CN107267701A - 一种煤热解、热解气加热与钒钛矿还原耦合的系统和方法 - Google Patents

一种煤热解、热解气加热与钒钛矿还原耦合的系统和方法 Download PDF

Info

Publication number
CN107267701A
CN107267701A CN201710607523.6A CN201710607523A CN107267701A CN 107267701 A CN107267701 A CN 107267701A CN 201710607523 A CN201710607523 A CN 201710607523A CN 107267701 A CN107267701 A CN 107267701A
Authority
CN
China
Prior art keywords
coal
furnace
pyrolysis
gas
shaft furnace
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN201710607523.6A
Other languages
English (en)
Inventor
邓君
曹志成
冯鲁兴
范志辉
韩志彪
唐敬坤
吴道洪
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Jiangsu Province Metallurgical Design Institute Co Ltd
Original Assignee
Jiangsu Province Metallurgical Design Institute Co Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Jiangsu Province Metallurgical Design Institute Co Ltd filed Critical Jiangsu Province Metallurgical Design Institute Co Ltd
Priority to CN201710607523.6A priority Critical patent/CN107267701A/zh
Publication of CN107267701A publication Critical patent/CN107267701A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/006Starting from ores containing non ferrous metallic oxides
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0073Selection or treatment of the reducing gases
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/02Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in shaft furnaces

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Solid Fuels And Fuel-Associated Substances (AREA)

Abstract

本发明涉及一种煤热解、陶瓷辐射管加热与钒钛矿还原工艺耦合的系统和方法,该系统包括煤热解炉、加热炉和竖炉;所述煤热解炉包括煤热解炉料仓和煤热解气出口;所述加热炉为陶瓷辐射管燃气加热装置,其包括煤热解气入口和还原气出口,所述煤热解气入口和所述煤热解气出口通过热解气管道相连;竖炉包括气体喷吹口、竖炉料仓和竖炉出料口,所述竖炉料仓设置在所述竖炉顶部,所述气体喷吹口设置在所述竖炉中部并与所述还原气出口相连。本发明通过将煤化工与冶金生产有机结合,提高了资源利用率,减少了生产设备,降低了钒钛DRI以及劣质煤、中低阶煤生产还原气半焦的生产成本及能耗,提高了生产竞争力。

Description

一种煤热解、热解气加热与钒钛矿还原耦合的系统和方法
技术领域
本发明涉及化工冶金技术领域,具体为一种煤热解、陶瓷辐射管加热与钒钛矿还原工艺耦合的系统和方法。
背景技术
传统高炉流程或非高炉煤基直接还原流程冶炼钒钛矿时,由于只回收铁和钒,炉渣中钛品位太低暂无经济合理的回收价值,导致了钛资源的大量流失。
由于气基直接还原法具有高效率、低污染、无炼焦煤依赖性的特点,其成为了逐渐取代传统高炉炼铁技术的新工艺,在世界范围内得到了广泛应用。目前的直接还原工艺主要以天然气为还原剂,还原剂裂解加热炉(石化炉)则是难以超过900℃的石化炉。但我国石油、天然气资源相对匮乏,我国以煤为主的一次能源结构在今后相当长的时间内都不会改变。热解是煤热加工的基础过程,其特性对煤的进一步转化具有较大的影响。通过热解,可以从煤中获得还原铁矿石的还原煤气以及为电炉炼钢提供优质的还原剂半焦。
与普通氧化球团矿相比,钒钛矿经造球、氧化焙烧后的钒钛氧化球团矿中的主要物相是赤铁矿、铁板钛矿。其还原过程中分别得到浮士体和含镁钛铁晶石,含镁钛铁晶石又依次还原成含镁钛铁矿和含铁的镁黑钛石。由于自由的浮士体、含镁钛铁晶石,含镁钛铁晶石、镁钛铁矿和含铁的镁黑钛石还原难度依次增大,导致钒钛矿(氧化球团)直接还原需要更高的温度条件,势必要求还原剂加热炉异于现有的气体还原剂加热炉。
现有技术公开了一种铁矿煤球团自产还原气生产直接还原铁的方法,全部以铁矿煤球团中的煤作为还原剂,以铁矿煤球团中煤自身热解产生的气体作为自产还原气,以低热值煤气作为加热还原气体的燃料,形成自产还原气的循环生产与使用,在高温还原气体的氛围下将铁矿石还原生产直接还原铁。但该法中,铁矿煤球团强度依靠<618℃煤热解产生的液态内粘物质起粘结作用,当球团下降到竖炉高温还原段,温度>618℃,煤热解产生液态粘结物(煤热解有机物)气化逸出,球团强度降低,导致球团粉化粘结,影响炉内透气性,产生悬料,设备作业率低。
现有技术还提出了一种煤制气直接还原一步法制取纯净钢的方法,使用低煤阶煤作为还原铁球团或块矿的能源和还原剂,按照下述方法制取纯净钢:a)将低煤阶煤在煤热解炉中进行热解,以获取海绵状固定碳,并副产热解煤气和焦油;b)向气化炉内的海绵状固定碳中通入水蒸气,在800~1100℃下进行气化反应,制取还原气;c)控制还原竖炉还原段温度为700~1000℃,使铁球团或块矿通过还原竖炉并在还原段停留足够的还原时间,以便与通入还原竖炉中的还原气进行选择性气基直接还原,得到被还原的铁与未被还原的其他氧化物混合的还原产物。但该法煤热解炉规模与直接还原铁系统未能进行优化配置,部分还原气来源于热解半焦的气化,增加气化炉和蒸汽锅炉投资,流程长、投资大、能耗高。
现有技术还提到一种用竖炉还原-电炉熔分综合利用钒钛磁铁矿的方法:将氧化球团置于900~1200℃的气基竖炉内还原4~6小时,还原气压力为0.2~0.3MPa,还原气中H2+CO≥90%,H2与CO摩尔比为1~3。但该法过高的温度导致球团粘结,影响炉况顺行,且必须将获得的热还原气冷却后加压,既增加压缩机的投资又造成了能源消耗和浪费。
发明内容
面临上述技术问题,本发明旨在提出一种煤热解、陶瓷辐射管加热与钒钛矿还原工艺耦合的系统,该系统将煤化工与冶金生产有机结合,提高资源利用率,减少生产设备,实现降低钒钛直接还原铁(钒钛DRI)以及劣质煤、中低阶煤生产还原气半焦的生产成本及能耗,提高生产竞争力的目的。
为实现上述目的,本发明提出了一种煤热解、陶瓷辐射管加热与钒钛矿还原工艺耦合的系统,该系统包括煤热解炉、加热炉和竖炉;其中,
所述煤热解炉包括煤热解炉料仓和煤热解气出口;
所述加热炉包括煤热解气入口和还原气出口,所述煤热解气入口和所述煤热解气出口通过热解气管道相连;
所述竖炉包括气体喷吹口、竖炉料仓和竖炉出料口,所述竖炉料仓设置在所述竖炉顶部,所述气体喷吹口与所述还原气出口相连。
进一步地,所述系统还包括煤烘干炉,所述煤烘干炉具有煤烘干炉进料口、煤烘干炉出料口和高温气体入口;所述煤烘干炉出料口和所述煤热解炉料仓连接。
优选地,所述煤热解炉为下行床热解装置;所述煤热解炉还包括热解烟气出口,所述热解烟气出口和所述煤烘干炉的高温气体入口连接。
进一步地,所述竖炉还包括设置在其炉顶的竖炉烟气出口,所述竖炉烟气出口连接竖炉烟气管道,所述竖炉烟气管道经脱硫脱碳装置与所述热解气管道连通。
具体地,所述气体喷吹口设置在所述竖炉中部,且位于所述竖炉的还原段底部。
优选地,所述加热炉为陶瓷辐射管燃气加热装置;所述加热炉内壁砌筑有硅质耐火层,炉壁四周设置有多根辐射管。
本发明还提供一种利用上述系统耦合煤热解、陶瓷辐射管加热与钒钛矿还原的方法,该方法包括步骤:
A煤热解:将原料煤从煤热解炉料仓加入煤热解炉,热解生成固体半焦和热解气,其中,所述煤热解炉的炉内温度700-950℃;加入方式优选为用螺旋加料器加入;
B热解气加热:所述热解气经管道进入加热炉加热后得到还原气,所述还原气的温度为850-1050℃,压力为0.25MPa-0.95MPa;
C钒钛矿还原:所述还原气被输送至竖炉后,与钒钛矿物料进行还原和热交换,得到钒钛直接还原铁,其中,所述还原气入所述竖炉的压力为0.2MPa-0.9MPa,温度为800-1050℃。该钒钛氧化球团可利用现有技术的常规手段制备。
优选地,所述钒钛直接还原铁中,FeO的含量为7-12%,优选为7.41-8.43。
进一步地,所述煤热解过程还包括,在加入煤热解炉之前将所述原料煤烘干的步骤;烘干温度150-250℃;烘煤热量来源优选为煤热解后的烟气。
具体地,所述原料煤选自中低阶高挥发分煤;其粒度被控制在小于5mm。
具体地,所述煤热解炉的压力为0.30MPa-1.0MPa,优选为0.30-0.65MPa。所述煤热解炉的炉内温度优选700-850℃。
进一步地,该方法还包括:将所述竖炉反应后产生的炉顶烟气洗涤、脱硫脱碳后输送至所述加热炉,或将所述竖炉反应后产生的炉顶烟气洗涤、脱硫脱碳后,再与煤热解产生的所述热解气混合后输送至所述加热炉,或将所述热解气输送至所述加热炉的步骤。
优选地,所述加热炉中用于加热的气体来源可以是竖炉的炉顶烟气和/或煤热解炉中的煤热解后的烟气。
优选地,将加热炉加热后的所述还原气温度优选为850-950℃。优选地,所述加热炉压力优选为0.25-0.6MPa。
进一步地,所述还原气入所述竖炉的温度优选为800-950℃。
进一步地,所述竖炉中发生还原反应的时间控制在4-9小时。
进一步地,所述钒钛矿物料为钒钛矿氧化球团。
优选地,所述热解气中H2和CO的含量为66-85%。这里,热解气的成分包括CH4、H2、CO、CO2、H2O和CnHm
本发明提供了一种煤热解-陶瓷型辐射管加热-气基竖炉直接还原钒钛矿的生产工艺,最终获得高品质半焦和高金属化率钒钛DRI。本发明的技术方案主要优势在于:
(1)竖炉内还原气温度控制在800-1050℃以内,既确保钒钛矿还原高金属化率,又避免了现有技术中过高温度球团粘结影响炉况。
(2)气基还原没有外带脉石污染,为后步提钒提钛提供了高品质原料,提高了钒钛矿资源利用率。
(3)低阶煤煤热解气体用作还原剂与现有煤氧化制还原气相比:减少了空分投资,降低了水电消耗,因而生产成本更低。
(4)陶瓷型辐射管加热还原气体克服了气体中氧化性气体氧化腐蚀合金钢加热炉管的缺陷。
(5)省去现有技术洗涤、加压煤气过程,因而避免了洗涤、压缩系统的设备投资,也降低了水耗、能耗。
(6)通过将煤化工与冶金生产有机结合,减少生产设备,降低设备投资金额25%,降低生产成本8%以上,能耗降低10%以上,提高了生产竞争力。
(7)筛选出了较优的参数,摸索出全流程最佳工艺,实现设备间生产参数的最佳耦合。
本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出,部分将从下面的描述中变得明显,或通过本发明的实践了解到。
附图说明
图1为本发明的煤热解-陶瓷辐射管加热-钒钛矿还原耦合的系统简图;其中,
1-煤热解炉,2-加热炉,3-竖炉,4-煤烘干炉,5-脱硫脱碳装置;
11-煤热解炉料仓,12-煤热解气出口;
21-煤热解气入口,22-还原气出口,23-耐火层,24-辐射管;
31-气体喷吹口,32-竖炉料仓,33-竖炉出料口,34-烟气出口。
图2为本发明的陶瓷辐射管燃气加热装置简图;其中,21-煤热解气入口,22-还原气出口,23-耐火层,24-辐射管。
具体实施方式
以下结合附图和实施例,对本发明的具体实施方式进行更加详细的说明,以便能够更好地理解本发明的方案及其各个方面的优点。然而,以下描述的具体实施方式和实施例仅是说明的目的,而不是对本发明的限制。
本发明的目的在于将煤化工与冶金生产有机结合,提高资源利用率,减少生产设备,以实现降低钒钛DRI以及劣质煤、中低阶煤生产还原气半焦的生产成本及能耗,提高生产竞争力。
为此,本发明提出了一种煤热解、陶瓷辐射管加热与钒钛矿还原工艺耦合的系统,如图1,箭头所示为气体流向;该系统包括煤热解炉1、加热炉2和竖炉3;其中,
所述煤热解炉1包括煤热解炉料仓11和煤热解气出口12;
所述加热炉2包括煤热解气入口21和还原气出口22,所述煤热解气入口21和所述煤热解气出口12通过热解气管道相连;
所述竖炉3包括气体喷吹口31、竖炉料仓32和竖炉出料口33,所述竖炉料仓32设置在所述竖炉3顶部,所述气体喷吹口31与所述还原气出口22相连。
进一步地,所述系统还包括煤烘干炉4,所述煤烘干炉4具有煤烘干炉进料口、煤烘干炉出料口和高温气体入口;所述煤烘干炉出料口和所述煤热解炉料仓11连接。
优选地,所述煤热解炉1为下行床热解装置;所述煤热解炉1还包括热解烟气出口(图未示出),所述热解烟气出口和所述煤烘干炉4的高温气体入口连接。
进一步地,所述竖炉3还包括设置在其炉顶的竖炉烟气出口34,所述竖炉烟气出口34连接竖炉烟气管道,所述竖炉烟气管道经脱硫脱碳装置5与所述热解气管道连通。
具体地,所述气体喷吹口31设置在所述竖炉3中部,且位于所述竖炉3的还原段底部。
优选地,所述加热炉2为陶瓷辐射管燃气加热装置,其结构简图参见图2;所述加热炉内壁砌筑有硅质耐火材料组成的耐火层23,炉壁四周设置有多根辐射管24。
本发明还提供一种利用上述系统耦合煤热解、陶瓷辐射管加热与钒钛矿还原的方法,该方法包括步骤:
A煤热解:将原料煤从煤热解炉料仓加入煤热解炉,煤在下行过程中热解生成固体半焦和热解气;热解气主要成分H2、CO、CH4、CnHm及CO2、H2O等气体;原料煤加入方式优选为用螺旋加料器连续加入;
B热解气加热:所述热解气无需经过洗涤以及加压煤气等过程,即可经管道直接热送至陶瓷型辐射管加热炉加热后得到还原气;该加热炉内部气体流动结构如图2所示,加热炉内腔砌筑硅质耐火材料,从而避免了现有技术中存在的在合金管内加热气体的缺陷,即:能防止气体中CO2、H2O对管道氧化腐蚀;
C钒钛矿还原:所述还原气经管道被输送至竖炉后,气体从竖炉中部(还原段底部)喷吹口,与自上而下的钒钛氧化球团(钒钛矿)进行还原和热交换得到高金属化率钒钛DRI。该法没有外带脉石污染,也为后续步骤中的提钒提钛提供高品质原料,从而提高了钒钛矿资源利用率。
其中,钒钛氧化球团可利用现有技术的常规手段制备,球团中的铁主要以赤铁矿、铁板钛矿的形式存在。含铁矿物如下依次还原:
2Fe2O3+CO(H2)=Fe3O4+CO2(H2O) (1)
Fe3O4+CO(H2)=3FeO+CO2(H2O) (2)
FeO+CO(H2)=Fe+CO2(H2O) (3)
Fe2O3.TiO2+CO(H2)=2FeO.TiO2+CO2(H2O) (4)
2FeO.TiO2+CO(H2)=FeO.TiO2+Fe+CO2(H2O) (5)
2(FeO.TiO2)+CO(H2)=FeO.2TiO2+Fe+CO2(H2O) (6)
进一步地,所述煤热解过程还包括,在加入煤热解炉之前将所述原料煤烘干的步骤;烘干温度优选为150-250℃;烘煤热量来源优选为煤热解后的烟气;
具体地,将所述原料煤选自中低阶高挥发分煤,使用低阶煤煤热解气体做还原剂与现有煤氧化制还原气相比,能够减少空分投资,同时降低水电消耗;所述原料煤粒度优选被控制在小于5mm。
具体地,所述煤热解炉的压力被控制在0.30MPa-1.0MPa,优选为0.30-0.65MPa,所述煤热解炉的炉内温度700-950℃,优选700-850℃。
进一步地,该方法还包括:将所述竖炉反应后产生的炉顶烟气洗涤、脱硫脱碳后输送至所述加热炉,或将所述竖炉反应后产生的炉顶烟气洗涤、脱硫脱碳后,再与煤热解产生的所述热解气混合后输送至所述加热炉,或将所述热解气输送至所述加热炉的步骤。
优选地,所述加热炉中用于加热的气体来源可以是竖炉的炉顶烟气和/或煤热解炉中的煤热解后的烟气。
优选地,将加热炉加热后的所述还原气温度控制在850-1050℃,更优选为850-950℃。加热炉压力控制在0.25MPa-0.95MPa,优选0.25-0.6MPa。
进一步地,将所述还原气入所述竖炉的压力控制在0.2MPa-0.9MPa;温度控制在800-1050℃,优选为800-950℃。
优选地,所述钒钛直接还原铁中,FeO的含量为7-12%,优选为7.41-8.43。
进一步地,所述钒钛矿物料为钒钛矿氧化球团。
优选地,所述热解气中H2和CO的含量为66-85%。这里,热解气的成分包括CH4、H2、CO、CO2、H2O和CnHm
进一步地,所述竖炉中发生还原反应的时间控制在4-9小时,产物金属化率可达90%以上,还原后钒钛球团热出料,送下段工序生产。
从前述含铁矿物的还原过程可以看出,与普通铁矿石相比,钒钛氧化球团矿的还原增加了式(4)(5)(6)过程,导致还原反应更加困难,因而要求要求更高的还原温度与条件。而过去的气基直接还原用还原气来源于天然气、煤制气经过转化炉转化、高温合金管加热气体到900℃左右还原铁矿石,设备投资高,能耗高,钒钛矿还原效果差。因此,本发明通过重新确定温度范围以及其它工艺参数,既确保钒钛矿还原高金属化率,又避免了现有技术过高温度球团粘结影响炉况。
下面结合具体实施例对本发明煤热解、陶瓷辐射管加热与钒钛矿还原工艺作进一步地具体详细描述,但本发明的实施方式不限于此,对于未特别注明的工艺参数,可参照常规技术进行。
实施例1
将原料煤破碎到-5mm在200℃烘干,烘干煤粉热量来源于煤热解炉烟气,将烘干煤运送到煤热解炉顶部料仓待用,将钒钛磁铁矿制成的钒钛氧化球团运送到竖炉顶部料仓待用,钒钛磁铁矿、钒钛氧化球团主要成分及含量见表1、表2,气体加热炉采用陶瓷型辐射管加热。
表1钒钛磁铁矿主要成分及含量%
成分 TFe FeO Fe2O3 V2O5 TiO2
含量 54.12 23.09 51.08 0.65 15.77
表2钒钛氧化球团主要成分及含量%
成分 TFe Fe2O3 FeO V2O5 TiO2
含量 52.16 74.02 0.50 0.63 15.19
将原料煤从煤热解炉顶部通过进料螺旋连续加料,煤粉在炉内停留时间1s,在热解装置内粉煤下行过程中热解,生成固体半焦和热解气,半焦、热解气成分分别见表3、表4,炉内压力控制在0.7MPa,温度850℃。
表3煤热解气的主要成分及含量,(90%)
CH4 H2 CO CO2 H2O CnHm
4.69 48.02 37.02 6.69 2.12 1.41
表4半焦主要成分及含量,%
成分 C Vad Aad Mad
含量 62.8 7.55 28.76 0.89
产生的热解气经管道到达辐射管加热炉,该热解气温度为790℃,经加热后温度达1100℃,加热炉内压力为0.45MPa,加热后的气体经管道、气体喷吹口喷入竖炉,入竖炉温度1050℃,压力0.40MPa,竖炉内压力0.35MPa,还原钒钛氧化球团矿时间5.5h,金属化率达到91.15%,产物钒钛DRI见表5。与煤气降温洗涤净化,升温加热做还原气的技术相比,能耗降低0.23Gcal/t.DRI,生产成本降低9.8%,生产率提高9.12%。
表5还原产物钒钛DRI主要成分及含量,%
成分 TFe FeO MFe V2O5 TiO2
含量 65.05 7.41 59.29 0.798 18.95
实施例2
将原料煤破碎到-5mm在150℃烘干后运送到煤热解炉顶部料仓待用,烘干煤粉热量来源于煤热解炉烟气,将钒钛磁铁矿制成的钒钛氧化球团运送到竖炉顶部料仓待用,钒钛磁铁矿、钒钛氧化球团主要成分及含量见表1、表2,气体加热炉采用陶瓷型辐射管加热。
首先将原料煤从煤热解炉顶部通过进料螺旋连续加料,煤粉在炉内停留时间1.5s,在热解装置内粉煤下行过程中热解,生成固体半焦和热解气,半焦、热解气成分分别见表6、表7,炉内压力控制在0.55MPa,温度750℃。
表6煤热解气的主要成分及含量,(90%)
CH4 H2 CO CO2 CnHm H2O
15.10 40.61 34.2 6.53 2.08 1.67
表7半焦主要成分及含量,%
成分 C Vad Aad Mad
含量 64.3 8.55 26.11 0.88
产生的热解气经管道到达辐射管加热炉,该热解气温度为温度700℃,经加热后温度达1100℃,加热炉内压力为0.50MPa,加热后的气体经管道、气体喷吹口喷入竖炉,入竖炉温度800℃,压力0.45MPa,还原钒钛氧化球团矿,还原时间7h,金属化率91.15%,产物钒钛DRI见表8。与现有技术相比,能耗降低0.28Gcal/t.DRI,生产成本降低11%,生产率提高8.67%。
表8还原产物钒钛DRI主要成分及含量,%
成分 TFe FeO MFe V2O5 TiO2
含量 65.54 7.47 59.73 0.79 19.09
实施例3
将原料煤破碎到-5mm在150℃烘干后运送到煤热解炉顶部料仓待用,烘干煤粉热量来源于煤热解炉烟气,将钒钛磁铁矿制成的钒钛氧化球团运送到竖炉顶部料仓待用,钒钛磁铁矿、钒钛氧化球团主要成分及含量见表1、表2,气体加热炉采用陶瓷型辐射管加热。
首先将原料煤从煤热解炉顶部通过进料螺旋连续加料,煤粉在炉内停留时间1.5s,在热解装置内粉煤下行过程中热解,生成固体半焦和热解气,半焦、热解气成分分别见表9、表10,炉内压力控制在1MPa,温度700℃。
表9煤热解气的主要成分及含量,(90%)
CH4 H2 CO CO2 CnHm H2O
22.10 45.61 21.00 6.51 2.20 2.20
表10半焦主要成分及含量,%
成分 C Vad Aad Mad
含量 63.1 9.01 27.11 0.85
产生的热解气经管道到达辐射管加热炉,该热解气温度为温度750℃,经加热后温度达850℃,加热炉内压力为0.95MPa,加热后的气体经管道、气体喷吹口喷入竖炉,入竖炉温度800℃,竖炉内压力0.9MPa,还原钒钛氧化球团矿,还原时间4h,金属化率91.15%,产物钒钛DRI见表,11。与现有技术相比,能耗降低0.28Gcal/t.DRI,生产成本降低10%,生产率提高10.1%。
表11还原产物钒钛DRI主要成分及含量,%
成分 TFe FeO MFe V2O5 TiO2
含量 63.54 8.43 58.36 0.788 19.01
实施例4
将原料煤破碎到-5mm在250℃烘干后运送到煤热解炉顶部料仓待用,烘干煤粉热量来源于煤热解炉烟气,将钒钛磁铁矿制成的钒钛氧化球团运送到竖炉顶部料仓待用,钒钛磁铁矿、钒钛氧化球团主要成分及含量见表1、表2,气体加热炉采用陶瓷型辐射管加热。
首先将原料煤从煤热解炉顶部通过进料螺旋连续加料,煤粉在炉内停留时间1.5s,在热解装置内粉煤下行过程中热解,生成固体半焦和热解气,半焦、热解气成分分别见表12、表13,炉内压力控制在0.3MPa,温度950℃。
表12煤热解气的主要成分及含量,(90%)
CH4 H2 CO CO2 CnHm H2O
9.25 42.11 38.45 6.62 2.45 1.13
表13半焦主要成分及含量,%
成分 C Vad Aad Mad
含量 65.1 9.01 24.11 0.92
产生的热解气经管道到达辐射管加热炉,该热解气温度为温度700℃,经加热后温度达950℃,加热炉内压力为0.25MPa,加热后的气体经管道、气体喷吹口喷入竖炉,入竖炉温度800℃,压力0.20MPa,还原钒钛氧化球团矿,还原时间9h,金属化率91.15%,产物钒钛DRI见表14。与现有技术相比,能耗降低0.28Gcal/t.DRI,生产成本降低11%,生产率提高9.23%。
表14还原产物钒钛DRI主要成分及含量,%
成分 TFe FeO MFe V2O5 TiO2
含量 66.24 8.01 58.23 0.72 18.34
可见,以上实施例对煤化工与冶金生产工艺进行有机结合,提高资源利用率,减少生产设备,且筛选出了较优的参数,摸索出全流程最佳工艺,实现设备间生产参数的最佳耦合,降低了钒钛DRI以及劣质煤、中低阶煤生产还原气半焦的生产成本及能耗,提高了生产竞争力。
最后应说明的是:显然,上述实施例仅仅是为清楚地说明本发明所作的举例,而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说,在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引申出的显而易见的变化或变动仍处于本发明的保护范围之中。

Claims (10)

1.一种煤热解与钒钛矿还原工艺耦合的系统,该系统包括煤热解炉、加热炉和竖炉;其中,
所述煤热解炉包括煤热解炉料仓和煤热解气出口;
所述加热炉为陶瓷辐射管燃气加热装置,炉壁四周设置有多根辐射管;该加热炉包括煤热解气入口和还原气出口,所述煤热解气入口和所述煤热解气出口通过热解气管道相连;
所述竖炉包括气体喷吹口、竖炉料仓和竖炉出料口,所述竖炉料仓设置在所述竖炉顶部,所述气体喷吹口与所述还原气出口相连。
2.根据权利要求1所述的系统,其特征在于,所述系统还包括煤烘干炉,所述煤烘干炉具有煤烘干炉进料口、煤烘干炉出料口和高温气体入口;所述煤烘干炉出料口和所述煤热解炉料仓连接。
3.根据权利要求2所述的系统,其特征在于,所述煤热解炉还包括热解烟气出口,所述热解烟气出口和所述煤烘干炉的高温气体入口连接。
4.根据权利要求1所述的系统,其特征在于,所述竖炉还包括设置在其炉顶的竖炉烟气出口,所述竖炉烟气出口连接竖炉烟气管道,所述竖炉烟气管道经脱硫脱碳装置与所述热解气管道连通。
5.根据权利要求1-4任一项所述的系统,其特征在于,所述气体喷吹口设置在所述竖炉中部,且位于所述竖炉的还原段底部。
6.一种利用权利要求1-5任一所述系统进行煤热解、陶瓷辐射管加热与钒钛矿还原的方法,该方法包括步骤:
A煤热解:将原料煤从煤热解炉料仓加入煤热解炉,热解生成固体半焦和热解气,其中,所述煤热解的炉内温度700-950℃;
B热解气加热:所述热解气经管道进入加热炉加热后得到还原气,所述还原气的温度为850-1050℃,压力为0.25MPa-0.95MPa;
C钒钛矿还原:所述还原气被热送至竖炉后,与钒钛矿物料进行还原和热交换得到钒钛直接还原铁,其中,所述还原气入所述竖炉的压力为0.2MPa-0.9MPa,温度为800-1050℃。
7.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,所述煤热解过程还包括,在加入煤热解炉之前将所述原料煤烘干的步骤;优选的,烘煤热量来自于煤热解后的烟气。
8.根据权利要求7所述的方法,其特征在于,步骤A中,所述煤热解炉的压力为0.30MPa-1.0MPa。
9.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,该方法还包括:将所述竖炉反应后产生的炉顶烟气洗涤、脱硫脱碳后输送至所述加热炉,或将所述竖炉反应后产生的炉顶烟气洗涤、脱硫脱碳后,再与煤热解产生的所述热解气混合后输送至所述加热炉,或将所述热解气输送至所述加热炉的步骤。
10.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,所述热解气中H2和CO的含量为66-85%。
CN201710607523.6A 2017-07-24 2017-07-24 一种煤热解、热解气加热与钒钛矿还原耦合的系统和方法 Pending CN107267701A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710607523.6A CN107267701A (zh) 2017-07-24 2017-07-24 一种煤热解、热解气加热与钒钛矿还原耦合的系统和方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710607523.6A CN107267701A (zh) 2017-07-24 2017-07-24 一种煤热解、热解气加热与钒钛矿还原耦合的系统和方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN107267701A true CN107267701A (zh) 2017-10-20

Family

ID=60077993

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201710607523.6A Pending CN107267701A (zh) 2017-07-24 2017-07-24 一种煤热解、热解气加热与钒钛矿还原耦合的系统和方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN107267701A (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110358909A (zh) * 2019-07-18 2019-10-22 北京科技大学 一种绿色高效利用高碳型含钒石煤中碳及预富集钒的方法
WO2024103731A1 (zh) * 2022-11-15 2024-05-23 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种碱性钒钛球团加热压含碳钒钛球团的还原及非高炉冶炼方法

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110358909A (zh) * 2019-07-18 2019-10-22 北京科技大学 一种绿色高效利用高碳型含钒石煤中碳及预富集钒的方法
CN110358909B (zh) * 2019-07-18 2020-06-05 北京科技大学 一种绿色高效利用高碳型含钒石煤中碳及预富集钒的方法
WO2024103731A1 (zh) * 2022-11-15 2024-05-23 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种碱性钒钛球团加热压含碳钒钛球团的还原及非高炉冶炼方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2017202991B2 (en) System and method for fluidized direct reduction of iron ore concentrate powder
CN101260448B (zh) 一种直接使用精矿粉的熔融还原炼铁方法
CN108374067B (zh) 一种飞速还原直接炼钢的装置及方法
CN110195139B (zh) 一种铁矿石低温还原-常温渣铁分离-电炉制钢工艺
CN105734190B (zh) 氧气高炉与气基竖炉联合生产系统和联合生产方法
CN102492843A (zh) 直流电炉联合处理红土镍矿的生产方法
CN107299175A (zh) 一种流化床制气、气基还原和电炉炼钢耦合的系统和方法
WO2020258806A1 (zh) 一种充分预热和气相预还原的煤气化协同熔融铁还原装置及方法
CN106319126B (zh) 一种用于钒钛磁铁矿流态化氧化还原的系统及方法
CN101928800A (zh) 利用粗煤气显热直接还原含碳铁磁性金属球团矿的方法
CN107447068A (zh) 一种煤热解气还原钒钛矿的方法和系统
CN114752718A (zh) 超低碳耗高炉冶炼工艺及高炉冶炼系统
CN105586452B (zh) 氧气高炉与气基竖炉联合生产系统和联合生产方法
CN107267701A (zh) 一种煤热解、热解气加热与钒钛矿还原耦合的系统和方法
CN107400747A (zh) 一种利用热解油气冶炼直接还原铁的系统和方法
CN105463214B (zh) 一种采用低贫品位红土镍矿生产高镍铁的方法
CN110592305A (zh) 一种双窑双基冶金方法
CN207738772U (zh) 一种煤热解、热解气加热与钒钛矿还原耦合的系统
CN116694923A (zh) 一种采用煤基-悬浮焙烧处理菱铁矿、赤铁矿装置及工艺
US10851430B2 (en) Flash ironmaking system and method
CN100554439C (zh) 纯氧竖炉中利用高纯水煤气还原金属化球团的方法及设备
CN207130291U (zh) 一种流化床制气、气基还原和电炉炼钢耦合的系统
CN115786618B (zh) 一种电能加热的直接还原氢冶金系统
CN114854923B (zh) 生物质合成气用于气基竖炉喷吹的方法
CN115386671B (zh) 一种电能加热的熔融还原氢冶金系统

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination