基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法转让专利

申请号 : CN202110407427.3

文献号 : CN113136467B

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法律信息:

相似专利:

发明人 : 邵思维张延辉朱建伟车玉满郭天永姜喆姚硕刘炳南

申请人 : 鞍钢股份有限公司

摘要 :

本发明涉及高炉炉顶装料制度中,焦炭和矿石的档位和倾角设定技术领域,尤其涉及一种基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法。具体包括如下步骤:1)设定无矿区占炉喉半径比例为40%~45%,计算最内环焦炭落点至炉喉中心距离:2)计算溜槽有效距离;3)计算炉料离开溜槽后的末速度V2;4)根据Lmin计算最小焦角α焦min;5)计算焦炭各档位倾角;7)计算矿石的最小倾角α矿min;8)计算矿石其他倾动角度;9)确定焦炭各环位布料圈数:10)确定矿石各环位布料圈数;避免靠近无矿区环位的矿石在布料过程中对焦炭形成的坍塌层,进而提高中心料柱的透气透液性能,可以大幅降低中心焦比例至15%。提高煤气利用率,降低燃料比。

权利要求 :

1.基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法,其特征在于,通过边坡理论计算和料面迭代拟合,采用该矩阵的高炉能大幅降低环状带矿石向中心焦区域滚动,进而大幅提升中心焦的实际煤气通过能力,进而大幅降低中心焦比例,矿石的圈数设定使高炉易形成稳定性更好的w型软熔带,具体包括如下步骤:

1)设定无矿区占炉喉半径比例为40%~45%,计算最内环焦炭落点至炉喉中心距离:式中:r喉为炉喉半径,m;

Lmin为最内环焦炭落点至炉喉中心距离,m;

2)计算溜槽有效距离:

l=L‑e/tanα

式中:l为溜槽有效长度,m;

α为溜槽倾角,°;

L为溜槽长度,m;

e为溜槽倾动距,m;

3)计算炉料离开溜槽后的末速度V2:v1=λv0

式中:v0为落入溜槽前的料流速度,m/s;

3

F为实测炉料出节流阀时的流量,m/s;

2

S为节流阀投影面积,m;

ls为节流阀周边边长,m;

d0为炉料平均粒度,m;

v1为炉料落入溜槽后的初速度,m/s;

λ为速度损失系数;

w为溜槽角速度,rad/s;

4)根据Lmin计算最小焦角α焦min:当r=Lmin时,此时溜槽倾动角度设为焦炭最小倾角α焦min;

5)计算焦炭各档位倾角:

将炉墙至Lmin的环形面积均分为与档位数相等的N‑1份,第N档落点半径等于炉喉半径r喉,即焦炭布料的最大环位,其落点要求与炉墙相切,则第N‑1档的半径落点用下列公式计算:根据各落点半径,计算对应的溜槽倾动角度,焦炭倾角为αN、αN‑1、αN‑2、αN‑3…α焦min,当焦炭倾动角度为αN、αN‑1、αN‑2、αN‑3…α焦min,其对应的落点半径将矿石平台区域均匀分成N份;

6)计算焦炭各环位的内堆角与外堆角:内堆角θ1:

外堆角θ:

焦炭:θ=73.12‑1.97α (α>18)烧结矿:θ=79.77‑2.04α (α>22)式中:θ0为炉料自然堆角,°;

K为修正系数;

h为不同溜槽角度对应的不同料线深度,m;

R为炉喉半径,m;

α为溜槽倾角,°;

用上述公式计算出焦炭C1环位和C2环位的焦炭内堆角和焦炭C1环位外堆角分别为:θ内C1、θ内C2和θ外C1;

7)计算矿石的最小倾角α矿min:式中:Lmin为焦炭最内环落点堆尖C1到炉喉中心的距离,m;

ΔL为焦炭C2环位落点和C1环位落点的水平距离,m;

即ΔL=Rc2‑Lmin;

Rk1确定后,通过步骤4中落点计算公式,计算出矿石的最小倾角α矿min;

8)计算矿石其他倾动角度:Rk2=Rk1+λ×(Rc3‑Rc2)式中:Rc2为焦炭C2点落点半径,m;

Rc3为焦炭C3点落点半径,m;

λ为堆叠经验参数;取值范围为0.75~0.85,Rk2确定后,通过步骤4中落点计算公式,计算出矿石第二环倾角α矿2;

其余矿石档位的溜槽倾角和焦炭的溜槽倾角相同;

9)确定焦炭各环位布料圈数:焦炭外环N挡每环布料2圈,中心加焦比例控制15%~25%,设中心加焦即落点为C0的布料圈数为x圈,使中心加焦比例为15%,焦炭N挡环位,每环布料为2圈,则x/(2N+x)=0.15,x=0.353N~0.667N,其余焦炭档位均为2圈;

10)确定矿石各环位布料圈数:K1圈数=1,KN‑1圈数=3,KN圈数=2,K2≤2,其余档位圈数≤3。

2.根据权利要求1所述的基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法,其特征在于,所述步骤10)还包括,矿石布料圈数的设定为α矿min为1圈,与炉墙相切的最外环矿石布料圈数为2圈,靠近最外环的两环矿石布料圈数均为3圈,以此控制矿层的厚度分布,形成w型的软熔带。

说明书 :

基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法

技术领域

[0001] 本发明涉及高炉炉顶装料制度中,焦炭和矿石的档位和倾角设定技术领域,尤其涉及一种基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法。

背景技术

[0002] 目前国内钢企广泛采用中心加焦布料方法,但对中心加焦矩阵中档位、倾角的具体设定缺少精细的计算方法和效果分析。尤其对矿石向中心的滚动效应该如何控制,如何
提高中心加焦的料柱骨架作用进而减少中心加焦量,让更多的焦炭的参与铁矿石的还原,
是各大钢铁企业关注并亟待解决的问题。

发明内容

[0003] 为了克服现有技术的不足,本发明提供一种基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法,避免靠近无矿区环位的矿石在布料过程中对焦炭形成的坍塌层,将矿石由落点向
中心滚动的距离,控制在稳态区以内,保证中心漏斗的无矿区内,没有矿石,进而提高中心料柱的透气透液性能,可以大幅降低中心焦比例至15%。提高煤气利用率,降低燃料比。
[0004] 为了达到上述目的,本发明采用以下技术方案实现:
[0005] 基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法,通过边坡理论计算和料面迭代拟合,采用该矩阵的高炉能大幅降低环状带矿石向中心焦区域滚动,进而大幅提升中心焦的
实际煤气通过能力,进而大幅降低中心焦比例,矿石的圈数设定使高炉易形成稳定性更好
的w型软容带,具体包括如下步骤:
[0006] 1)设定无矿区占炉喉半径比例为40%~45%,计算最内环焦炭落点至炉喉中心距离:
[0007]
[0008] 式中:r喉为炉喉半径,m;
[0009] Lmin为最内环焦炭落点至炉喉中心距离,m;
[0010] 2)计算溜槽有效距离:
[0011] l=L‑e/tanα
[0012] 式中:l为溜槽有效长度,m;
[0013] α为溜槽倾角,°;
[0014] L为溜槽长度,m;
[0015] e为溜槽倾动距,m;
[0016] 3)计算炉料离开溜槽后的末速度V2:
[0017]
[0018]
[0019] v1=λv0
[0020] 式中:v0为落入溜槽前的料流速度,m/s;
[0021] F为实测炉料出节流阀时的流量,m3/s;
[0022] S为节流阀投影面积,m2;
[0023] ls为节流阀周边边长,m;
[0024] d0为炉料平均粒度,m;
[0025] v1为炉料落入溜槽后的初速度,m/s;
[0026] λ为速度损失系数;
[0027] w为溜槽角速度,rad/s;
[0028] 4)根据Lmin计算最小焦角α焦min
[0029]
[0030] 当r=Lmin时,此时溜槽倾动角度设为焦炭最小倾角α焦min;
[0031] 5)计算焦炭各档位倾角:
[0032] 将炉墙至Lmin的环形面积均分为与档位数相等的N‑1份,第N档落点半径等于炉喉半径r喉,即焦炭布料的最大环位,其落点要求与炉墙向切,则第N‑1档的半径落点用下列公式计算:
[0033]
[0034] 根据各落点半径,计算对应的溜槽倾动角度,焦炭倾角为αN、αN‑1、αN‑2、αN‑3…α焦min、,当焦炭倾动角度为αN、αN‑1、αN‑2、αN‑3…α焦min,其对应的落点半径将矿石平台区域均匀分成N份;
[0035] 所述焦炭的最小倾角α焦min以该角度的焦炭落点半径划分炉喉截面积为矿石平台区和无矿区,其无矿区的面积占炉喉半径的40%~45%;焦炭的最外环倾角的落点与炉墙
向切,并且焦炭的各档位倾角将矿石平台区域划分为N个面积相等的区域。
[0036] 6)计算焦炭各环位的内堆角与外堆角:
[0037] 内堆角θ1:
[0038]
[0039] 外堆角θ:
[0040] 焦炭:θ=73.12‑1.97α(α>18)
[0041] 烧结矿:θ=79.77‑2.04α(α>22)
[0042] 式中:θ0为炉料自然堆角,°;
[0043] K为修正系数;
[0044] h为不同溜槽角度对应的不同料线深度,m;
[0045] R为炉喉半径,m;
[0046] α为溜槽倾角,°;
[0047] 用上述公式计算出焦炭C1环位和C2环位的焦炭内堆角和焦炭C1环位外堆角分别为:
[0048] θ内C1、θ内C2和θ外C1
[0049] 7)计算矿石的最小倾角α矿min:
[0050]
[0051] 式中:Lmin为焦炭最内环落点堆尖C1到炉喉中心的距离,m;
[0052] ΔL为焦炭C2环位落点和C1环位落点的水平距离,m;
[0053] 即ΔL=Rc2‑Lmin
[0054] Rk1确定后,通过步骤4中落点计算公式,计算出矿石的最小倾角α矿min;
[0055] 所述矿石的最小倾角α矿min要相对α焦min一定程度外移,落点控制在焦层的非稳定区以外,外移的距离由步骤7的公式计算得出,以减少矿石向中心滚动和焦层的崩塌。
[0056] 8)计算矿石其他倾动角度:
[0057] Rk2=Rk1+λ×(Rc3‑Rc2)
[0058] 式中:Rc2为焦炭C2点落点半径,m;
[0059] Rc3为焦炭C3点落点半径,m;
[0060] λ为堆叠经验参数;取值范围为0.75~0.85
[0061] Rk2确定后,通过步骤4中落点计算公式,计算出矿石第二环倾角α矿2;
[0062] λ由料面堆叠拟合结果得出,取值范围为0.75~0.85时,K2的堆尖高度和外堆角与K3形状最为平整;
[0063] 9)确定焦炭各环位布料圈数:
[0064] 焦炭外环N挡每环布料2圈,中心加焦比例控制15%‑25%,设中心加焦即落点为C0的布料圈数为x圈,使中心加焦比例为15%,焦炭N挡环位,每环布料为2圈,则x/(2N+x)=0.15x=0.353N至0.667N,其余焦炭档位均为2圈;
[0065] 10)确定矿石各环位布料圈数:
[0066] 要保证K1圈数=1,KN‑1圈数=3,KN圈数=2,K2≤2其余档位圈数可以灵活调整但≤3;所述矿石布料圈数的设定为α矿min为1圈,与炉墙向切的最外环矿石布料圈数为2圈,靠近最外环的两环矿石布料圈数均为3圈,以此控制矿层的厚度分布,形成w型的软容带。
[0067] 与现有方法相比,本发明的有益效果是:
[0068] 1、提出稳定区概念,通过料面拟合和堆尖距离计算优化,减少矿石向中心的滚动距离,进而提高中心加焦料柱骨架作用。中心加焦比例可降低5‑10%,改善顺行同时,降低燃料比。
[0069] 2、通过内外堆角的计算,提高矿石平台的平整程度。矿石倾角与焦炭倾角合理精确错位,减少靠近无矿区部位矿石平台的混合层厚度。改善焦窗煤气通过性能。
[0070] 3、焦炭倾角的设定和划分更为科学,依据无矿区面积进行焦炭最小倾角的设定,精准设定无矿区大小。并将有矿区按等面积进行均分。利用形成更平整的料面。
[0071] 4、径向矿石负荷,由原来整体向中心倾斜,设计为中间矿层加厚,利于形成w型软容带。通过软容带形状的优化,促进中心和边缘两股气流的合理分布。
[0072] 鞍钢2580m3高炉在2020年9月至12月进行了该布料矩阵设定方法的工业试验:
[0073] 第一阶段:其试验前阶段矩阵为:
[0074]档位 5 4 3 2 1 0
焦炭倾角 39° 36.5° 34.1° 32.3 30.3 12°
C 2 2 2 2 2 4
矿石倾角 39° 36.5° 34.1° 32.3° 30.3° 12°
O 2 2 2 2 2  
[0075] 第二阶段:其试验过渡阶段矩阵为:
[0076]档位 5 4 3 2 1 0
焦炭倾角 39° 36.5° 34.1° 31.6° 29.1° 12°
C 2 2 2 2 2 3
矿石倾角 39° 36.5° 34.1° 32.3° 30.3° 12°
O 2 3 3 2 1  
[0077] 第三阶段:按本方法计算出的最终矩阵为:
[0078]档位 5 4 3 2 1 0
焦炭倾角 39° 36.5° 34.1° 31.6° 29.1° 12°
C 2 2 2 2 2 2
矿石倾角 39° 36.5° 34.1° 32.3° 30.3° 12°
O 2 3 3 2 1  
[0079] 产生效果:其风量未明显增加的情况下,日均产能有较大提升,日均风量极差值减少,顺行稳定性增强,煤气利用率提高,综合焦比下降10‑15kg/t(详见图6);其第一阶段和第三阶段的计算机拟合料面形状(见图4及图5)。

附图说明

[0080] 图1为本发明内外对角示意图;
[0081] 图2为本发明堆尖距离和内外堆角示意图;
[0082] 图3为本发明倒V和W软容带对比;
[0083] 图4为鞍钢5高炉原矩阵,计算机料面拟合形状;
[0084] 图5为鞍钢5高炉采用本发明计算出的矩阵,计算机料面拟合形状;
[0085] 图6为本发明鞍钢5高炉高效中心加焦距阵设定方法试验结果。

具体实施方式

[0086] 本发明公开了一种基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法。本领域技术人员可以借鉴本文内容,适当改进工艺参数实现。特别需要指出的是,所有类似的替换和改动对本领域技术人员来说是显而易见的,它们都被视为包括在本发明。本发明的方法及应用已
经通过较佳实施例进行了描述,相关人员明显能在不脱离本发明内容、精神和范围内对本
文所述的方法和应用进行改动或适当变更与组合,来实现和应用本发明技术。
[0087] 一种基于料面迭代的高效中心加焦矩阵设定方法,利用落点计算软件、对不同落点半径的焦炭和矿石进行内外堆角计算,在此基础上,结合边坡理论,对焦炭层的坍塌系数进行分析,以此研究矿石在不同落点半径形成内堆角及滚动距离对焦炭层的影响。确定靠
近中心的最内焦炭层不会造成坍塌的稳态区域,通过计算稳态区域和非稳态区域的临界
点,再将矿石最小矿角的落点,控制在临界点以外。确保矿石不向中心滚落。实现稳态布料,提高单位重量中心焦炭的透气透液性能,进而可以大幅降低中心焦比例的一种布料矩阵计
算方法。
[0088] 同时通过临界点的计算,可以更精准的控制无矿区的所占炉喉面积的比例,更精确的控制矿石平台宽度。将原来按炉喉截面积11等分设定档位倾角的方式,改为设定无矿
区所占比例(40%‑50%),将无矿区半径设为焦炭最内环位的落点半径。再将炉墙至焦炭最内环半径形成的环状截面,等分为N份,N与设定的档位数相等。将无矿区的占比成为一个可精确调整的参数。而矿石最内环的计算使矿石堆角的滚动距离接近临界点但小于临界点,
因此矿石平台的宽度随着最小焦角和最小矿角的确定,也可以精准确定。改变了以往,所有的无矿区和矿石平台宽度都未考虑矿石滚动效应的缺陷。使制度的调整更加精确可控。
[0089] 具体计算过程及原理:
[0090] 步骤一:设定无矿区占炉喉半径比例为40%‑45%,计算最内环焦炭落点至炉喉中心距离Lmin: 得出Lmin;
[0091] 步骤二:计算溜槽有效距离:
[0092] l=L‑e/tanα
[0093] l为溜槽有效长度,m;α为溜槽倾角,°;w为溜槽角速度,rad/s;L为溜槽长度,m;e为溜槽倾动距,m;
[0094] 步骤三:计算炉料离开溜槽后的末速度V2:
[0095]
[0096] v0为落入溜槽前的料流速度,m/s
[0097]
[0098] F为实测炉料出节流阀时的流量,m3/s;S为节流阀投影面积,m2;ls为节流阀周边边长,m;d0为炉料平均粒度,m;v1为炉料落入溜槽后的初速度,m/s;
[0099] v1=λv0
[0100] λ为速度损失系数;
[0101] 步骤四:根据Lmin计算最小焦角,α焦min
[0102] 当r=Lmin时,此时溜槽倾动角度设为焦炭最小倾角α焦min;
[0103] 步骤五:计算焦炭各档位倾角:
[0104] 根据Lmin,将炉墙至Lmin的环形面积均分为与档位数相等的N‑1份,第N档(N取值5或6)落点半径等于炉喉半径r喉,即焦炭布料的最大环位,其落点要求与炉墙向切。则第N‑1档的半径落点可以用下列公式计算:
[0105]
[0106] 根据各落点半径,计算对应的溜槽倾动角度,焦炭倾角为αN、αN‑1、αN‑2、αN‑3…α焦min,即当焦炭倾动角度为αN、αN‑1、αN‑2、αN‑3…α焦min,其对应的落点半径可以将矿石平台区域均匀分成N份。
[0107] 因此对于一个N挡的布料矩阵,(N取值范围为4至7),其焦炭的倾动角度分布如下:
[0108]
[0109] 该步骤的意义:通过将有矿区进行均分的方法,改变了传统布料是将炉喉整体均分成n份的方法,从而固定了矿石平台区域的理论宽度,并实现了矿石区域环位分布的等面积分布,更利于矿石的等高度布料,形成更合理的矿石平台料面形状。
[0110] 步骤六:焦炭各环位的内堆角及外堆角计算:
[0111] 通过焦炭落点半径的计算,反推计算出焦炭各环位的倾动角度矩阵。(计算办法为步骤三的公式)
[0112] 焦炭各环位角度的内外对角计算:
[0113] 料面内堆角(θ1,°)和料面外堆角(θ,°)(见图1)受炉料种类和不同溜槽角度对应的不同料线深度的影响,在炉料种类确定的情况下,可用下列公式求解:
[0114] 内堆角θ1:
[0115]
[0116] 外堆角θ:焦炭:θ=73.12‑1.97α(α>18)烧结矿:θ=79.77‑2.04α(α>22)[0117] 式中,θ0为炉料自然堆角,°;K为修正系数;h为不同溜槽角度对应的不同料线深度,m;R为炉喉半径,m;α为溜槽倾角,°。
[0118] 通过上述公式计算出各焦炭环位倾动角度所形成的堆尖的内堆角和外堆角。
[0119] 料面形状的计算模拟与分析:
[0120] 对于多环布料,当布料制度确定后,某一环的布料体积Vr是确定的,即Vr=V总*3
Pr/p,V总为一批焦炭或矿石的总体积,m ;p为布料总环数,圈;Pr为落点为半径为r的环位所布料的圈数,圈;对于一环炉料,其轮廓线方程可以根据内外堆角的大小进行计算,设其上轮廓线方程为f1(x),下轮廓线方程为f2(x)
[0121] 用计算机迭代的方式计算不同落点的炉料体积,再通过拟合得到高炉布料的料面形状,高炉布料计算流程如图2示。布入高炉内炉料的体积为新、旧料面形成的旋转体的体积,其计算公式如下:
[0122]
[0123] 式中:V为炉料体积,m3;x为炉料落点与炉喉中心的径向距离,m;;f1(x)为半径为x处的新料面表面,m;f2(x)为半径为x处的旧料面表面,m料面稳定性分析:见图2,假设焦炭和矿石环位采用相同的倾动角度,根据料面体积迭代计算,堆尖KN至K1的位置在3‑10批后将相对固定。其各点堆尖的内外堆角固定,函数变化实际既是计算其堆尖位置的高低。
[0124] 但焦炭和矿石采取相同倾动角度的方式有比较明显的问题:
[0125] ①矿石向滚动距离较大:最小矿角K1与焦炭堆尖相同,实验测试矿石向中心滚动的距离在1.7m,以上,且由于K1点的滚动距离长,导致等矿石体积下堆尖K1点的相对高度,较K2、K3、K4、K5偏低,从而降低了滚落线的高度。这也是该种布料方式需要至少20%以上中心加焦的原因。
[0126] ②焦炭混合层厚度增加:矿石粒度较焦炭小的情况下,不可避免的产生焦矿混合层,但小倾动角度情况下,其焦炭的混合将增加,恶化透气性。
[0127] ③矿石向中心滚动距离受料线影响较大,同时“推焦”作用更加明显,大块焦炭将更加趋于中心。根据边坡稳定理论焦炭发生坍塌的可能增加。
[0128] ④料面形成整体向下的斜坡,堆尖K2和K1的外堆角过大,分别达到11°和16°,而K4和K3点仅为2°和6°,料面平整度差。滚落线以下的空间未充分利用
[0129] 因此矿石和焦炭同样倾动角度形成的料面有较大优化空间。
[0130] 因此,矿石最小倾角的计算:
[0131] 根据边坡稳定理论,以及焦矿层混合理论公式:ΔLc=3.49×10‑4(ek+ep)‑0.316其中ΔLc为混合层厚度,m;ek为矿石碰撞能,J;ep为矿石落下处位能,J;当矿石最小倾角的落点K1落在图2中o点的外侧时,焦炭发生的崩塌几率将大幅减少。因此矿石的最小倾角落点控制在O点以外,且K1点和K2点的堆尖高度不能高于滚落线。能大幅减少矿石向中心滚落的量和焦炭塌落的数量。
[0132] O点坐标的求法为:O点到焦炭最内环堆尖C1的距离OH受焦炭堆尖C1和C2的相对高度,以及该两点堆尖距离L影响,在实际布料中,由于堆尖C1部位焦炭向中心的滚动距离更大,因此在迭代的初始料面中实际堆尖C1点高度必然小于C2点的堆尖高度,导致OH减小。
[0133] 因此OH的理论最大值OHmax
[0134] 可以用公式: 计算,其中L为焦炭堆尖C1和堆尖C2的水平距离,m;θ内C2为堆尖C2点的内堆角,°;θ外C1为焦炭堆尖C1点的外堆角,°;
[0135] 步骤七:矿石的最小倾角α矿min的计算:
[0136] 当矿石的最小倾角α矿min,落点即堆尖K1点距离炉喉中心距离Rk1=Lmin+OHmax时,可以保证其落点在焦炭层的非稳定区以外。
[0137] 即 Lmin为焦炭最内环落点堆尖C1到炉喉中心的距离,m;
[0138] Rk1确定后,通过落点计算公式,计算出矿石的最小倾角α矿min
[0139] 步骤八:矿石其他倾动角度的计算
[0140] 矿石最外环,第N档环位的倾动角度与焦炭相同。其落点位置与焦炭落点位置均与炉墙相切;
[0141] 矿石第N‑1档环位至第3挡环位的倾动角度也与焦炭相同;
[0142] 矿石第1挡环位倾角为矿石的最小倾角α矿min;
[0143] 矿石第2挡环位倾角的落点半径Rk2计算公式为:
[0144] Rk2=Rk1+λ×(Rc3‑Rc2);
[0145] 其中Rc2为焦炭C2点落点半径,m;Rc3为焦炭C3点落点半径,m;λ为堆叠经验参数,由料面堆叠拟合结果得出,取值范围为0.75~0.85时,K2的堆尖高度和外堆角与K3形状最为平整。
[0146] Rk2确定后,通过步骤4中落点计算公式,计算出矿石第二环倾角α矿2;
[0147] 其余矿石档位的溜槽倾角和焦碳的溜槽倾角相同,因此对于一个N挡的布料矩阵,(N取值范围为4至7),其焦炭和矿石的完整倾动角度分布如下:
[0148]
[0149] 步骤九:焦炭各环位布料圈数的确定:
[0150] 计算原则为:焦炭外环N挡每环布料2圈,中心加焦比例控制15%,设中心加焦即落点为C0的布料圈数为x圈,使中心加焦比例为15%,焦炭N挡环位,每环布料为2圈。则x/(2N+x)=0.15当设定5个档位布料时,n=5,x=1.76x取整数2圈。
[0151] 步骤十:矿石各环位布料圈数的确定:
[0152] 矿石布料环位圈数分布需考虑充分利用滚落线的高度,使图1中k4和k3的堆尖高度提高,形成矿石“梯形”的料面,改变以往矿石料面为向下倾斜的大斜面的形状。充分利用矿石滚落线以下空间的同时,由于k3和K4堆尖高度提高,矿层加厚。导致下部软容带位置下移,进而形成w型软容带,通过堆尖高度的提升,改变软容带的形状,由于煤气流在软容带的运动是通过焦窗横向移动,这种堆尖分布形成的w型软容带可以使煤气流在二次分布中,斜向上向边缘运动。更利于形成稳定充沛的两股气流。从而优化顺行。
[0153] 但k4和k3的堆尖高度不能过高,过高后经过迭代计算将导致滚落线高度的降低。经过迭代模拟及高炉实践,k4和k3矿石圈数为K2矿石圈数的1.5倍时效果最佳。
[0154] 因此矿石各环位布料圈数的设定方法为:
[0155] K1圈数=1,K2至KN‑3圈数=2,KN‑2和KN‑1圈数=3,KN圈数=2,即当设定六个档位时其矿石圈数分配为O233221,当设定五个档位时其矿石圈数分配为O23321。当设定六个档位时其矿石圈数分配为O233221,或O232221当设定五个档位时其矿石圈数分配为O23321或O23221;当设定四环档位为O2321;当设定七环档位为O2332221或O2333221。
[0156] 通过以上步骤,计算确定高炉的布料矩阵角度和各环圈数。
[0157] 【实施例】
[0158] 以鞍钢五高炉为例:
[0159] 步骤一:由于五高炉使用烧结矿粒度平均粒径较小,在22mm左右,无矿区选择45%,计算
[0160] 步骤二:根据Lmin计算最小焦角,α焦min
[0161] 当落点半径为2.75m时,倾动角度α焦min=29.1°
[0162] 步骤三:焦炭各档位倾角:
[0163] 焦炭最外环落点与炉墙向切,将矿石平台面积等分为4份。焦炭划分为5个档位,分别为α5、α4、α3、α2、α焦min,根据 和落点计算公式:
[0164] 计算5个档位的落点半径和对应的倾动角度分别为:
[0165]
[0166] 步骤四:计算各档位焦炭倾动角度下的焦炭内外堆角:
[0167] 依据公式:
[0168] 内堆角θ1:
[0169]
[0170] 外堆角θ:
[0171] 焦炭:θ=73.12‑1.97α(α>18)
[0172] 烧结矿:θ=79.77‑2.04α(α>22)
[0173]档位 档位倾角°焦外堆角°焦内堆角°矿外堆角°矿内堆角°环位宽度m
α5 39.0   14.55 0.21 19.55  
α4 36.5 2.31 15.04 5.31 19.84 0.29
α3 34.1 6.97 15.49 10.21 20.10 0.32
α2 31.6 11.82 15.92 15.31 20.36 0.35
α焦min 29.1 16.67 16.32 20.41 20.60 0.39
[0174] 步骤六:计算矿石最小倾角α矿min
[0175] 根据公式 计算矿石最小倾角的落点半径为:
[0176]
[0177] 根据公式 计算矿石最小倾角α矿min=30.3°
[0178] 步骤七:计算其他档位矿石倾角:
[0179] 矿石第2档位的倾角计算为:Rk2=Rk1+λ×(Rc3‑Rc2)=2.94+0.75*0.36=3.21m,
[0180] 矿石第2档位的倾角α2=32.3°
[0181] 矿石第3档位的倾角α2=34.1°
[0182] 矿石第4档位的倾角α2=36.5°
[0183] 矿石第5档位的倾角α2=39.0°
[0184] 步骤八:焦炭和矿石各档位圈数的确定:
[0185] 设定中心焦比例为15%,其焦炭圈数为C22222 2;矿石依据上述理论设定为O23321;
[0186] 根据上述步骤计算得出的高炉最终布料矩阵为:
[0187] 档位 5 4 3 2 1 0焦炭倾角 39° 36.5° 34.1° 31.6° 29.1° 12°
C 2 2 2 2 2 2
矿石倾角 39° 36.5° 34.1° 32.3° 30.3° 12°
O 2 3 3 2 1  
[0188] 该矩阵为通过本专利进行计算后得出的矩阵,将该矩阵带入计算机进行运算拟合得到布料料面形状。如图5
[0189] 与未采用本专利方法的原先五高炉布料矩阵
[0190] 档位 5 4 3 2 1 0焦炭倾角 39° 36.5° 34.1° 32.3 30.3 12°
C 2 2 2 2 2 4
矿石倾角 39° 36.5° 34.1° 32.3° 30.3° 12°
O 2 2 2 2 2  
[0191] 带入计算机进行运算后拟合得到的布料料面形状如图4
[0192] 两种料面形状对比特征:
[0193] 1、采用新方法的料面,中心焦量降低,但中心焦量与矿石层无重叠,大幅提高中心焦柱的透气能力。进而虽然中心焦量降低,焦堆高度降低,但中心焦骨架和气窗能力反而增加。
[0194] 2、新方法料面,矿石滚动减少,实际拟合出的无矿区大幅增加。符合中心加焦理论,中心透气能力不在于有多少焦,而是要没有矿的理念。
[0195] 3、矿石料面形状由斜面型,变为中间高两边低的形状,利于w型软容带的形成。
[0196] 如图1~6所示,本发明通过对料面形状的多次迭代计算和实践对比,结合边坡理论和定量数学分析。计算分析矿石对焦炭层崩塌作用的影响,首次提出焦炭层稳态区间概
念,将矿石的最小矿焦落点控制在稳态区间以内,以减少矿石向中心的滚动效应,提高中心焦炭的作用效率。同时精准的控制无矿区落点的大小,使无矿区占比成为一个可精确调整
的参数。利用将矿石平台进行面积均分的办法,更科学的设定挡位间的角位差。再利用迭代模拟,寻找出最利于形成w型软融带的最佳的矿石角差和环数分布。本发明从新的角度将无矿区理论和边坡理论,矿石的滚动效应实验结果,矿层厚度对软融带形状的影响,迭代料面模拟这些理论结合在一起,实现科学的设定中心加角的倾角和挡位环数。
[0197] 以上所述,仅为本发明较佳的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内,根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变,都应涵盖在本发明的保护范围之内。