CN106241826A - 一种处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置及方法 - Google Patents

一种处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置及方法 Download PDF

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Abstract

一种处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置及方法,装置包括给料仓、煤气燃烧器、悬浮预热器、悬浮煅烧器、旋风分离器、除铁还原器、电磁除铁器、白度监测器、物料冷却器和罗兹风机;方法为:将原料高铁低铝煤系高岭土置于给料仓中,经一级分离后的物料进悬浮预热器内预热,然后进入悬浮煅烧器内煅烧再进入除铁还原器还原反应;冷却至常温,进入到电磁除铁器磁选去除磁性铁矿物,经白度监测器检验合格后,冷却至常温。本发明可高效处理高铁煤系高岭土,煅烧过程充分,产品白度高,能有效去除原料中的铁杂质矿物,易于实现大型工业化生产。

Description

一种处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置及方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,特别涉及一种处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置及方法。
背景技术
煤系高岭土是煤炭开采和洗选过程中产生的固体废弃物,主要由高岭石及碳质等组成,煤系高岭土已成我国一种独特的高岭土资源;煤系高岭土主要以高岭石矿物为主,其次伴生有大量可燃碳、有机质及铁矿物等杂质组分,煤系高岭土经煅烧脱水、脱碳、除铁等作用后可获得一定白度的煅烧高岭土,煅烧高岭土以其独特的性能被广泛应用在造纸、油漆、涂料、橡胶、电缆、陶瓷等行业中,同时,煅烧高岭土作为一些新型资源的原料逐渐被应用于各个高端技术行业。
铁是高岭土的主要染色因素,铁多以赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、黄铁矿、钛铁矿等矿物形态存在于高岭土中,上述铁矿物在高温煅烧时会变成Fe2O3,造成煅烧高岭土发黄或呈砖红色,无法提高其白度和其他性能;目前高铁煤系高岭土(TFe>2%)占我国煤系高岭土大多数,受制于当前技术无法高效去除煅烧高岭土中的铁矿物,使我国储量丰富的高铁煤系高岭土无法得到有效利用。
目前中国的煤系高岭土煅烧技术主要采用固定床隧道窑或倒焰窑和移动床立窑、回转窑煅烧,以上工艺生产规模小、投资大、产量低、能耗高,而且产品质量不易得到控制。此外还有处于起步阶段的流化床煅烧技术,如公开号为CN1915814A的发明名称《煤系高岭土的流态化瞬间煅烧工艺》,该工艺煅烧过程发生在流态化煅烧管内,煅烧过程为冷料与高温、高速气流接触完成瞬态煅烧,但该工艺为瞬态煅烧且不循环,矿料为冷料,与高温气流瞬态反应时由于反应时间较短无法使颗粒内部反应完全极易出现煅烧不充分的“夹黑”现象,另外该工艺只能处理原料白度高,低铁的煤系高岭土,无法处理高铁煤系高岭土物料;公开号为CN1600687的发明名称《超细高岭土的快速循环流态化煅烧过程及其设备》,该工艺为循环流态化煅烧,反复进行煅烧,能够达到增白目的,煅烧过程充分;但该工艺存在物料停留时间长,热量利用不充分,生产产品不稳定,生产能力小的缺点,且该工艺也无法处理高铁煤系高岭土物料。
因此目前最为急迫的问题是提高产品质量档次并实现大规模工业化生产,因而,研究新的煅烧工艺及开发高效能处理高铁煤系高岭土的大型流态化煅烧炉,是实现该工艺技术突破的关键。
发明内容
针对高铁低铝煤系高岭土现有的煅烧工艺存在的上述问题,本发明提供一种处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置及方法,通过悬浮预热煅烧,再经还原和磁选除铁,在快速煅烧的同时,产品白度高,并有效去除铁杂质矿物。
本发明的一种处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置包括给料仓、煤气燃烧器、悬浮预热器、悬浮煅烧器、旋风分离器、除铁还原器、电磁除铁器、白度监测器、物料冷却器和罗兹风机;给料仓的出口与一级旋风分离器的进料口连通,一级旋风分离器的出料口与悬浮预热器的底部的进料口连通,悬浮预热器顶部通过上部通道与悬浮煅烧器的顶部连通,悬浮煅烧器底部的出料口与除铁还原器的进料口连通,除铁还原器侧部的出料口与电磁除铁器的进料口连通,电磁除铁器与白度监测器装配在一起,电磁除铁器的精矿出口与物料冷却器的进料口连通;一级旋风分离器的出风口与二级旋风分离器的进风口连通,二级旋风分离器的出风口与罗茨风机的进风口连通;一级旋风分离器的进风口与悬浮煅烧器的出风口连通,一级旋风分离器的返料进口与电磁除铁器的返料出口连通;悬浮预热器的底部与煤气燃烧器装配在一起,煤气燃烧器的进口与煤气通道连通;除铁还原器的底部设有氮气进口和还原气进口。
上述装置中,悬浮预热器为筒式结构;悬浮煅烧器上部为筒式结构,下部为倒置的圆锥形结构;悬浮预热器与悬浮煅烧器的容积比为1:(0.1~0.8)。
上述装置中,除铁还原器由相互连通的大筒体和小筒体构成,大筒体的直径高度比为1:(3~7),小筒体的直径高度比为1:(1~6),大筒体和小筒体的底板等高且底部通过连通口连通;大筒体底端连接倒置的大锥台体,氮气入口位于大锥台体底端;小筒体底端连接倒置的小锥台体,还原气入口位于小锥台体底端;除铁还原器的出料口位于小筒体的上部侧壁;除铁还原器的进料口位于大筒体的顶端。
上述装置中,连通口的高度与小筒体自身的高度比为1:(3~5)。
上述装置中,大筒体与小筒体的容积比为1:(0.2~0.8)。
上述装置中,二级旋风分离器的出料口与灰槽连通。
上述装置中,一级旋风分离器与二级旋风分离器的容积比为1:(1~5)。
上述的电磁除铁器为干式磁选机。
上述装置中,物料冷却器顶部与燃烧器连通。
上述装置中,物料冷却器为列管式换热器。
上述装置中,除铁还原器的出料口与电磁除铁器进料口之间设有热交换器。
本发明的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧方法是采用上述装置,按以下步骤进行:
1、将原料高铁低铝煤系高岭土置于给料仓中,原料通过给料仓和一级旋风分离器后,经一级分离后的物料进悬浮预热器内;
2、开启罗茨风机,从一级旋风分离器产生的烟气进入二级旋风分离器,二级旋风分离器产生的烟气进入罗茨风机;此时悬浮预热器和悬浮煅烧器内产生负压;
3、向燃烧器中通入煤气,经燃烧器燃烧后对进入悬浮预热器的物料进行预热,控制物料温度在800~1300℃且处于悬浮状态;
4、由于负压的作用,被预热的物料从上部通道进入悬浮煅烧器内,被预热的物料中的碳及有机质在蓄热作用下继而发生煅烧作用,控制悬浮煅烧器内的物料温度在600~1000℃;
5、煅烧后的物料进入除铁还原器;向除铁还原器内通入氮气使煅烧后的物料部分处于悬浮状态,并通入还原气与煅烧后的物料在温度450~800℃发生还原反应;
6、除铁还原器内反应后物料排出,经热交换器换热后冷却至常温,进入到电磁除铁器,通过在磁场强度1000~9000 Oe条件下磁选去除还原反应生成的磁性铁矿物,剩余的除铁后物料经白度监测器检验合格后,进入物料冷却器,经换热后冷却至常温,获得煅烧高岭土。
上述方法中,二级旋风分离器将细微的粉尘与气体分离,细微的粉尘形进入灰槽。
上述方法中,悬浮煅烧器内产生的烟气进入一级旋风分离器。
上述方法中,从氮气入口进入的氮气使除铁还原器的大筒体内的部分物料处于悬浮状态,其余部分进入除铁还原器的小筒体,从还原气入口进入的还原气使小筒体内的物料处于悬浮状态并发生还原反应,反应后的物料从小筒体的出料口排出。
上述方法中,步骤6磁选生成的磁性铁矿物经尾矿出口排出,热交换器换热后冷却至常温,获得高铁尾矿。
上述方法中,步骤6中剩余的除铁后物料如果经白度检测器检验不合格,则通过螺旋给料机输送到一级旋风分离器。
上述方法中,物料冷却器顶部与煤气燃烧器通道连通,进入物料冷却器的除铁后物料气固分离后,除铁后物料中的未燃尽煤气、还原气以及空气重新进入煤气燃烧器反应,除铁后物料中的固体物料冷却后排出。
上述方法中,悬浮预热器和悬浮煅烧器内发生的反应式为:
C+O2=CO2
FeO(OH)+ O2=Fe2O3+H2O (菱铁矿、黄铁矿等)
Al2O3·2SiO2·2H2O =Al2O3·2SiO2+2H2O。
上述方法中,除铁还原器内发生的还原反应的反应式为:
CO+Fe2O3=Fe3O4+CO2
上述方法中,进入除铁还原器的还原气的用量按还原气中的CO与煅烧后的物料中的Fe2O3的摩尔比为1:1,所述的还原气为CO与N2的混合气,其中CO的体积百分比为10~60%。
上述方法中,一级分离后的物料在悬浮预热器内的停留时间为3~25min,预热后的物料在悬浮煅烧器内的停留时间为2~15min,除铁还原器内煅烧后物料的停留时间为2~20min。
本发明的方法的原理是:原料经给料仓及下料系统,首先进入悬浮预热器,煤气燃烧器加热给悬浮预热器提供热量,物料在悬浮预热器与悬浮煅烧器中进行煅烧过程,煅烧充分物料进入除铁还原器,煤系高岭土中的铁矿物在除铁还原器中经与还原气体作用还原为磁性铁矿物,物料由还原器进入电磁除铁器中,通过调节磁场强度磁选出其中的铁矿物杂质,除铁后的煅烧高岭土经在线白度监测器检测后,如果物料白度达到设定标准则进入物料冷却器冷却成为合格产品,如果物料白度未到达设定标准则物料通过返料系统重新进入悬浮预热器,进行循环煅烧及除铁过程,提高煅烧高岭土白度与性能;本发明可高效处理高铁煤系高岭土,克服流态化煅烧过程“过烧”、“欠烧”的缺陷,能够快速煅烧煤系高岭土,保证煅烧过程充分,煅烧产品白度高,产品稳定,并能有效去除高铁煤系高岭土中的铁杂质矿物,且该装置易于实现大型工业化生产。
附图说明
图1为本发明实施例中的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置结构示意图;图中,1、给料仓,2、一级旋风分离器,3、煤气燃烧器,4、悬浮预热器,5、悬浮煅烧器,6、除铁还原器,7、还原物料热交换器,8、电磁除铁器(装配有白度监测器的传感器),9、物料冷却器,10、尾矿热交换器,11、产品接收槽,12、高铁尾矿接收槽,13、二级旋风分离器,14、灰槽,15、罗兹风机。
具体实施方式
本发明实施例中采用CR14(KonicaMinolta)白度监测器或XT-48BN白度测定仪。
本发明实施例中的高铁低铝煤系高岭土的成分按重量百分比含Al2O3 30~37%,SiO2 40~43%,TFe 3~10%,TiO2 0.8~1.3 %,K2O 0.8~1.3%,CaO 0.5~0.9%,MgO 0.3~0.7%,Na2O 0.4~0.8%,S 1.3~2.2%,余量为烧失量(LOI);粒度≤15μm的部分占总重量的80~90%。
本发明实施例中的煅烧高岭土的成分按重量百分比含Al2O3 42~44%,TFe 0.3~0.7%,TiO2 0.9~1.4 %,K2O 0.9~1.4%,CaO 0.8~1.0%,MgO 0.4~0.9%,Na2O 0.5~1.0%,S 0.2~0.5%,SiO2 余量;白度86~92。
本发明实施例中采用的电磁除铁器为干式磁选机。
本发明实施例中的高铁尾矿的铁品位TFe为10~40%。
本发明实施例中的物料冷却器为列管式换热器。
实施例1
处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置结构如图1所示,包括给料仓1、煤气燃烧器3、悬浮预热器4、悬浮煅烧器5、旋风分离器(2一级旋风分离器和二级旋风分离器13)、除铁还原器6、电磁除铁器8、白度监测器、物料冷却器9和罗兹风机15;给料仓1的出口与一级旋风分离器2的进料口连通,一级旋风分离器2的出料口与悬浮预热器4的底部的进料口连通,悬浮预热器4顶部通过上部通道与悬浮煅烧器5的顶部连通,悬浮煅烧器5底部的出料口与除铁还原器6的进料口连通,除铁还原器6侧部的出料口与电磁除铁器8的进料口连通,电磁除铁器8与白度监测器装配在一起,电磁除铁器8的精矿出口与物料冷却器9的进料口连通;一级旋风分离器2的出风口与二级旋风分离器13的进风口连通,二级旋风分离器13的出风口与罗茨风机15的进风口连通;一级旋风分离器2的进风口与悬浮煅烧器5的出风口连通,一级旋风分离器2的返料进口与电磁除铁器8的返料出口连通(其间设有螺旋给料机);悬浮预热器4的底部与煤气燃烧器3装配在一起,煤气燃烧器3的进口与煤气通道连通;除铁还原器6的底部设有氮气进口和还原气进口;
悬浮预热器4为筒式结构;悬浮煅烧器5上部为筒式结构,下部为倒置的圆锥形结构;悬浮预热器4与悬浮煅烧器5的容积比为1:0.4;
除铁还原器6由相互连通的大筒体和小筒体构成,大筒体的直径高度比为1:5,小筒体的直径高度比为1:4,大筒体和小筒体的底板等高且底部通过连通口连通;大筒体底端连接倒置的大锥台体,氮气入口位于大锥台体底端;小筒体底端连接倒置的小锥台体,还原气入口位于小锥台体底端;除铁还原器6的出料口位于小筒体的上部侧壁;除铁还原器6的进料口位于大筒体的顶端;
连通口的高度与小筒体自身的高度比为1:4;大筒体与小筒体的容积比为1:0.6;二级旋风分离器13的出料口与灰槽14连通;一级旋风分离器2与二级旋风分离器13的容积比为1:2;物料冷却器9顶部与煤气燃烧器3连通;除铁还原器6的出料口与电磁除铁器8进料口之间设有还原物料热交换器7(由多级热交换器组成的热交换器组);
物料冷却器9的出口与产品接收槽11连通;电磁除铁器8的尾矿出口与高铁尾矿接收槽12连通,并且尾矿出口与高铁尾矿接收槽12之间设有尾矿热交换器10(由多级热交换器组成的热交换器组);
处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧方法是采用上述装置,按以下步骤进行:
1、将原料高铁低铝煤系高岭土置于给料仓中,原料通过给料仓和一级旋风分离器后,经一级分离后的物料进悬浮预热器内;
2、开启罗茨风机,从一级旋风分离器产生的烟气进入二级旋风分离器,二级旋风分离器产生的烟气进入罗茨风机;此时悬浮预热器和悬浮煅烧器内产生负压;
3、向燃烧器中通入煤气,经燃烧器燃烧后对进入悬浮预热器的物料进行预热,控制物料温度在1100℃且处于悬浮状态;
4、由于负压的作用,被预热的物料从上部通道进入悬浮煅烧器内,被预热的物料中的碳及有机质在蓄热作用下继而发生煅烧作用,控制悬浮煅烧器内的物料温度在800℃;
5、煅烧后的物料进入除铁还原器;向除铁还原器内通入氮气使煅烧后的物料部分处于悬浮状态,并通入还原气与煅烧后的物料在温度600℃发生还原反应;
6、除铁还原器内反应后物料排出,经热交换器换热后冷却至常温,进入到电磁除铁器,通过在磁场强度3000 Oe条件下磁选去除还原反应生成的磁性铁矿物,剩余的除铁后物料经白度监测器检验合格后,进入物料冷却器,经换热后冷却至常温,获得煅烧高岭土;磁选生成的磁性铁矿物经尾矿出口排出,热交换器换热后冷却至常温,获得高铁尾矿;剩余的除铁后物料如果经白度检测器检验不合格,则通过螺旋给料机输送到一级旋风分离器;
原料成分及粒度如表1所示;
表1
Al2O3 SiO2 TFe TiO2 K2O CaO MgO Na2O S LOI -38um
36.10 42.10 3.14 0.81 1.02 0.86 0.39 0.46 2.10 余量 90
煅烧高岭土成分如表2所示;
表2
Al2O3 SiO2 TFe TiO2 K2O CaO MgO Na2O S 白度
42.47 余量 0.48 0.89 0.90 0.91 0.46 0.54 0.20 86
二级旋风分离器将细微的粉尘与气体分离,细微的粉尘形进入灰槽;
悬浮煅烧器内产生的烟气进入一级旋风分离器;
从氮气入口进入的氮气使除铁还原器的大筒体内的部分物料处于悬浮状态,其余部分进入除铁还原器的小筒体,从还原气入口进入的还原气使小筒体内的物料处于悬浮状态并发生还原反应,反应后的物料从小筒体的出料口排出;
物料冷却器顶部与煤气燃烧器通道连通,进入物料冷却器的除铁后物料气固分离后,除铁后物料中的未燃尽煤气、还原气以及空气重新进入煤气燃烧器反应,除铁后物料中的固体物料冷却后排出;
进入除铁还原器的还原气的用量按还原气中的CO与煅烧后的物料中的Fe2O3的摩尔比为1:1,所述的还原气为CO与N2的混合气,其中CO的体积百分比为10%;
一级分离后的物料在悬浮预热器内的停留时间为10min,预热后的物料在悬浮煅烧器内的停留时间为5min,除铁还原器内煅烧后物料的停留时间为8min。
实施例2
处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置结构同实施例1,不同点在于:
(1)悬浮预热器与悬浮煅烧器的容积比为1:0.6;
(2)大筒体的直径高度比为1:4,小筒体的直径高度比为1:2;
(3)连通口的高度与小筒体自身的高度比为1:3;大筒体与小筒体的容积比为1:0.4;一级旋风分离器与二级旋风分离器的容积比为1:3;
方法同实施例1,不同点在于:
(1)控制物料温度在1000℃且处于悬浮状态;
(2)控制悬浮煅烧器内的物料温度在700℃;
(3)还原气与煅烧后的物料在温度500℃发生还原反应;
(4)在磁场强度6000 Oe条件下磁选;
原料成分及粒度如表3所示;
表3
Al2O3 SiO2 TFe TiO2 K2O CaO MgO Na2O S LOI -15um
36.10 42.10 3.14 0.81 1.02 0.86 0.39 0.46 2.10 余量 80
煅烧高岭土成分如表4所示;
表4
Al2O3 SiO2 TFe TiO2 K2O CaO MgO Na2O S 白度
43.12 余量 0.38 0.90 1.18 0.86 0.75 0.67 0.32 92
(5)还原气中CO的体积百分比为30%;
(6)物料在悬浮预热器内的停留时间为15min,在悬浮煅烧器内的停留时间为10min,除铁还原器内煅烧后物料的停留时间为12min。
实施例3
处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置结构同实施例1,不同点在于:
(1)悬浮预热器与悬浮煅烧器的容积比为1:0.1;
(2)大筒体的直径高度比为1:3,小筒体的直径高度比为1:1;
(3)连通口的高度与小筒体自身的高度比为1:5;大筒体与小筒体的容积比为1:0.2;一级旋风分离器与二级旋风分离器的容积比为1:5;
方法同实施例1,不同点在于:
(1)控制物料温度在1300℃且处于悬浮状态;
(2)控制悬浮煅烧器内的物料温度在1000℃;
(3)还原气与煅烧后的物料在温度800℃发生还原反应;
(4)在磁场强度1000 Oe条件下磁选;
原料成分及粒度如表5所示;
表5
Al2O3 SiO2 TFe TiO2 K2O CaO MgO Na2O S LOI -25um
32.6 41.3 6.7 0.87 1.32 0.71 0.51 0.62 1.3 余量 80
煅烧高岭土成分如表6所示;
表6
Al2O3 SiO2 TFe TiO2 K2O CaO MgO Na2O S 白度
42.34 余量 0.41 0.91 1.21 0.92 0.66 0.81 0.46 90
(5)还原气中CO的体积百分比为50%;
(6)物料在悬浮预热器内的停留时间为3min,在悬浮煅烧器内的停留时间为2min,除铁还原器内煅烧后物料的停留时间为2min。
实施例4
处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置结构同实施例1,不同点在于:
(1)悬浮预热器与悬浮煅烧器的容积比为1:0.8;
(2)大筒体的直径高度比为1:7,小筒体的直径高度比为1:6;
(3)连通口的高度与小筒体自身的高度比为1:4;大筒体与小筒体的容积比为1:0.8;一级旋风分离器与二级旋风分离器的容积比为1:1;
方法同实施例1,不同点在于:
(1)控制物料温度在800℃且处于悬浮状态;
(2)控制悬浮煅烧器内的物料温度在600℃;
(3)还原气与煅烧后的物料在温度450℃发生还原反应;
(4)在磁场强度9000 Oe条件下磁选;
原料成分及粒度如表7所示;
表7
Al2O3 SiO2 TFe TiO2 K2O CaO MgO Na2O S LOI -25um
33.1 38.6 8.2 1.05 0.82 0.56 0.64 0.79 1.62 余量 90
煅烧高岭土成分如表8所示;
表8
Al2O3 SiO2 TFe TiO2 K2O CaO MgO Na2O S 白度
43.55 余量 0.62 1.13 1.08 0.75 0.84 0.97 0.38 87
(5)还原气中CO的体积百分比为60%;
(6)物料在悬浮预热器内的停留时间为25min,在悬浮煅烧器内的停留时间为15min,除铁还原器内煅烧后物料的停留时间为20min。

Claims (10)

1.一种处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置,其特征在于包括给料仓、煤气燃烧器、悬浮预热器、悬浮煅烧器、旋风分离器、除铁还原器、电磁除铁器、白度监测器、物料冷却器和罗兹风机;给料仓的出口与一级旋风分离器的进料口连通,一级旋风分离器的出料口与悬浮预热器的底部的进料口连通,悬浮预热器顶部通过上部通道与悬浮煅烧器的顶部连通,悬浮煅烧器底部的出料口与除铁还原器的进料口连通,除铁还原器侧部的出料口与电磁除铁器的进料口连通,电磁除铁器与白度监测器装配在一起,电磁除铁器的精矿出口与物料冷却器的进料口连通;一级旋风分离器的出风口与二级旋风分离器的进风口连通,二级旋风分离器的出风口与罗茨风机的进风口连通;一级旋风分离器的进风口与悬浮煅烧器的出风口连通,一级旋风分离器的返料进口与电磁除铁器的返料出口连通;悬浮预热器的底部与煤气燃烧器装配在一起,煤气燃烧器的进口与煤气通道连通;除铁还原器的底部设有氮气进口和还原气进口。
2.根据权利要求1所述的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置,其特征在于所述的悬浮预热器为筒式结构;悬浮煅烧器上部为筒式结构,下部为倒置的圆锥形结构;悬浮预热器与悬浮煅烧器的容积比为1:(0.1~0.8)。
3.根据权利要求1所述的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置,其特征在于所述的除铁还原器由相互连通的大筒体和小筒体构成,大筒体的直径高度比为1:(3~7),小筒体的直径高度比为1:(1~6),大筒体和小筒体的底板等高且底部通过连通口连通;大筒体底端连接倒置的大锥台体,氮气入口位于大锥台体底端;小筒体底端连接倒置的小锥台体,还原气入口位于小锥台体底端;除铁还原器的出料口位于小筒体的上部侧壁;除铁还原器的进料口位于大筒体的顶端。
4.根据权利要求1所述的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置,其特征在于所述的连通口的高度与小筒体自身的高度比为1:(3~5)。
5.根据权利要求1所述的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置,其特征在于所述的大筒体与小筒体的容积比为1:(0.2~0.8)。
6.根据权利要求1所述的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧装置,其特征在于所述的一级旋风分离器与二级旋风分离器的容积比为1:(1~5)。
7.一种处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧方法,其特征在于采用权利要求1所述的装置,按以下步骤进行:
(1)将原料高铁低铝煤系高岭土置于给料仓中,原料通过给料仓和一级旋风分离器后,经一级分离后的物料进悬浮预热器内;
(2)开启罗茨风机,从一级旋风分离器产生的烟气进入二级旋风分离器,二级旋风分离器产生的烟气进入罗茨风机;此时悬浮预热器和悬浮煅烧器内产生负压;
(3)向燃烧器中通入煤气,经燃烧器燃烧后对进入悬浮预热器的物料进行预热,控制物料温度在800~1300℃且处于悬浮状态;
(4)由于负压的作用,被预热的物料从上部通道进入悬浮煅烧器内,被预热的物料中的碳及有机质在蓄热作用下继而发生煅烧作用,控制悬浮煅烧器内的物料温度在600~1000℃;
(5)煅烧后的物料进入除铁还原器;向除铁还原器内通入氮气使煅烧后的物料部分处于悬浮状态,并通入还原气与煅烧后的物料在温度450~800℃发生还原反应;
(6)除铁还原器内反应后物料排出,经热交换器换热后冷却至常温,进入到电磁除铁器,通过在磁场强度1000~9000 Oe条件下磁选去除还原反应生成的磁性铁矿物,剩余的除铁后物料经白度监测器检验合格后,进入物料冷却器,经换热后冷却至常温,获得煅烧高岭土。
8.根据权利要求7所述的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧方法,其特征在于步骤(5)中从氮气入口进入的氮气使除铁还原器的大筒体内的部分物料处于悬浮状态,其余部分进入除铁还原器的小筒体,从还原气入口进入的还原气使小筒体内的物料处于悬浮状态并发生还原反应,反应后的物料从小筒体的出料口排出。
9.根据权利要求7所述的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧方法,其特征在于所述的物料冷却器顶部与煤气燃烧器通道连通,进入物料冷却器的除铁后物料气固分离后,除铁后物料中的未燃尽煤气、还原气以及空气重新进入煤气燃烧器反应,除铁后物料中的固体物料冷却后排出。
10.根据权利要求7所述的处理高铁低铝煤系高岭土的流态化煅烧方法,其特征在于步骤(5)中进入除铁还原器的还原气的用量按还原气中的CO与煅烧后的物料中的Fe2O3的摩尔比为1:1,所述的还原气为CO与N2的混合气,其中CO的体积百分比为10~60%。
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