉时的热焓-150）。

2）炉渣带走高温区的热量（kcal）=计算出的渣量×（炉渣出炉时的热焓-220）。

3）合金元素还原耗（kcal）=53 600×w(Si)+12 480×w(Mn)+62 750×w(P)+11 390×w(S)+17 300×w(Ti)。

4）煤粉项还原氢的耗热（kcal）=6 620×喷吹煤粉带入的还原氢量。

5）喷吹煤粉的分解及升温耗热（kcal）=煤比×（250+345）。

6）高温区的热损失（kcal）=300×（焦炭固定碳质量分数/100）×1 000×0.8/利用系数。

2.2.5 列解联立方程

2.2.5.1 按热平衡方程式列出方程1

2.2.5.2 按碳氧平衡方程式列出方程2

矿石经浮士体阶段含有的氧量（kg）：OA2=混合矿用量×[（混合矿中w(Fe2O3)/100）×32/160+（混合矿中w(FeO)/100）×16/72]-除尘灰量×[（除尘灰中w(Fe2O3)/100）×32/160+（除尘灰中w(FeO)/100）×16/72]。

联系方程1和方程2得出CbkCdFe，其中Cbk为焦炭提供的风口碳量，CdFe为铁的直接还原耗碳量。

3 高炉热平衡与碳平衡计算结果分析

1）从碳收支对比表（见表2）中可以看出，生铁渗碳、直接还原耗碳相差不大，差距主要集中在炉尘碳量上，1 750高炉炉尘排出碳量平均为7.71 kg，较3 200 高炉多2.94 kg，影响燃料比3.5 kg/t；从表1中可以看出，1 750高炉的平均煤比较3 200高炉高13.7 kg/t。说明1 750高炉未燃煤粉多，富氧率偏低，在提高煤比时还是要重视煤粉的燃烧率，未燃煤粉使1 750高炉长期风量偏小，炉缸中心气流弱且散，炉缸不活跃与大量未燃煤粉有很大的关系。

表2 理论计算碳的收支表 kg

2）1 750高炉风口前燃烧的碳量平均为288.67 kg，较3 200高炉高8.47 kg，折合燃料比为10 kg。风口前燃烧的碳量与富氧率有很大的关系，富氧率高，风口前燃烧的碳量高，产生的炉腹煤气量多，若原燃料条件差，透气性差，很容易造成煤气通道拥堵，引发高炉难行。

3）1 750高炉平均碳支出为449.48 kg，较3 200高炉高11.86 kg，说明燃烧生产的CO在上升过程中没有被很好地利用，造成煤气利用率偏低。通过纵向对比：如果将3 200高炉煤气利用率代入煤气利用较差的3号1 750高炉，计算结果显示3号1 750高炉碳支出下降7 kg/t，折合为焦比约8 kg/t，这部分消耗即为3号1 750高炉操作上的潜力。目前，1 750高炉与3 200高炉操作的差别主要体现在布料矩阵上，即中心加焦的问题。3 200高炉采用矿焦同档，1 750高炉采用错档加中心加焦，中心宽大无力。下一步还需要调整1 750高炉的上下部操作制度。

4）计算煤气利用率提高数据与高炉焦比降低数据对比如表3所示，此数据与“通常煤气中w(CO2)每变化1%，影响焦比2%”的经验相吻合，可以基本肯定计算结果的正确性。

表3 提高煤气利用率降低的焦比量

5）根据吨铁气化碳量推算高炉风量，如表4所示。

从表4可以看出，3 200高炉理论风量与实际风量基本相同，在目前条件下3 200高炉风量水平与冶炼条件原燃料水平相匹配。1 750高炉理论风量均大于实际风量，1号1 750高炉差异最小，2号1 750高炉其次，3号1 750高炉差异最大，达到343 m3/min，这与3号1 750高炉在实际生产中表现出的“相同冶炼强度下风量最小”相吻合，也说明3号1 750高炉风量表显示偏小，在风量水平上还有很大的潜力，下一步继续创造条件加风。

表4 各高炉风量的推算结果

4 结语

通过碳平衡的计算，可以比较直观地找到高炉生产中的短板。下一步可以通过提高原燃料质量增加1 750高炉入炉矿铁品位来提升风量，从而拉动冶炼强度，配合调整上下部制度，提高煤气利用率，提高煤粉的燃烧率等措施来降低燃料消耗。对于3 200 高炉，可以通过增加富氧强化冶炼、提升煤比、置换焦比降低生铁成本。

［1］那树人.炼铁计算辨析［J］.北京：冶金工业出版社，2010.