CN1073628C - 熔融还原炼铁的终还原装置及其方法 - Google Patents

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本发明属于直接还原法冶炼铁水领域。主要适用于二步法熔融还原炼铁的终还原。本发明所述的终还原是以预还原矿为原料,在固定竖式终还原炉中进行。在终还原过程中,炉内物料分为三层:固体充填床、液态渣—焦流化床及静止的铁渣和铁水层。从还原炉下部的喷枪和底部的喷嘴,分别喷吹煤氧和惰性气体,加速和强化还原过程。另外采用虹吸式出渣、出铁,调节出铁口和出渣口高度,控制炉内铁水层有稳定的高度和渣—焦层高度。

Description

熔融还原炼铁的终还原装置及其方法
本发明属于直接还原法冶炼铁水领域。主要适用于用铁矿粉和煤粉直接冶炼铁水。
熔融还原作为冶金领域的一项重大新工艺,其主要特点是可用非焦煤作为一次能源和还原剂,而且是将氧化铁在熔融状态下还原,具有以煤代焦,流程短,显著改善环境污染,降低基建投资和生产成本等优点。它是未来炼铁工业发展的方向,被誉为21世纪新兴的炼铁工艺,也是目前各国钢铁工业竞相研究开发的重要领域。
在现有技术中,较著名的熔融还原工艺主要有:COREX工艺(CN1042185A)、DIOS工艺(CN1054446)、Hismelt工艺(CN07102252)、AISI工艺(CN1071202)和PJV工艺(CN86100138)等,只有CPREX工艺实现了工业化生产。其它工艺还处在工业试验或间试验阶段。
多数熔融还原炼铁工艺均采用:预还原+终还原“二步法”还原工艺。即上部预还原以间接还原反应为主,下部终还原以直接还原为主的还原工艺。根据预还原的程度,目前世界上开发的各种熔融还原煤铁工艺可分为以下两大类型:
(1)高预还原度低二次燃率的工艺:其典型代表为COREX工艺。COREX工艺上部采用竖炉进行预还原,利用终还原炉产生的高浓度(CO+H2≥95%)煤气将块矿或球团、烧结矿还原到金属化率≥90%以后进入终还原炉熔化还原成铁水。
(2)低预还原度高二次燃烧率的工艺,DIOS工艺、AISI工艺、Hismelt工艺等方法均属于这一类型。其基本特点是在终还原炉采用具有混匀特点的铁浴(或渣浴)炉作为反应器,利用C直接还原FeO,将通过二次燃烧的热量裣直接还原所需求的热量。因此,本工艺上部矿石预还原的程度较低,一般为30%左右,只是将Fe3O4或Fe2O3还原为FeO;然后进入终还原炉熔化还原为铁水。为了保证终还原所需的热量,要求炉气的二次燃烧率(即CO+H2O/CO+CO2+H2+H2O≥50-60%,才能获得较低的煤耗。
由于COREX工艺以气---固相间间接还原反应为主完成铁矿石的还原,还原气体的消耗量大,造成能耗偏高;并受到气固反应传热、传质速率较低的限制致使生产效率低,投资成本高。
以DIOS工艺为代表的采用高二次燃烧率和低预还原度工艺路线的各种熔融还原工艺,由于要求终还原炉内上部气相具有较高的氧化势(高的二次燃烧率),很难控制下部熔池渣、铁相保护很高的还原势。因而无法避免高温高FeO炉渣对炉衬的强烈浸蚀。目前,尚未有任何工艺能达到工业化生产条件。
本发明的目的在于提供一种采用预还原和终还原二步法的熔融还原炼铁方法中的终还原装置及其方法。
本发明所述的熔融还原炼铁是以包括含碳球团、铁块矿、普通烧结矿、球团矿的含铁物料为原料,以煤为能源和还原剂,采用预还原和终还原二步法直接炼铁。预还原在预还原竖炉中进行,采用中等还原度,即还原矿的金属化率为50-80%,预还原矿从预还原竖炉中的排料温度为800-850℃。
上述预还原矿通过排料器和下料管,经本发明所述的固定竖式还原炉的预还原矿入口3、进入炉内,进行终还原。
现结合附图对本发明作详细说明。
附图1为本发明熔融还原炼铁的终还原装置的结构示意图。
由图看出,本发明所述终还原装置为炉膛内径上下一致的固定竖式终还原炉,该炉包括炉体1、出铁小井14、出渣小井15、出铁口8、出渣口7、紧急处理口9、炉盖16、矿石和溶剂入口5、预还原矿入口3、煤气出口4、压力平衡管6、煤氧喷枪2和底吹喷咀10。出铁小井14和出渣小井15与炉体1的炉膛底部相通相连,出铁口8和出渣口7分别与出铁小井14和出渣小井15相通,煤氧喷枪2设置在炉体1的下部炉壁上,底吹喷咀10设置在炉体1的炉膛底部,出渣小井15通过压力平衡管6与炉体1的炉膛上部相通,预还原矿入口3、煤气出口4、矿石和溶剂入口5均分别配置在炉盖16上;预还原矿入口3通过下料管与预还原炉相连,煤气出口4通过煤气输送管道和除尘器与预还原炉的煤气入口相连,矿石和溶剂入口5通过输料管与原料仓相连。出铁口8和出渣口7可在垂直方向上调节其上下高度。所设置的煤氧喷枪为2支以上。
本发明所述的熔融还原炼铁的终还原方法是以经预还原炉进行预还原的预还原矿为原料,预还原矿的金属化率为50-80%,预还原矿的排料温度为800-850℃,预还原矿从预还原矿入口3进入本发明所述固定竖式终还原炉中进行终还原。
在实施终还原过程中,在固定竖式还原炉炉膛内的物料分为三层:上层为预还原矿、造渣辅料(溶剂)和煤块组成的固体充填床13,中层为支撑固体充填床的液态渣---焦流化床层12,下层为静止的炉渣和铁水层11。
在固体充填床13内,预还原矿与高温炉气之间进行逆流换热,预还原矿吸收炉气的热量,升温并完成还原反应:
还原反应温度为1100-1300℃。对于含碳球团,将在1170℃开始迅速完成自还原反应:
该反应强烈吸热,使炉气降温。在该床层内,具有一定预还原度的含碳球团将被进一步还原,使球团的金属化率达到85-90%。
被炉气进一步还原的预还原球矿随炉料的熔化逐渐下降到液体渣---焦流化床表面,温度升到1300-1400℃,呈熔融状态融入液体渣---焦流化床12中。由于床内剧烈的搅拌,加快了传热传质速率,并与炉渣迅速混匀。高温熔渣与炽热焦碳间进行终还原和渗C反应:
同时,在液体渣---焦化床内,利用大量的还原气体对熔融炉渣的搅拌作用,可迅速提高床层内传热和熔池混合均匀程度,使预还原迅速熔化;并利用渣层内的大量焦碳,抑制泡沫产生,控制渣中FeO≤3%,避免高温液态FeO炉渣对炉衬的浸蚀。
在液体渣---焦流化床12的下部,通过煤氧喷枪2,同时向渣浴内喷吹煤粉和氧气。煤粉喷吹量为600-650kg/T,氧气喷吹量为500-550Nm3/T,煤---氧在高温液体渣---焦流化床内以气泡形式进行浸没燃烧,生成高浓度(CO+H2≥90%)的还原煤气,并以气泡形式逸出液体渣---焦流床,进入固体充填床,与预还原矿逆流换热。当还原煤气以气泡形式逸出液体渣---焦流化床时,避免了低温挥发物(如焦油、沥青等)的产生;同时,液体渣---焦流化床及其上部的固体充填床对还原煤气产生良好的过滤除尘效果。
未燃尽的煤粉被液态炉渣过滤悬浮在熔池内继续与氧气泡或FeO产生炉渣反应,生成煤气上浮排出。
在液体渣-焦流化床12内,固体焦碳与液态炉渣的重量比值为0.5-1.0,以保证对固体充填床13的支撑,并使气流分布均匀;另外,过量焦碳的存在使该层内具有很高的还原势,保证渣中FeO≤3%,避免了高FeO炉渣对炉衬的浸蚀。液体渣---焦流化床层的温度为1400-1500℃。
在煤氧喷枪以下的部位为静止的铁渣和铁水层11,在此对铁渣进行分离。通过炉底的底吹喷咀10向炉内喷吹惰性气体对熔池进行搅拌。喷吹惰性气体的强度为0.08-0.2Nm3/T.min,通过搅拌,一方面保证渣、铁成分及温度均匀,另一方面可通过搅拌使液体渣---焦流化床内气流分布均匀,保证其上部固体充填床内发生较均匀的气---固相还原反应。由于搅拌作用,促进渣铁间发生如下反应:
使排出炉外的终渣FeO≤1%。
经过在液体渣---焦流化床的还原反应后,沉降下来的铁滴和液态炉渣进入下部静止的铁渣和铁水层,并依靠自身的重力和密度差实现渣铁分离,分别从出铁口8和出渣口7流出。
最终的液态渣、铁,通过出渣小井15和出铁小井14,从出渣口7和出铁口8,采用虹吸方法连续地或间断地出渣、出铁。根据炉膛压力,通过压力平衡管6,可调整出铁口8和出渣口7的高度,控制炉内静止铁水层有稳定的高度。出渣小井与炉体上部连通,使炉压与小井内压力保持平衡。通过调整出渣位高度,控制炉内渣---焦层高度,并使其保持稳定。
与现有技术相比,本发明具有如下优点:
(1)本工艺巧妙地将具有混匀特点的铁(渣)浴终还原反应原理与具有高还原势的焦碳固体填充床逆流换热进行还原反应的机理有机地结合起来,构造“预原球团矿固体填充床-渣焦流化床-静止渣铁层”三层床程结构,根据还原反应的不同特点和温度,进行相对优化的还原反应,达到提高生效率和避免炉衬严重浸蚀的目的。
(2)在固体充填床内,利用上升烟气的物理热,对已部分预还原的矿石进一步进行预还原,提高其金属化率。对于含碳球团,可实现高温条件下(1100-1300℃)的快速自还原反应,使球团金属化率提高到85-90%。同时,使炉气温度降低到1000-1100℃,提高了烟气利用率,有利于降低煤耗。
(3)在液体渣-焦流化床内,利用大量还原气体对熔融炉渣的搅拌作用,迅速提高床层内传热、传质效率和溶池混匀程度,使预还原矿迅速熔化。并利用渣层内大量的焦碳,抑制泡沫渣产生,并控制渣中FeO≤3%,避免了高温液态FeO炉渣对炉衬的浸蚀。
(4)采用渣-焦流化床内浸没喷吹技术,喷吹煤-氧在液体熔池内造还原气。由于反应温度高,可避免产生煤的低温挥发物,煤氧的燃烧效率高,炉气粉尘含量低。通过控制喷吹氧/煤比可调节火焰燃烧的状态,控制炉气成分。
(5)采用虹吸法连续出渣铁工艺,可以稳定炉内料层高度,保证一定的渣-焦比,进而控制反应速度和炉内还原气氛。
(6)采用底吹惰性气体弱搅拌工艺,有利于渣铁进行更充分的还原,保证铁的收得率较高,并有利于深脱S。
(7)在炉内设有出渣、铁小井,在炉内分离渣铁,避免渣铁混出,有利于炉渣回收。
(8)本工艺可通过调整渣-焦层高度和比例,控制炉渣氧化性。通过调节炉内固体填充层的高度控制逸出的炉气温度。因此,本工艺生产过程比较稳定,控制容易。
(9)本工艺适宜生产低Si、低P的优质炼钢铁水。
实施例
采用本发明所述终还原装置及其方法,在有效容积为0.03m3的小型热模拟炉上进行了4次熔融还原炼铁的终还原。所采用的预还原矿为预还原海绵铁,其化学成分如表1所示。预还原海绵铁的金属化率和加入终还原炉时的温度如表2所示。随着预还原海绵铁加入的同时,由煤氧喷枪连续向炉内喷煤粉和氧气,煤粉及氧气喷吹量及终还原温度范围如表3所示。所喷煤粉的成分如表4所示。在喷吹煤氧的同时,从炉底喷吹氮气,其喷吹量如表3所示。试验所需耗能及其指标如表5所示。试验之后测量了所得铁水的成分,其结果如表6所示。
表1实施例预还原海绵铁的化学成分(wt%)
表2实施例预还原海绵铁的金属化率和加入终还原炉时的温度
Figure C9912212100092
表3煤粉、氧气及氮气喷入量和终还原温度范围
Figure C9912212100093
表4实施例所喷入煤粉的成份(wt%)
Figure C9912212100094
表5实施例综合能耗及技术指标
批号 综合煤耗*kg/T 氧气耗量Nm3/T 渣中FeO%     利用系数T/m3.d
    1     870     540     2.6     21.6
    2     820     490     5.5     23.0
    3     904     550     2.1     23.2
*注:综合煤耗包括球团中的煤含量和所有加入和喷入的煤量。
表6实施例终还原所得铁水成分(wt%)
    元素炉次 S  Si  Mn  S  P  Fe
1  4.3  0.20  0.40  0.05  0.021
2  4.0  0.21  0.38  0.06  0.030
3  4.1  0.22  0.35  0.51  0.027

Claims (6)

1、一种熔融还原炼铁的终还原装置,包括铁浴炉,其特征在于:
终还原装置为炉膛内径上下一致的固定竖式终还原炉,该炉包括炉体(1)、出铁小井(14)、出渣小井(15)、出铁口(8)、出渣口(7)、紧急处理口(9)、炉盖(16)、矿石和溶剂入口(5)、预还原矿入口(3)、煤气出口(4)、压力平衡管(6)、煤氧喷枪(2)和底吹喷咀(10)。出铁小井(14)和出渣小井(15)与炉体(1)的炉膛底部相通相连,出铁口(8)和出渣口(7)分别与出铁小井(14)和出渣小井(15)相通,煤氧喷枪(2)设置在炉体(1)的下部炉壁上,底吹喷咀(10)设置在炉体(1)的炉膛底部,出渣小井(15)通过压力平衡管(6)与炉体(1)的炉膛上部相通,预还原矿入口(3)、煤气出口(4)、矿石和溶剂入口(5)均分别配置在炉盖(16)上;预还原矿入口(3)通过下料管与预还原炉相连,煤气出口(4)通过煤气输送管道和除尘器与预还原炉的煤气入口相连,矿石和溶剂入口(5)通过输料管与原料仓相连,紧急处理口(9)设置炉膛的底部。
2、根据权利要求1所述的装置,其特征在于出铁口(8)和出渣口(7)可在垂直方向上调节其上下高度。
3、一种熔融还原炼铁的终还原方法,该终还原在固定竖式终还原炉中进行,以经预还炉预还原的预还原矿为原料,以煤氧为能源和还原剂,将预还原矿与按比例配加的块煤或碎焦及造渣辅料分别从预原矿入口(3)、矿石和溶剂入口(5)加入到固定竖式终还原炉中实施终还原,其特征在于:
(1)预还原矿的排料温度为800-850℃,预还原矿的预还原度为50-80%,
(2)在固定竖式终还原炉内物料分为三层:上层为预还原矿、造渣辅料和煤块组成的固体充填床(13),中层为支撑固体充填床的液态渣---焦流化床层(12)、下层为静止的炉渣和铁水层(11);上部的还原反应温度为1100-1300℃,中部的还原反应温度1300-1400℃,下部炉渣和铁水层的温度为1450-1500;
(3)通过设置在固定竖式还原炉炉体(1)下部的喷氧喷枪(2)向炉内液态渣---焦流化床(12)喷吹煤粉和氧气,煤粉喷吹量为600-650kg/T,氧气喷吹量为500-550Nm3/T;
(4)通过安装在炉底的喷咀(10)向炉内喷吹惰性气体,喷吹强度为0。0.08-0.2Nm3/T.min;
(5)在液态渣---焦流化床(12)中,固体焦碳与液态炉渣的重量比值为0.5-1.0。
4、根据权利要求3所述的方法,其特征在于可根据炉膛压力通过压力平衡管(6),调整出铁口和出渣口高度。
5、根据权利要求3所述的方法,其特征在于通过出铁小井(14)和出渣小井(15),采用虹吸式出铁出渣。
6、根据权利要求3所述的方法,其特征在于出铁口(8)和出渣口(7)的高度可上下调节。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102337393A (zh) * 2011-09-19 2012-02-01 李成武 用于红土镍矿烧结的竖式还原窑
CN103397129B (zh) * 2013-07-23 2016-03-02 首钢总公司 一种熔融还原炼铁炉及其炼铁工艺
CN109371256B (zh) * 2018-11-29 2023-09-22 大余明发矿业有限公司 一种铅回收设备及其铅回收工艺
CN114480771A (zh) * 2022-02-11 2022-05-13 中钢设备有限公司 一种一体式炼铁装置
CN115449581A (zh) * 2022-10-01 2022-12-09 北京首钢国际工程技术有限公司 一种用于富氧竖炉处理冶金固废的出铁装置及其方法
CN116103501B (zh) * 2023-02-24 2024-09-20 中国恩菲工程技术有限公司 钢烟灰和赤泥的协同冶炼方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1087124A (zh) * 1993-11-16 1994-05-25 冶金工业部钢铁研究总院 含碳球团-铁浴熔融还原炼铁法
CN1102440A (zh) * 1994-08-27 1995-05-10 冶金工业部钢铁研究总院 熔融还原炼铁方法及其装置
EP0735146A1 (en) * 1995-03-29 1996-10-02 Hoogovens Staal B.V. Apparatus for producing molten pig iron by direct reduction
CN1222198A (zh) * 1996-06-20 1999-07-07 奥地利钢铁联合企业阿尔帕工业设备制造公司 生产金属熔体的熔融气化器
EP0933436A1 (fr) * 1998-02-02 1999-08-04 Sidmar N.V. Installation de fusion de dri (réduction directe de fer) et procédé de fusion à l'aide d'un tel dispositif

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1087124A (zh) * 1993-11-16 1994-05-25 冶金工业部钢铁研究总院 含碳球团-铁浴熔融还原炼铁法
CN1102440A (zh) * 1994-08-27 1995-05-10 冶金工业部钢铁研究总院 熔融还原炼铁方法及其装置
EP0735146A1 (en) * 1995-03-29 1996-10-02 Hoogovens Staal B.V. Apparatus for producing molten pig iron by direct reduction
CN1222198A (zh) * 1996-06-20 1999-07-07 奥地利钢铁联合企业阿尔帕工业设备制造公司 生产金属熔体的熔融气化器
EP0933436A1 (fr) * 1998-02-02 1999-08-04 Sidmar N.V. Installation de fusion de dri (réduction directe de fer) et procédé de fusion à l'aide d'un tel dispositif

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