CN111632757A - 一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法 - Google Patents

一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法 Download PDF

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Abstract

一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，按以下步骤进行：(1)将含铁物料破碎磨矿制成矿粉；(2)将矿粉输送到预氧化焙烧炉，在悬浮状态被加热进行预氧化焙烧，然后进入旋风分离器；(3)经旋风分离排放到蓄热还原焙烧炉，在悬浮状态与还原气进行还原焙烧；(4)还原物料输送至一级冷却旋风分离器，在氮气气氛条件下旋风分离并冷却至200～300℃；(5)冷却还原物料经流动密封阀进入二级冷却旋风分离器，在空气气氛下旋风分离并发生再氧化反应；(6)再氧化物料磨矿制成二次矿粉；进行弱磁选。本发明的方法增加了铁矿物的反应活性位点，提升反应速率，降低还原反应表观活化能，从而强化还原效果。

Description

一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及到一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法。
背景技术
低品位复杂难选铁矿的资源利用率较低，因此，实现低品位复杂难选铁矿资源的大规模高效利用，将缓解铁矿资源供应不足的局面。
专利CN104593588公开一种回转窑焙烧贫铁矿的方法，提出将含铁量为40％左右的铁矿作为原料，利用回转窑焙烧回收所含的铁；该方法在一定程度上，能够实现铁资源的利用，减少了煤的用量，但采用回转窑常规煅烧设备，系统内氧化气氛与还原气氛共存，加热和还原同时进行，工艺存在处理能力低，产品质量较差，且需装配喷煤装置，工艺流程复杂。
专利CN 107630139公开一种铁矿流态化悬浮预热预还原装置及方法，将回收了冶炼环节废气中的大量热量，节省了预热热量，降低能量损耗；该方法在一定程度上能降低能耗，但复杂铁矿石中铁物相复杂，铁矿物的还原速度不同，同时加热和还原物料，将影响焙烧产品的质量，降低生产效率；专利CN 105316476也存在同样的问题。
专利CN 107930843公开一种难选铁矿悬浮焙烧干式预选尾矿返矿炉再焙烧方法；该方法能回收复杂矿石中的铁矿物，但产品需分两次焙烧，存在能耗高，工艺流程复杂，还原产品中铁矿物与脉石分离困难，精矿品位低等缺点。
专利CN108396134A公开一种氧化预热、流态化还原的铁矿焙烧装置及方法，能够实现氧化预热物料，但预热温度低，难以高效实现铁矿石完全氧化及致裂；而后高温加热和还原物料，由于不同铁矿物的还原速度不同，同时加热和还原物料，将影响焙烧产品的质量和生产效率。
发明内容
针对现有复杂难选铁矿石处理技术存在的上述问题，本发明提供一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法。
本发明的方法按以下步骤进行：
1、将含铁物料破碎至粒径2～15mm，然后磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的30～55％，制成矿粉；所述的含铁物料为复杂铁矿石矿，铁品位TFe 25～40％，按质量百分比含SiO2 25～55％；
2、采用底部设有燃烧器和空气入口的预氧化焙烧炉，预氧化焙烧炉下部设有进料口，上部通过物料通道与旋风分离器连通，旋风分离器的排气口通过管道与引风机连通；向燃烧器内通入天然气燃烧产生燃烧烟气通入预氧化焙烧炉中，同时在启动引风机的条件下，向预氧化焙烧炉内通入空气，并将矿粉从预氧化焙烧炉的下部输送到预氧化焙烧炉内；矿粉在负压和气流作用下，在预氧化悬浮焙烧炉内处于悬浮状态，并被加热至750～850℃进行预氧化焙烧，矿粉中的吸附水、结晶水以及其他挥发组分被脱除，不同铁矿的矿相转化为α-Fe2O3，并且由于脉石与铁矿热膨胀系数不同，在加热过程中矿粉颗粒产生微裂纹和孔洞；预氧化焙烧完成后获得的预氧化产品为预氧化焙烧料，在气流作用下进入旋风分离器；
3、旋风分离器的出料口与蓄热还原焙烧炉的进料口连通，蓄热还原焙烧炉的底部设有氮气入口和还原气入口，侧部设有出料口；在向蓄热还原焙烧炉通入氮气和还原气的条件下，预氧化焙烧料在旋风分离器内经过旋风分离后，排放到蓄热还原焙烧炉内，在负压和气流作用下处于悬浮状态，并在温度500～600℃与还原气进行还原焙烧，α-Fe2O3被还原生成Fe3O4；还原焙烧完成后获得的还原产品为还原物料，从蓄热还原焙烧炉的侧部出料口排出；
4、将蓄热还原焙烧炉排出的还原物料输送至一级冷却旋风分离器；此时从一级冷却旋风分离器的进料口通入氮气，氮气从一级冷却旋风分离器的出气口排出；还原物料在氮气气氛条件下旋风分离，并被冷却至200～300℃，获得冷却还原物料，从一级冷却旋风分离器的出料口排出；
5、从一级冷却旋风分离器排出的冷却还原物料进入流动密封阀，从流动密封阀排出后进入二级冷却旋风分离器；此时从二级冷却旋风分离器的进料口通入空气，空气从二级冷却旋风分离器的出气口排出；冷却还原物料在空气气氛下旋风分离，并与空气中的氧气发生再氧化反应，Fe3O4被氧化生成强磁性矿物γ-Fe2O3，获得的焙烧产品温度降至≤100℃，形成再氧化物料从二级冷却旋风分离器的出料口排出；
6、将再氧化物料磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的75～95％，制成二次矿粉；将二次矿粉进行弱磁选，磁场强度1000～2000Oe，获得的磁性产品为铁精矿。
上述的复杂铁矿石的主要物相为针铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿或黄铁矿。
上述的复杂铁矿石的粒径5～200mm。
上述的步骤1中，破碎选用颚式破碎机或圆盘破碎机。
上述的步骤1和6中，磨细选用高压辊磨机或磨矿机。
上述的步骤2中，预氧化焙烧的主要反应式为：
Fe2O3·nH2O→Fe2O3+H2O、
FeCO3+O2→Fe2O3+CO2和
Fe3O4+O2→Fe2O3+CO2。
上述的步骤2中，预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为2～10min。
上述的步骤3中，还原气为CO、H2或煤制气；还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H2理论量的1:1～1.3倍，完全反应所依据的反应式为：
Fe2O3+H2/CO→Fe3O4+H2O/CO2。
上述的步骤3中，蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为(1～7):1。
上述的步骤3中，蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为10～60min。
上述的步骤5中，再氧化反应的主要反应式为：
Fe3O4+O2→γ-Fe2O3。
上述的铁精矿的铁品位TFe≥60％。
上述方法中，Fe的回收率≥85％。
上述的步骤6中，弱磁选采用湿式弱磁选机或干式磁选机。
上述的步骤4中，还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为2～5min。
上述的步骤5中，冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为1～3min。
上述的步骤4中，一级冷却旋风分离器内设有管式换热器，还原物料的显热被管式换热器回收。
上述的步骤5中，二级冷却旋风分离器内设有管式换热器，冷却还原物料的显热以及再氧化反应放出的潜热被管式换热器回收。
本发明的原理是：矿粉在预氧化焙烧炉内快速接触高温烟气，一方面脱出物料中的吸附水、结晶水及其他挥发份组成，另一方面，矿石中的针铁矿、褐铁矿、菱铁矿和磁铁矿等多类型铁矿物受热氧化，发生脱水、热解和氧化反应等，转变为成分均一的Fe2O3；同时，不同矿物的热膨胀系数也不同，物料在高温加热过程中，受氧化反应和热膨胀的影响，颗粒产生大量的微裂纹和孔洞孔隙率也极大地升高，破坏了晶体结构，使含铁物料形成结构酥松的结构，降低了颗粒强度；进入蓄热还原焙烧炉后，在还原过程中，孔隙率的升高将增加铁矿物的反应活性位点，降低还原反应的表观活化能，提升反应速率，从而强化还原效果；还原后的物料在氮气气氛降温，铁物相不发生变化；随后进入空气中冷却，接触空气使Fe3O4与氧气反应，生成矫顽力较低的强磁性矿物γ-Fe2O3，以降低磁团聚现象；在此阶段可以采用非接触换热器对显热和潜热进行回收，用于发电；预热后的气体可用于物料预热，降低系统加热的能耗。
本发明的特点和优势为：相比常规磁选、浮选工艺，能高效地从含复合铁矿物的铁矿中回收铁，铁矿物为针铁矿，赤铁矿，褐铁矿，菱铁矿，黄铁矿等时均能实现铁与脉石的高效分离；还原焙烧前，采取预氧化焙烧的方法，将复杂铁矿石转化为性质更均一产品；在高温加热过程中产生大量的微裂纹和孔洞，破坏了晶体结构，增加了铁矿物的反应活性位点，提升反应速率，降低还原反应表观活化能，从而强化还原效果。
附图说明
图1为本发明实施例1中的矿粉预氧化焙烧处理前后的SEM电镜扫描图；
图2为本发明实施例中的基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法流程示意图；
图3为本发明实施例中的流动密封阀结构原理示意图。
具体实施方式
本发明实施例中采用的复杂铁矿石铁品位TFe 25～40％，按质量百分比含SiO225～55％。
本发明实施例中采用的复杂铁矿石的主要物相为针铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿或黄铁矿。
本发明实施例中采用的复杂铁矿石的粒径5～200mm。
本发明实施例中采用的破碎机为颚式破碎机或圆盘破碎机。
本发明实施例中采用的磨矿机为高压辊磨机或球磨机。
本发明实施例中弱磁选采用湿式弱磁选机或干式磁选机。
本发明实施例中的还原气为CO、H2或煤制气。
本发明实施例中采用的流动密封阀结构原理如图3所示，流动密封阀内部设有挡板将流动密封阀内部分隔为进料室和出料室，挡板的顶边和侧边与流动密封阀内部固定连接，挡板的底边与流动密封阀的底部之间有间隙作为水平通道；进料室侧壁上设有进料口，出料室侧壁上设有出料口，进料口和出料口均位于挡板底边的上方，且进料口高于出料口；出料室顶部还设有出气管；进料室底板上设有松动风入口与进气管道1连通，出料室底板上设有流化风入口与进气管道2连通；进气管道1和进气道管2分别与气源连通。
本发明实施例中流动密封阀的工作方法为：从进料口进入的固体物料逐渐累积，当固体物料将水平通道封闭时，通过进气管道1向进料室通入气体作为松动风，通过进气管道2向出料室通入气体作为流化风，使进料室内的固体物料在气流作用下向出料室运动；随着固体物料在进料室和出料室内逐渐累积，当出料室内的固体物料顶面升高到出料口的位置时，在气流作用下，出料室内的固体物料从出料口排出。
本发明实施例中流动密封阀的气管道1和进气管道2分别与氮气气源连通，采用氮气作为松动风和流化风；从流动密封阀顶部的出气管排出的氮气进入一级冷却旋风分离器的进料口，用于形成氮气气氛。
本发明实施例中二级冷却旋风分离器的进料口通过管道与空压机连通，通过空压机吹入空气，用于形成空气气氛。
本发明实施例中，一级冷却旋风分离器内设有管式换热器，还原物料的显热被管式换热器回收。
本发明实施例中，二级冷却旋风分离器内设有管式换热器，冷却还原物料的显热以及再氧化反应放出的潜热被管式换热器回收。
本发明实施例中，从二级冷却旋风分离器的出气口排出的空气传输到预氧化焙烧炉底部的空气入口，作为助燃气体。
实施例1
含铁物料为复杂铁矿石矿，铁品位TFe 33.56％，按质量百分比含SiO2 44.95％；
流程如图2所示；
将含铁物料破碎至粒径2～15mm，然后磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的35％，制成矿粉；
采用底部设有燃烧器和空气入口的预氧化焙烧炉，预氧化焙烧炉下部设有进料口，上部通过物料通道与旋风分离器连通，旋风分离器的排气口通过管道与引风机连通；向燃烧器内通入天然气燃烧产生燃烧烟气通入预氧化焙烧炉中，同时在启动引风机的条件下，向预氧化焙烧炉内通入空气，并将矿粉从预氧化焙烧炉的下部输送到预氧化焙烧炉内；矿粉在负压和气流作用下，在预氧化悬浮焙烧炉内处于悬浮状态，并被加热至780℃进行预氧化焙烧，矿粉中的吸附水、结晶水以及其他挥发组分被脱除，不同铁矿的矿相转化为α-Fe2O3，并且由于脉石与铁矿热膨胀系数不同，在加热过程中矿粉颗粒产生微裂纹和孔洞；
预氧化焙烧完成后获得的预氧化产品为预氧化焙烧料，在气流作用下进入旋风分离器；预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为3min；处理前后的电镜扫描截图如图1所示；
旋风分离器的出料口与蓄热还原焙烧炉的进料口连通，蓄热还原焙烧炉的底部设有氮气入口和还原气入口，侧部设有出料口；在向蓄热还原焙烧炉通入氮气和还原气的条件下，预氧化焙烧料在旋风分离器内经过旋风分离后，排放到蓄热还原焙烧炉内，在负压和气流作用下处于悬浮状态，并在温度510℃与还原气进行还原焙烧，α-Fe2O3被还原生成Fe3O4；还原焙烧完成后获得的还原产品为还原物料，从蓄热还原焙烧炉的侧部出料口排出；还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H2理论量的1:1倍；蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为1.5:1；蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为30min；
将蓄热还原焙烧炉排出的还原物料输送至一级冷却旋风分离器；此时从一级冷却旋风分离器的进料口通入氮气，氮气从一级冷却旋风分离器的出气口排出；还原物料在氮气气氛条件下旋风分离，并被冷却至220℃，获得冷却还原物料，从一级悬浮冷却器的出料口排出；还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为4min；
从一级冷却旋风分离器排出的冷却还原物料进入流动密封阀，从流动密封阀排出后进入二级冷却旋风分离器；此时从二级冷却旋风分离器的进料口通入空气，空气从二级冷却旋风分离器的出气口排出；冷却还原物料在空气气氛下旋风分离，并与空气中的氧气发生再氧化反应，Fe3O4被氧化生成强磁性矿物γ-Fe2O3，获得的焙烧产品温度降至≤100℃，形成再氧化物料从二级冷却旋风分离器的出料口排出；冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为2min；
将再氧化物料磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的85％，制成二次矿粉；将二次矿粉进行弱磁选，磁场强度1500Oe，获得的磁性产品为铁精矿，铁品位TFe 61.35；Fe的回收率86.31％。
实施例2
含铁物料为复杂铁矿石矿，铁品位TFe 38.7％，按质量百分比含SiO2 41.4％；
方法同实施例1，不同点在于：
(1)磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的40％；
(2)预氧化焙烧温度820℃；预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为4min；
(3)还原焙烧温度530℃；还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H2理论量的1:2倍；蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为3:1；蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为35min；
(4)冷却至210℃获得冷却还原物料；还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为2.5min；冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为2.5min；
(5)再氧化物料磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的90％；弱磁选的磁场强度1200Oe；铁精矿的铁品位TFe 62.12％；Fe的回收率85.46％。
实施例3
含铁物料为复杂铁矿石矿，铁品位TFe 29.67％，按质量百分比含SiO2 49.84％；
方法同实施例1，不同点在于：
(1)磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的50％；
(2)预氧化焙烧温度830℃；预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为6min；
(3)还原焙烧温度550℃；还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H2理论量的1.3倍；蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为2.5:1；蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为20min；
(4)冷却至250℃获得冷却还原物料；还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为5min；冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为1min；
(5)再氧化物料磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的95％；弱磁选的磁场强度1700Oe；铁精矿的铁品位TFe 62.06％；Fe的回收率87.19％。

Claims (9)

1.一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，其特征在于按以下步骤进行：
(1)将含铁物料破碎至粒径2～15mm，然后磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的30～55％，制成矿粉；所述的含铁物料为复杂铁矿石矿，铁品位TFe 25～40％，按质量百分比含SiO225～55％；
(2)采用底部设有燃烧器和空气入口的预氧化焙烧炉，预氧化焙烧炉下部设有进料口，上部通过物料通道与旋风分离器连通，旋风分离器的排气口通过管道与引风机连通；向燃烧器内通入天然气燃烧产生燃烧烟气通入预氧化焙烧炉中，同时在启动引风机的条件下，向预氧化焙烧炉内通入空气，并将矿粉从预氧化焙烧炉的下部输送到预氧化焙烧炉内；矿粉在负压和气流作用下，在预氧化悬浮焙烧炉内处于悬浮状态，并被加热至750～850℃进行预氧化焙烧，矿粉中的吸附水、结晶水以及其他挥发组分被脱除，不同铁矿的矿相转化为α-Fe2O3，并且由于脉石与铁矿热膨胀系数不同，在加热过程中矿粉颗粒产生微裂纹和孔洞；预氧化焙烧完成后获得的预氧化产品为预氧化焙烧料，在气流作用下进入旋风分离器；
(3)旋风分离器的出料口与蓄热还原焙烧炉的进料口连通，蓄热还原焙烧炉的底部设有氮气入口和还原气入口，侧部设有出料口；在向蓄热还原焙烧炉通入氮气和还原气的条件下，预氧化焙烧料在旋风分离器内经过旋风分离后，排放到蓄热还原焙烧炉内，在负压和气流作用下处于悬浮状态，并在温度500～600℃与还原气进行还原焙烧，α-Fe2O3被还原生成Fe3O4；还原焙烧完成后获得的还原产品为还原物料，从蓄热还原焙烧炉的侧部出料口排出；
(4)将蓄热还原焙烧炉排出的还原物料输送至一级冷却旋风分离器；此时从一级冷却旋风分离器的进料口通入氮气，氮气从一级冷却旋风分离器的出气口排出；还原物料在氮气气氛条件下旋风分离，并被冷却至200～300℃，获得冷却还原物料，从一级冷却旋风分离器的出料口排出；
(5)从一级冷却旋风分离器排出的冷却还原物料进入流动密封阀，从流动密封阀排出后进入二级冷却旋风分离器；此时从二级冷却旋风分离器的进料口通入空气，空气从二级冷却旋风分离器的出气口排出；冷却还原物料在空气气氛下旋风分离，并与空气中的氧气发生再氧化反应，Fe3O4被氧化生成强磁性矿物γ-Fe2O3，获得的焙烧产品温度降至≤100℃，形成再氧化物料从二级冷却旋风分离器的出料口排出；
(6)将再氧化物料磨矿至粒径-0.074mm的部分占总质量的75～95％，制成二次矿粉；将二次矿粉进行弱磁选，磁场强度1000～2000Oe，获得的磁性产品为铁精矿。
2.根据权利要求1所述的一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，其特征在于步骤(2)中，预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为2～10min。
3.根据权利要求1所述的一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，其特征在于步骤(3)中，还原气为CO、H2或煤制气；还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H2理论量的1:1～1.3倍，完全反应所依据的反应式为：
Fe2O3+H2/CO→Fe3O4+H2O/CO2。
4.根据权利要求1所述的一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，其特征在于步骤(3)中，蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为(1～7):1。
5.根据权利要求1所述的一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，其特征在于步骤(3)中，蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为10～60min。
6.根据权利要求1所述的一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，其特征在于所述的铁精矿的铁品位TFe≥60％。
7.根据权利要求1所述的一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，其特征在于Fe的回收率≥85％。
8.根据权利要求1所述的一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，其特征在于步骤(4)中，还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为2～5min。
9.根据权利要求1所述的一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法，其特征在于步骤(5)中，冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为1～3min。
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