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第七章 高炉强化冶
炼
高炉强化冶炼包括：精料、高冶炼强度、
高风温、高压操作、富氧鼓风、喷煤
7.1 高冶炼强度
1）高炉利用系数
I
高炉每天烧掉的焦炭量
u 

K
Vu  K
每天送入高炉的风量（
1440 Q0）
高炉每天烧掉的焦炭量
每吨焦炭需要的风量qC
22.4
q C  1000 C S   
/(0.21  0.29 f )  2500 ~ 3000 m 3 / t
24
u
1440Q0

Vu  K  q C
风量就是产量——高炉不要轻易减风，应为
大风量创造条件。
I 提高风量
2） u 
K 降低焦比 都能增产，但加风的效果更明显
3）煤气在高炉内的停留时间与冶强有关
H 风口中心线至料线之间的高度
'
煤气流速
v
V BG P0 T 1
v
   （m/s）
60 P T0 S
V BG —炉腹煤气量（Nm3/min）
P0—大气压力
P—炉内平均压力，等于炉顶压力和风口前鼓风压
力的平均值
T—炉内平均温度，等于炉顶温度和风口前鼓风温
度的平均值
V'
S—炉内煤气通道的平均截面积， S   
H
V’—风口中心线至料线之间的容积，ε为料柱空
隙率。
H 60 P T0
' 
    V '
v VBG P0 T
V BG
令：

Q0
V'

Vu
1440Q0
u 
Vu  K  q C
 1440 P T0
 '  60   
 
 I  q C P0 T
结论：煤气在炉内停留时间主要取决于冶炼
强度，当冶炼强度从1.0提高到1.4时，
煤气在炉内停留时间缩短28.6%。
4）冶炼强度与焦比的关系
冶炼强度过低（原料条件差时）：
煤气量太少，煤气分布不均匀，大
量煤气走边缘，煤气热能和化学能
利用不好，焦比升高；
冶炼强度过高：会出现管道，煤气分布不均匀，煤
气热能和化学能得不到充分利用；且料速过快，冶炼
周期明显变小，铁矿石间接还原不充分，直接还原度
升高。
基本焦比：斜线部分，与冶强无关，只与矿石性质
（TFe、还原性）、煤气成分、焦炭灰份、风温和生
铁Si含量等有关；
附加焦比：斜线以上部分，与冶炼强度有关。
 
24
H
1
I(

)(1  C )
r0
rC
H = A / K为焦炭负荷
焦比达到最低点时的冶
强为 I 适
所对应的冶炼周期为 min
对冶金性能一定的铁矿石，为得到正常的加热
还原，在炉内需要一定的停留时间，即最短冶炼
周期  min，那么无论高炉大小，当冶强值增大到
使实际冶炼周期    min 时，都将导致渣铁温度
下降（料速过快，炉子向凉）。
尽管我们目前还无法直接测定铁矿石得到正常
加热还原需要的最短冶炼时间 min ，但很清楚，
 min 决定于以下两方面：
（1）铁矿石特性：烧结矿粒度，还原性（气孔
率、 FeO、矿物组成等）；
（2）煤气还原势：富氧率、鼓风湿度、喷吹煤
粉。基本焦比与冶强无关，主要决定于矿石还原
性、渣铁比、矿石粒度、风温、煤气还原势、焦
炭灰份、炉顶压力、生铁含硅量等，节焦的方向
是努力降低基本焦比。
当冶炼强度过小，边缘气
流很强，中心气流很弱，
煤气热能和化学能得不到
充分利用，焦比升高，这
种情况往往出现在原料条
件很差的情况下。随着原
料条件改善，高炉料柱透
气性变好，随冶炼强度升
高，煤气在高炉内分布趋于均匀，煤气热能和化学能利用改
善，焦比降低。当冶炼强度过高时，冶炼周期明显减小，料
速过快，铁矿石间接还原不充分，直接还原度升高，焦比升
高。
随着原、燃料条件的改善，特别是铁矿石还原性提高，基础
焦比降低，在同样间接还原度下，铁矿石需要的还原时间减
少，冶炼周期可以缩短，焦比最低点的冶炼强度也可以增加。
3
I

1.25
t
/
m
d
5）矮胖高炉与超高冶强 
Vu
Hu / D
I
I
首钢2#
（第2代）
1726
2.495
1.427
1.383
首钢4#
首钢3#
首钢1#
1200
2536
2536
2.635
1.985
1.985
1.465
1.426
1.430
1.353
本钢5#
武钢4#
2000
2516
2.678
2.521
0.975
1.025
0.96
1.016
宝钢1#
宝钢2#
4063
4063
2.2
2.2
1.032
1.139
矮胖高炉适合于强化：
2
1
.
75



(1   )
2
P  ( K 2   g   ) H 
H
3
  d p 
矮胖：（1）料柱高度H低；
（2）横向尺寸大，煤气流速低；
（3）矮胖高炉软融带位置低，下部煤气阻力小。分析两座容
积相同，但矮胖程度不同的高炉，并假定冶强和其它鼓风条件相同，
那么单位时间内炉缸产生的煤气量和总热量相同。这时瘦长高炉因
下部容积（V1+V2+V3）小，将有更多的热量加热上部炉料，使高
温区上移，也就是软融带升高。相反，矮胖高炉的软融带也就低些。
（4）由于高炉矮胖，炉缸直径大，为吹透中心，必须采取高冶
强操作。
 7.2 精料
精 料：品位高，有害杂质少，化学成分稳定，
能达到自熔，强度好，粉末少，粒度均匀、块度
合适、还原性好。具体工作就落实在高、熟、净、
稳、匀、小六字方针上。
 1）高

（1）高入炉品位：提高矿石入炉品位，品位越
高脉石量就越少，相应加入的熔剂量就少——渣
量小、熔剂分解耗热少、高炉下部透气性好——
焦比低、产量高——喷煤量↑。
 TFe↑——渣量↓——下部透气性↑——喷煤量↑

（2）高还原性：低FeO、多气孔低温固结型烧结矿
FeO↓1%——K↓1.5%——产量↑1.5%
（3）焦炭固定碳含量高：CS = 100 – A – V
A↓——焦炭热值↑——渣量↓
（4）熔剂CaO含量高：CaO有效 = CaO – R×SiO2
（5）高强度：冷态强度——转鼓指数
热态强度——烧结矿低温还原粉化RDI
球团矿还原膨胀RSI
焦炭反应性↓ C + CO2 = CO
2）稳
（1）烧结矿TFe波动↓，R波动↓
TFe波动从1%↘0.5%—产量↑1.5~2.0%—焦比↓
1~1.5%
（2）焦炭水份、固定碳含量稳定
3）熟
提高熟料率：高炉使用人造富矿（烧结矿和球团矿）
（1）熟矿气孔率高，还原性好，低温还原粉化率
低；
（2）熟矿化学成分稳定，且可以调整；
（3）熟矿硫含量低；
（4）熟矿可以减少高炉石灰石用量；
（5）高炉操作稳定，炉缸热量充沛。









4）小
（1）矿石粒度小——直接还原度↓
缩小入炉矿石粒度:大型高炉<45mm
中小型高炉<20~25mm
（2）石灰石粒度小——进入高温区前分解
（1）小块填充大块的空隙内ε↓；
（2）布料易产生偏析。
5）匀
矿石粒度均匀，若矿石粒度相差悬殊
（1）小块填充大块的空隙内ε↓；
（2）布料易产生偏析。
分级入炉：25~40mm
12~25mm
5~12mm
 6）净
筛除粉末（-6.3mm）。在高炉中粉末会增加料
柱阻损、引起悬料、崩料、结瘤，使高炉不接受
风量，同时增加炉尘吹出量。

大高炉使用的烧结矿一般经三次筛粉：烧结机
尾部破碎后筛分—烧结厂整粒筛分—高炉槽下筛
分，使-6.3mm部分控制在3~5%以下。

7.3 高风温
 V风  C风  t 风
鼓风带入物理热
占高炉热收入的20%
1）鼓风带入物理热取代焦炭燃烧的化学热
风温每提高100℃节约的焦炭量
风温范围（℃）
600~700
700~800
800~900
900~1000
1000~1100
降低焦比（%）
7
6
5
4.5
4
焦比降低—吨铁风量下降—鼓风带入的物理热下降
2）炉顶温度 t 顶 
t顶

Wm
 t0 1 

Wg





t0为空区温度
风温  K V风  Wg  t顶
℃
t 顶  t 1000
（
/ 0.5  0.0005t 风）
顶
 3）鼓风物理热在高炉下部能被充分利用，直接提





高渣铁温度。
4）风温提高后，理论燃烧温度升高，高炉下部阻
损增大。
5）风温 — K  —由焦炭带入炉内的灰份和硫
量 —减少了渣量和脱硫耗热——吨铁热消耗。
高炉接受高风温的条件：
（1）精料：减少渣量、减少入炉粉末；
（2）加湿鼓风、喷煤
100℃风温— t 理 =75~80℃—喷煤量变动59.3kg
1g /m3 湿份— t 理 =6℃
100kg / t煤粉— t 理 = 150~200℃
1）高压的获得
高压阀组：
宝钢1#高炉 φ900×3 + φ500×1
武钢4#高炉 φ750×4 + φ400×1 +φ200×1
常开阀
自动调节
2）顺行、增产
2
常压操作 P顶  0.3kg / cm
：
2
P

0.3
kg
/
cm
高压操作： 顶
P顶  0.6 ~ 0.8kg / cm2、 1.0 ~ 1.2kg / cm2、 2.0 ~ 2.5kg/ cm2
2


w
(1   )
P
g
2
 1.75

k

w
g
H
  dP   3
VBG P0 T 1
w
  
60 P T0 S
顶压升高，炉内煤气流速下降— P 
,
VBG 2
Q0 2
P   g  w   g ( )   g ( )
p
P
若高压前、后维持同样的  P 值，则：
2
P1
1Q12 / P12 Q12 P2

 2
2
2
P2 2Q2 / P2
Q2 P1
g  P
有利于高炉顺行
P1  时,
P2
Q2
P2

Q1
P1
Q2 
常压：风压1.4，顶压0.3
高压：风压3.1，顶压2.0
(3.1  2.0) / 2
Q1  1.73Q1
(1.4  0.3) / 2
结论：高压操作后可增加风量85%。
3）高压操作抑制直接还原
CO2  C  2CO
高压操作后直接还原开始
点和剧烈进行点向高炉下部
推移，rd 
4）高压操作后边缘气流有发展趋势、炉尘吹出量 
2
P

0
.
1
kg
/
cm
, 产量  2 ~ 3%。
5） 顶
f
7.5 富氧鼓风
7.5.1 富氧率和富氧后鼓风实际含氧量
1）富氧率：每100m3混合风中，其中有1m3是外加
的纯氧，则富氧率为1%。
1m3O2
99m3干风
鼓风中实际含氧=（1+99×0.21）/100=21.79%
(富氧1%相当于鼓风含氧增加了0.79%)
2）鼓风中实际含氧
每1m3鼓风中含有：
湿份：f
富氧率：x O 2
干风：1- f - x O 2
0.5 f  xO2  0.21(1 xO2  f )
鼓风中的氧含量=
 0.21  0.29 f  0.79xO2
即：用水蒸气取代干风时能增加氧0.29f，用纯
氧取代干风时只能增加氧0.79 x O 2
7.5.2 富氧鼓风对冶炼的影响
1）冶强增加
富氧后由于风中氧含量提高，因而冶炼每吨生
铁需要的风量减少，若富氧后冷风总流量保持不
变，则富氧后冶强可提高：
0.79  1
I 

 3.71%
0.21 0.29 f 0.21 0.29  1%
0.79X O2
2）富氧后富化煤气（增加煤气还原势）
风口焦炭燃烧：2 C + O2 = 2CO
风口前燃烧1kg碳素的风量
干风燃烧：2C +
O2 +
22.4 / 24

Nm 3 / kgC
0.21 0.29 f  0.79X O2
N2
=
0.21(1  f  X O2 )
2CO
+ N2
2  0.21(1  f  X O2 )
0.79(1  f  X O2 )
0.79(1  f  X O2 )
富氧和水份燃烧：3C + H2O + O2 = H2 + 3CO
f
f
XO
f  2 X O2
1m3鼓风燃烧后的煤气组成：
2
CO  2  0.21(1 f  X O2 )  ( f  2 X O2 )  0.42  0.58 f 1.58X O2
H2  f
N 2  0.79(1  f  X O2 )
  CO  H 2  N 2  1.21 0.79 f  0.79X O2
Nm3煤气/ 1m3鼓风
风口前燃烧1kg碳素产生的炉缸煤气体积：
1.129  0.7373 ( f  X O2 )
22.4 / 24
(1.21  0.79 f  0.79 X O2 ) 
0.21  0.29 f  0.79 X O2
0.21  0.29 f  0.79 X O2
每kg碳素燃烧产生的煤气体积
富氧率
（%）
煤气体积
（ Nm 3 / kgC）
鼓风湿份
（%）
煤气体积
0
5.376
0
5.376
1
5.21
1
5.338
2
5.065
2
5.3
3
4.925
3
5.263
4
4.795
4
5.228
5
4.673
5
5.195
3
（ Nm / kgC
）
煤气成份： CO%  0.42  0.58 f
 1.58X O2
1.21 0.79 f  0.79X O2
f
H2 % 
1.21 0.79 f  0.79X O2
N2 % 
0.79(1  f  X O2 )
1.21  0.79 f  0.79X O2
富氧率
(%）
CO%
H2%
N2%
鼓风湿份
（%）
CO%
H2%
N2%
0
34.71
0
65.29
0
34.71
0
65.29
1
35.78
0
64.22
1
34.96
0.82
64.22
2
36.84
0
63.16
2
35.21
1.62
63.16
3
37.89
0
62.11
3
35.49
2.43
62.11
4
38.92
0
61.08
4
35.69
3.22
61.08
5
39.94
0
60.06
5
35.93
4.00
60.06
结论：（1）富氧或加湿以后，炉缸煤气体积减小，富氧
减
小煤气体积的作用更加明显。
（2）富氧或加湿以后，煤气还原势明显提高，直
接
3）富氧后 t 理 
富氧 1%  t理  40 45℃
加湿1%（8g/Nm3）— t 理  48℃
t理  1563 0.7938t风  40.3O2 %
4）富氧后 t 顶 
7.6 高炉喷煤
7.6.1 为什么要喷煤（意义）
1）合理利用煤炭资源
我国无 烟 煤
非结焦煤
褐
煤
占总储量的63%
瘦 煤
我国炼焦煤 主焦煤
肥 煤
气 煤
2）符合环保要求
12.01%
17.7%
13.87%
56.42%
占总储量的27%
1/3焦炉炉龄已经达到大修期（25~30年），炼
焦
对环境的污染远大于喷煤。
3）建喷煤设备投资远低于建焦炉的投资（前者是
后
者的15~20%）
炼1吨焦炭需要精洗煤1.35吨需原煤2吨
4）节能
煤耗 以煤代替1吨焦炭，只需用煤1~1.25吨(置换比
0.8~1.0)
炼1吨焦炭的动力消耗（电、煤气、蒸汽、压缩空气、
动力 水等）是183.1kg标准煤；
加工1吨煤的动力消耗是83.3kg标准煤
7.6.2 喷煤工艺流程
宝钢2#高炉多支管流程
宝钢3#高炉单支管流程
7.6.3 煤粉在高炉内的行为
1） 喷煤率 

喷入高炉的煤粉量（t / d）
100%
高炉每天消耗的燃料（煤粉  焦炭）
煤比
 100%
燃料比
燃料比550kg/t时，喷煤120~150kg/t，喷吹率22~27%
2）煤粉燃烧率（ ）

A  A0
在风口前燃烧掉的煤粉
100% 
喷入高炉的煤粉
A
（1  A0）
A—煤粉灰份（%）
A0—固相残留物灰份（%）
煤粉在风口回旋区停留时间大约10~40ms（0.01~0.04s）
0.07~0.08mm（-200目）的煤粉燃尽时间0.1~1秒
0.03~0.05mm（-325目）的煤粉在10~40ms内燃尽
结论：煤粉在风口区域不能完全燃烧（停留时间太
短）
提高煤粉燃烧率的措施：
（1）富氧：风口区残焦燃烧时间  3 
（2）喷吹烟煤或混合喷吹
挥发份（%）
22
33
40
燃烧率（%）
60
80
90
d2
T风  O2
混合喷吹
配比
煤种
0/100
20/80
40/60
50/50
60/40
70/30
80/20
100/0
阳泉/
东胜
挥发份
燃烧率
34
43
28.84
36
23.69
32
21.4
30
18.53
25
15.54
24
13.38
20
8.22
15
汝其
沟/哈
密
挥发份
燃烧率
26.81
42
22.92
34
19.63
28
17.09
26
15.14
24
13.2
20
11.23
14
7.36
12
（3）细磨
3）未燃煤粉在高炉中的行为
煤粉进入高炉后的去向：
按置换比0.85计，代替1 kg焦炭相应
的煤粉量为1.1765kg，产生的煤气量
为5.245 m3
7.6.4 喷吹煤粉对高炉操作的影响
1）喷煤对炉缸煤气体积和煤气成分的影响：
1kg天然气燃烧产生的煤气 7.69 m3；
1kg重油燃烧产生的煤气
5.918 m3；
1kg无烟煤燃烧产生的煤气 4.458 m3；
1kg焦炭燃烧产生的煤气
4.528 m3；
按置换比0.85计，代替1 kg焦
炭相应的煤粉量为1.1765kg，
产生的煤气量为5.245 m3
结论：高炉喷煤后，炉缸煤气 ，煤气还原能力
特别是喷吹烟煤的情况下，炉缸煤气中H2
2）喷吹煤粉后直接还原度 rd
喷煤后炉缸煤气中的H2

喷吹重油时H2=4~6%

喷吹煤粉时H2=2~4%


温度>810℃以后，H2还原FeO的能力大于CO，假
定H2的还原作用主要发挥在800~1200℃区域内，则
大部分用于FeO还原（一般假定占参加还原H2的2/3）。
此外，H2导热率高（是其它气体的8~10倍），粘度小
（是其它气体的0.5倍），扩散速度是CO的3.7倍，改
善还原过程。
因此H2在800~1200℃区域取代固体碳的直接还
原，使 rd 
rd  1  rH  ri （H2在高炉内的利用率在50%左右）
结论：喷煤率每  10%,
rd  2%
喷煤量  100kg / t, rd  5 10%
3）喷煤后炉缸冷化、顶温升高、有热滞后现象
（1）炉缸冷化：指风口前理论燃烧温度 
（a）煤粉冷态进入燃烧带，不象焦炭已经预热到
1500℃
（b）碳氢化合物先分解后燃烧，分解反应吸热
含H222~24%天然气3350KJ/m3；
含H211~13% 重油1675KJ/kg；
含H22~4%煤粉1047KJ/kg；
（c）燃烧产生的煤气体积 
QC  Q物  Q风  Q分解
t理 
V煤气  C煤气
无烟煤  100kg / t  t理  162 ℃
烟煤  100kg / t  t理  218 ℃
重油  100kg / t  t理  321 ℃
天然气  100kg / t(132m3 )  t理  513 ℃
富氧  1%  t理  40 45 ℃
湿度  1%  t理  48 ℃
风温  100℃ t理  75 80 ℃
Wm
（2）顶温升高：t顶  t（
）
0 1
Wg
喷煤后 Wg ,Wm  t顶 
当喷煤量达到60~100kg/t，且不富氧时，t顶  50 100
（3）热滞后
当增加喷煤量时，炉缸温度先下降，经过一段时间
后再升高的现象称热滞后。
原因：a) 燃料中的H2上升时参加还原，代替了固体
碳的直接还原，节省了热量，这部分炉料下达炉缸
时，炉缸热负荷才减轻，使炉缸转热，喷吹效果才
显示出来。炉料从H2大量参加还原的区域
（810~1200℃）下降到炉缸所经过的时间，就是热
滞后时间。
b）煤气中CO量  ，它改善间接还原，但CO
大量反应的区域可能比H2反应的区域更上些，所以，
CO作用的滞后时间更长。
热滞后时间达到：3~5小时
4）对顺行的影响
首钢1号高炉（576m3）1966年喷吹试验
喷吹率%
0
27.6（150kg/t） 35.9 (210kg/t)
40.9 (236kg/t)
焦比
587
412
375
344
焦炭负荷
3.3
4.48
4.91
5.11
焦炭占炉料
比例%
49.2
41.6
39.5
38.5
马钢二铁厂300m3高炉喷煤后变化
风压
kP
a
富氧
%
系数
综合
冶强
时 间
煤比
Q/P
风量
m3/min
94.1~5
106
884
745
104
0.94
2.181
1.227
94.6~10
110.2
848
721
104
0
2.027
1.142
95.1~5
130.2
809
681
104
0.94
2.073
1.164
 ，下部透气性
 （渣量/焦炭
因此，喷煤后上部透气性
量）。喷煤量达到200~250kg / t时，高炉中焦炭体积比 ，
软融带焦窗变薄，全炉压差 ，必须采取相应措施（中心装
焦、减风等）
5）大喷煤后，燃料比逐渐升高（置换比下降）
大喷煤必须与富氧和高风温相结合
（1）随煤比升高，煤粉燃烧率下降，未燃煤粉随
煤气流吹出高炉；
（2）煤粉固定碳含量 < 焦炭固定碳含量，当置换
比为0.8时，1.25kg煤粉代替1kg焦炭的作用。
 ，鼓风带入高炉的
（3）富氧后冶强不变时，风量
 。
显热
K 0  K  K
置换比 
M
M—喷煤量，kg/t；
K0—喷吹前的平均焦比；
K—喷吹后的平均焦比；
ΔK—喷吹前后其它因素变化对焦比的影响
K
K
K
K
K
K 
drd 
dSi 
dt风 
dG渣  d  
rd
Si
t风
G渣

因素
变量
TFe
±1%
矿石粒度
<1mm±100kg
熟料比
影响焦比
因素
变量
 2%
湿度
±1g/m3
冶强
±0.1
±10%
±6kg
 2%
顶压
±0.1kg/cm2
焦炭灰份
±1%
±2%
炉渣碱度
±0.1
±15kg
焦炭含硫
±0.1%
±5%
生铁[Si]
±1%
±40~60kg
石灰石
±100kg
±15~30kg
rd
±10%
±50kg
风温
±100℃
 17kg
影响焦比
 1kg
±5kg
 4~8kg
6）喷煤对边缘煤气流的影响
日本高炉、宝钢高炉：喷煤量 —边缘气流发
展—炉墙热损失
我国其它高炉：喷煤量 —中心气流发展
原因：
（1）我国高炉大多喷煤量低（原来<100kg/t），
且大多不富氧或只少富氧，在炉缸积聚的未燃煤粉
量很少。且能很好气化，对高炉炉缸焦柱透气性不
会造成影响。相反，喷煤后单位生铁炉腹煤气量 
（不富氧时），使中心发展，顶温也有不同程度 。
（2）对日本和宝钢等大喷煤的高炉，煤粉燃烧
率 ，未燃煤粉在高炉中心积聚，使中心透气性 ；
此外，大喷煤时一般富氧率较高，为维持一定冶强，
一般都减风，使炉腹煤气量变化不大。因此，随喷


煤率 ，边缘发展，从而导致热损失
，炉墙损坏加
快。
（3）喷煤后，回旋区边缘产生一个壳（高速煤灰
冲击炉芯，而煤灰为半熔融状附着在回旋区边缘），
也不利于气流走中心；
（4）喷煤后挥发物燃烧产生大量CO2，CO2使焦
炭反应产生大量焦粉。