CN112941305B - 微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的装置及方法 - Google Patents
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Abstract
一种微细粒钛铁矿流态化还原焙烧‑磁选回收钛的装置及方法,装置包括料仓、N级旋风预热器、悬浮加热炉、还原反应器和弱磁选机;方法为(1)微细粒钛铁矿置于料仓;(2)启动引风机形成负压;(3)启动燃烧器,产生高温烟气给入悬浮焙烧炉;(4)启动螺旋给料器,微细粒钛铁矿经旋风预热器进入悬浮焙烧炉;(5)被加热至600~750℃,经第一旋风分离筒进入还原反应器;(6)处于流化运动状态,并与还原气发生还原反应,生成还原物料;(7)经第二旋风分离筒气固分离后换热器降温形成冷却物料,给入弱磁选机。本发明方法通过改变微细颗粒的磁性对难选微细粒钛铁矿进行选别,生产连续性强,工艺流程简单,产品性质稳定,处理量大,便于自动化操作。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工及冶金技术领域,特别涉及一种微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的装置及方法。
背景技术
作为中国最大的钛资源基地,攀枝花地区的钛资源量占全国钛资源储量的90%。就该地区而言,钛铁矿分选所得到的钛相对于原矿,回收率只有16%左右,并且品位也不高。由于攀枝花地区的选钛原料为钒钛磁铁矿的选铁尾矿,而选铁尾矿中存在大量矿物的泥化,部分选厂为了减少微细粒钛铁矿对后续分选过程的不利影响,直接将-19μm粒级采用分级脱泥的方法排入尾矿中,造成钛资源的大量流失。
专利CN110882826A公开了一种钒钛磁铁矿选钛总尾矿回收微细粒钛铁矿的方法,该方法将选厂中选钛总尾矿用于回收微细粒钛铁矿,先对总尾矿进行粗细分级,得到粗粒尾矿和细粒尾矿,再对粗粒尾矿和细粒尾矿分别进行选矿富集,将富集后的精矿合并后磨矿,依次进行一粗一精两次磁选,将磁选精矿浮选脱硫后再经一粗四精一扫得到TiO2品位大于47%的钛精矿。该方法虽然能从选钛尾矿中得到合格钛精矿产品,但需要通过多段磁选及浮选,流程复杂,浮选药剂用量大,生产成本高。
据统计,攀枝花地区的钛资源中-19μm粒级含量约为35%,-10μm粒级含量约为15%,由于细粒级颗粒大量存在,难以通过强磁选有效回收,并且对浮选也会造成不利影响。贫、细、杂问题直接影响了攀西地区钛资源的开发利用,严重限制我国钛精矿的生产。因此,实现微细粒钛铁矿的有效选别回收对于我国钛资源的高效利用具有重要意义。
发明内容
针对现有常规选矿方法难以回收微细粒钛铁矿的问题,本发明提供一种微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的装置及方法,通过多级预热和悬浮加热炉,然后进行流态化还原,精确控制还原率,增强微细钛铁矿颗粒的磁性特征,再进行磁选,克服微细粒钛铁矿因磁感应强度低而难以选别的问题,实现钛铁矿的有效磁选分离与回收。
本发明的一种微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的装置包括料仓1、N级旋风预热器、悬浮加热炉6、第一旋风分离筒7、还原反应器8、第二旋风分离筒9、水冷换热器10和弱磁选机11,其中N=2~4;料仓1的出料口与螺旋给料器2的进料口相对,螺旋给料器2的出料口与N级旋风预热器的进料口通过管道连通,N级旋风预热器的出料口通过管道与悬浮加热炉6下部的进料口通过管道连通,悬浮加热炉6的底部设有燃烧器13,悬浮加热炉6上部的出料口通过管道与第一旋风分离筒7的进料口通过管道连通;第一旋风分离筒7的出料口与还原反应器8顶部的进料口连通;还原反应器8内设有隔板,还原反应器8内下方设有布风板,隔板顶边与还原反应器8的顶板固定连接,隔板的两个侧边与还原反应器8的侧壁固定连接,隔板的底边与布风板之间的间隙作为物料通道,隔板将还原反应器8内部分隔为进料室和反应室,还原反应器8的进料口位于进料室顶部,还原反应器8的出料口位于反应室上部,还原反应器8的底板上设有氮气入口和还原气入口分别与进料室和反应室相对;还原反应器8的出料口通过管道与第二旋风分离筒9的进料口连通,第二旋风分离筒9的出料口与水冷换热器10的进料口连通,水冷换热器10的出料口与弱磁选机11的进料口相配合;N级旋风预热器的出气口与旋风除尘器14的进料口连通,旋风除尘器14的出气口与布袋除尘器15的进料口连通,布袋除尘器15的出气口与引风机16连通;所述的N级旋风预热器、第一旋风分离筒7、第二旋风分离筒9和旋风除尘器14均为旋风分离器。
上述系统中,第一旋风分离筒7的出气口通过管道与N级旋风预热器的进料口连通。
上述系统中,弱磁选机17的精矿出口与精矿仓12相配合。
上述系统中,旋风除尘器4的出料口与第一灰斗17相配合。
上述系统的,布袋除尘器5的放料口与第二灰斗18相配合。
本发明的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法是采用上述装置,按以下步骤进行:
1、将微细粒钛铁矿置于料仓1内;所述的微细粒钛铁矿为钛铁矿选铁后产生的细粒含钛尾矿,其固体部分的粒度≤0.074mm,其中粒度小于0.038mm的部分占总质量的50~95%,按质量百分比含水≤10%;
2、启动引风机6,使布袋除尘器15、旋风除尘器14、N级旋风预热器、悬浮焙烧炉6、第一旋风分离筒7内形成负压;
3、启动燃烧器13,向燃烧器13内通入天然气及空气,单位时间内天然气及空气的体积流量比为1:10~1:13;燃烧器13产生的高温烟气给入悬浮焙烧炉6底部,在负压作用下,高温烟气经悬浮焙烧炉6依次进入第一旋风分离筒7和N级旋风预热器;
4、启动螺旋给料器2,将从料仓1放出的微细粒钛铁矿连续传输到N级旋风预热器,在各级旋风预热器中分别受高温烟气作用预热,形成预热钛铁矿,预热钛铁矿从N级旋风预热器出料口进入悬浮焙烧炉6;
5、预热钛铁矿进入悬浮加热炉6后,在负压和高温烟气作用下处于悬浮状态,并被加热至600~750℃,然后从悬浮加热炉的出料口排出,进入第一旋风分离筒7,经过气固分离后的固体物料从第一旋风分离筒7的出料口排出,进入还原反应器8;
6、在还原反应器8的氮气入口和还原气入口分别通入氮气和还原气,固体物料进入进料室内在氮气作用下处于流化运动状态,并逐渐流入反应室,在反应室内与还原气发生还原反应,生成的还原物料随气流从还原反应器8的出料口流出;
7、从还原反应器8的出料口流出的还原物料进入第二旋风分离筒9,经气固分离后的二次固体物料进入水冷换热器10,在水冷换热器10通入冷却水的条件下,二次固体物料经换热降温形成冷却物料,给入弱磁选机11进行弱磁选,获得的磁选精矿为含钛精矿。
上述的步骤4中,预热钛铁矿的温度为400~550℃。
上述的步骤5中,还原气由煤制气或天然气裂解产生H2及CO与氮气混合制成。
上述的步骤6中,固体物料在还原反应器8内进行还原反应时的温度为500~650℃,固体物料在还原反应器8内的停留时间为20~40min;还原气中氮气的体积百分比在55~75%;进入还原反应器8的还原气的体积流量与固体物料的质量流量的比例为0.10~0.40m3/kg。
上述的步骤6中,还原反应的反应式为:
FeTiO3+CO/H2=Fe+TiO2+CO2/H2O (1)。
上述的步骤6中,还原物料的金属化率20~30%。
上述的步骤7中,随同还原物料进入第二旋风分离筒9的气体经气固分离后,通入燃烧器13的烧嘴处,其中的未反应还原气体作为燃料燃烧。
上述的步骤7中,经换热降温形成冷却物料的温度≤100℃,换热后的冷却水回收余热。
上述的步骤7中,弱磁选的磁场强度为80~150kA/m。
上述的步骤7中,含钛精矿按质量百分比含TiO2≥47%,TiO2回收率≥80%。
本发明的基本原理是,微细粒钛铁矿经多段旋风预热及悬浮加热炉加热后达到预设温度,在颗粒自身蓄热状态下进入还原反应器与较低浓度的还原性气体接触并迅速发生反应,使钛铁矿颗粒表面上的铁氧化物还原为金属铁,而不需要将颗粒内部的铁矿物完全还原为金属铁,此时金属铁与钛矿物在一个颗粒内处于连生体状态,由于颗粒表面被还原为金属铁,在磁场中所受磁力大幅度提高,通过磁选实现对含钛颗粒的选别。
与现有磁选或浮选法处理钛铁矿工艺相比,本发明方法通过改变微细颗粒的磁性对难选微细粒钛铁矿进行选别,在颗粒处于悬浮流化运动状态下,气固传质传热效率高,生产连续性强,加热与还原分步进行,能够精确控制金属化率,能实现微细颗粒的磁性大幅度提高,从而通过磁选进行有效回收。与现有微细粒钛铁矿处理方法相比,本发明工艺流程简单,产品性质稳定,设备成熟,处理量大,便于自动化操作,易实现工业化。
附图说明
图1为本发明实施例中微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的装置结构示意图;
图中,1、料仓,2、螺旋给料机,3、一级旋风预热器,4、二级旋风预热器,5、三级旋风预热器,6、悬浮焙烧炉,7、第一旋风分离筒,8、还原反应器,9、第二旋风分离筒,10、水冷换热器,11、弱磁选机,12、精矿仓,13、燃烧器,14、旋风除尘器,15、布袋除尘器,16、引风机,17,第一灰斗,18、第二灰斗;
图2为本发明的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法流程示意图。
具体实施方式
为进一步描述本发明,下面结合附图和实施例对本发明的方法作进一步详细说明。
本发明实施例中采用的微细粒钛铁矿铁品位TFe 9~22%,按重量百分比含TiO28~20%,SiO2 28~45%,Al2O3 6~12%,CaO 6~12%,MgO 6~14%。
本发明实施例中含钛精矿铁品位TFe 34~38%,按质量百分比含TiO2 47~49%,SiO2 3~6%,Al2O3 0.5~2%,CaO 0.5~2%,MgO 1~4%。
本发明实施例中N级旋风预热器由一级旋风预热器3、二级旋风预热器4和三级旋风预热器5组成;其中一级旋风预热器3的出气口作为N级旋风预热器的出气口,三级旋风预热器的进料口作为N级旋风预热器的进料口;第一旋风分离筒7的出气口通过管道与三级旋风预热器5的进料口连通,三级旋风预热器5的出气口通过管道与二级旋风预热器4的进料口连通,二级旋风预热器4的出气口通过管道与一级旋风预热器3的进料口连通。
本发明实施例中微细粒钛铁经一级旋风预热器预热后的温度为200~250℃,经二级旋风预热器预热后的温度为300~350℃。
本发明实施例中的一级旋风预热器、二级旋风预热器、三级旋风预热器、第一旋风分离筒、第二旋风分离筒和旋风除尘器均为旋风分离器。
本发明实施例中的还原气由煤制气或天然气裂解产生H2及CO与氮气混合制成。
本发明实施例中经换热降温形成冷却物料的温度≤100℃,换热后的冷却水回收余热。
实施例1
微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的装置结构如图1所示,包括料仓1,、一级旋风预热器3、二级旋风预热器4、三级旋风预热器5、悬浮加热炉6、第一旋风分离筒7、还原反应器8、第二旋风分离筒9、水冷换热器10和弱磁选机11;
料仓1的出料口与螺旋给料器2的进料口相对,螺旋给料器2的出料口与一级旋风预热器3的进料口通过管道连通,一级旋风预热器3的出料口与二级旋风预热器4的进料口通过管道连通,二级旋风预热器4的出料口通过管道与三级旋风预热器5的进料口通过管道连通;
三级旋风预热器5的出料口通过管道与悬浮加热炉6下部的进料口通过管道连通,悬浮加热炉6的底部设有燃烧器13,悬浮加热炉6上部的出料口通过管道与第一旋风分离筒7的进料口通过管道连通;第一旋风分离筒7的出料口与还原反应器8顶部的进料口连通;
还原反应器8内设有隔板,还原反应器8内下方设有布风板,隔板顶边与还原反应器8的顶板固定连接,隔板的两个侧边与还原反应器8的侧壁固定连接,隔板的底边与布风板之间的间隙作为物料通道,隔板将还原反应器8内部分隔为进料室和反应室,还原反应器8的进料口位于进料室顶部,还原反应器8的出料口位于反应室上部,还原反应器8的底板上设有氮气入口和还原气入口分别与进料室和反应室相对;
还原反应器8的出料口通过管道与第二旋风分离筒9的进料口连通,第二旋风分离筒9的出料口与水冷换热器10的进料口连通,水冷换热器10的出料口与弱磁选机11的进料口相配合;一级旋风预热器3的出气口与旋风除尘器14的进料口连通,旋风除尘器14的出气口与布袋除尘器15的进料口连通,布袋除尘器15的出气口与引风机16连通;
弱磁选机17的精矿出口与精矿仓12相配合;旋风除尘器4的出料口与第一灰斗17相配合;布袋除尘器5的放料口与第二灰斗18相配合;
流程如图2所示,方法为:
将微细粒钛铁矿置于料仓1内;微细粒钛铁矿为钛铁矿选铁后产生的细粒含钛尾矿,铁品位TFe 14.52%,按重量百分比含TiO2 15.88%,SiO2 33.25%,Al2O3 6.64%,CaO7.62%,MgO 9.25%,其固体部分的粒度≤0.074mm,其中粒度小于0.038mm的部分占总质量的85%;微细粒钛铁矿按质量百分比含水≤10%;
启动引风机6,使布袋除尘器15、旋风除尘器14、一级旋风预热器3、二级旋风预热器4、三级旋风预热器5、悬浮焙烧炉6、第一旋风分离筒7内形成负压;
启动燃烧器13,向燃烧器13内通入天然气及空气,单位时间内天然气及空气的体积流量比为1:11;燃烧器13产生的高温烟气给入悬浮焙烧炉6底部,在负压作用下,高温烟气经悬浮焙烧炉6依次进入第一旋风分离筒7、三级旋风预热器5、二级旋风预热器4和一级旋风预热器3;
启动螺旋给料器2,将从料仓1放出的微细粒钛铁矿连续传输到一级旋风预热器3,再依次进入二级旋风预热器4和三级旋风预热器5,在各级旋风预热器中分别受高温烟气作用预热,形成预热钛铁矿,预热钛铁矿从三级旋风预热器5的出料口进入悬浮焙烧炉6;预热钛铁矿的温度为400℃;
预热钛铁矿进入悬浮加热炉6后,在负压和高温烟气作用下处于悬浮状态,并被加热至600℃,然后从悬浮加热炉的出料口排出,进入第一旋风分离筒7,经过气固分离后的固体物料从第一旋风分离筒7的出料口排出,进入还原反应器8;
在还原反应器8的氮气入口和还原气入口分别通入氮气和还原气,固体物料进入进料室内在氮气作用下处于流化运动状态,并逐渐流入反应室,在反应室内与还原气发生还原反应,生成的还原物料随气流从还原反应器8的出料口流出;固体物料在还原反应器8内进行还原反应时的温度为520℃,固体物料在还原反应器8内的停留时间为35min;还原气中氮气的体积百分比在55%,H2体积百分比为30%,CO体积百分比为15%;进入还原反应器8的还原气的体积流量与固体物料的质量流量的比例为0.15m3/kg;还原物料的金属化率30%;
从还原反应器8的出料口流出的还原物料进入第二旋风分离筒9,经气固分离后的二次固体物料进入水冷换热器10,在水冷换热器10通入冷却水的条件下,二次固体物料经换热降温形成冷却物料,给入弱磁选机11进行弱磁选,弱磁选的磁场强度为100kA/m,获得的磁选精矿为含钛精矿;
随同还原物料进入第二旋风分离筒9的气体经气固分离后,通入燃烧器13的烧嘴处,其中的未反应还原气体作为燃料燃烧;
含钛精矿按质量百分比含TiO2 47.55%,TiO2回收率82.92%。
实施例2
装置结构同实施例1;
方法同实施例1,不同点在于:
(1)微细粒钛铁矿的铁品位TFe 11.82%,按重量百分比含TiO2 9.89%,SiO239.86%,Al2O3 11.85%,CaO 8.12%,MgO 11.73%,固体部分中粒度小于0.038mm的部分占总质量的70%;
(2)单位时间内向燃烧器13内通入天然气及空气的体积流量比为1:12;
(3)预热钛铁矿的温度为550℃;进入悬浮加热炉6后被加热至750℃;
(4)固体物料在还原反应器8内进行还原反应时的温度为650℃,固体物料在还原反应器8内的停留时间为20min;还原气中氮气的体积百分比在75%,H2体积百分比为20%,CO体积百分比为5%;进入还原反应器8的还原气的体积流量与固体物料的质量流量的比例为0.36m3/kg;还原物料的金属化率25%;
(5)弱磁选的磁场强度为120kA/m;
(6)含钛精矿按质量百分比含TiO2 47.24%,TiO2回收率80.98%。
实施例3
装置结构同实施例1;
方法同实施例1,不同点在于:
(1)微细粒钛铁矿的铁品位TFe 12.62%,按重量百分比含TiO2 10.08%,SiO236.85%,Al2O3 8.19%,CaO 7.24%,MgO 11.46%,固体部分中粒度小于0.038mm的部分占总质量的80%;
(2)单位时间内向燃烧器13内通入天然气及空气的体积流量比为1:12.5;
(3)预热钛铁矿的温度为500℃;进入悬浮加热炉6后被加热至700℃;
(4)固体物料在还原反应器8内进行还原反应时的温度为600℃,固体物料在还原反应器8内的停留时间为25min;还原气中氮气的体积百分比在60%,H2体积百分比为30%,CO体积百分比为10%;进入还原反应器8的还原气的体积流量与固体物料的质量流量的比例为0.18m3/kg;还原物料的金属化率28%;
(5)弱磁选的磁场强度为140kA/m;
(6)含钛精矿按质量百分比含TiO2 47.01%,TiO2回收率82.98%。
实施例4
装置结构同实施例1;
方法同实施例1,不同点在于:
(1)微细粒钛铁矿的铁品位TFe 11.46%,按重量百分比含TiO2 13.96%,SiO232.15%,Al2O3 8.59%,CaO 6.88%,MgO 7.09%,固体部分中粒度小于0.038mm的部分占总质量的95%;
(2)单位时间内向燃烧器13内通入天然气及空气的体积流量比为1:12;
(3)预热钛铁矿的温度为450℃;进入悬浮加热炉6后被加热至650℃;
(4)固体物料在还原反应器8内进行还原反应时的温度为560℃,固体物料在还原反应器8内的停留时间为30min;还原气中氮气的体积百分比在70%,H2体积百分比为25%,CO体积百分比为5%;进入还原反应器8的还原气的体积流量与固体物料的质量流量的比例为0.20m3/kg;还原物料的金属化率20%;
(5)弱磁选的磁场强度为80kA/m;
(6)含钛精矿按质量百分比含TiO2 48.19%,TiO2回收率81.62%。
Claims (10)
1.一种微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的装置,其特征在于包括料仓(1)、N级旋风预热器、悬浮加热炉(6)、第一旋风分离筒(7)、还原反应器(8)、第二旋风分离筒(9)、水冷换热器(10)和弱磁选机(11),其中N=2~4;料仓(1)的出料口与螺旋给料器(2)的进料口相对,螺旋给料器(2)的出料口与N级旋风预热器的进料口通过管道连通,N级旋风预热器的出料口通过管道与悬浮加热炉(6)下部的进料口通过管道连通,悬浮加热炉(6)的底部设有燃烧器(13),悬浮加热炉(6)上部的出料口通过管道与第一旋风分离筒(7)的进料口通过管道连通;第一旋风分离筒(7)的出料口与还原反应器(8)顶部的进料口连通;还原反应器(8)内设有隔板,还原反应器(8)内下方设有布风板,隔板顶边与还原反应器(8)的顶板固定连接,隔板的两个侧边与还原反应器(8)的侧壁固定连接,隔板的底边与布风板之间的间隙作为物料通道,隔板将还原反应器(8)内部分隔为进料室和反应室,还原反应器(8)的进料口位于进料室顶部,还原反应器(8)的出料口位于反应室上部,还原反应器(8)的底板上设有氮气入口和还原气入口分别与进料室和反应室相对;还原反应器(8)的出料口通过管道与第二旋风分离筒(9)的进料口连通,第二旋风分离筒(9)的出料口与水冷换热器(10)的进料口连通,水冷换热器(10)的出料口与弱磁选机(11)的进料口相配合;N级旋风预热器的出气口与旋风除尘器(14)的进料口连通,旋风除尘器(14)的出气口与布袋除尘器(15)的进料口连通,布袋除尘器(15)的出气口与引风机(16)连通;所述的N级旋风预热器、第一旋风分离筒(7)、第二旋风分离筒(9)和旋风除尘器(14)均为旋风分离器。
2.根据权利要求1所述的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的装置,其特征在于所述的第一旋风分离筒(7)的出气口通过管道与N级旋风预热器的进料口连通。
3.一种微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法,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)将微细粒钛铁矿置于料仓(1)内;所述的微细粒钛铁矿为钛铁矿选铁后产生的细粒含钛尾矿,其固体部分的粒度≤0.074mm,其中粒度小于0.038mm的部分占总质量的50~95%,按质量百分比含水≤10%;
(2)启动引风机(16),使布袋除尘器(15)、旋风除尘器(14)、N级旋风预热器、悬浮加热炉(6)、第一旋风分离筒(7)内形成负压;
(3)启动燃烧器(13),向燃烧器(13)内通入天然气及空气,单位时间内天然气及空气的体积流量比为1:10~1:13;燃烧器(13)产生的高温烟气给入悬浮加热炉(6)底部,在负压作用下,高温烟气经悬浮加热炉(6)依次进入第一旋风分离筒(7)和N级旋风预热器;
(4)启动螺旋给料器(2),将从料仓(1)放出的微细粒钛铁矿连续传输到N级旋风预热器,在各级旋风预热器中分别受高温烟气作用预热,形成预热钛铁矿,预热钛铁矿从N级旋风预热器的出料口进入悬浮加热炉(6);
(5)预热钛铁矿进入悬浮加热炉(6)后,在负压和高温烟气作用下处于悬浮状态,并被加热至600~750℃,然后从悬浮加热炉的出料口排出,进入第一旋风分离筒(7),经过气固分离后的固体物料从第一旋风分离筒(7)的出料口排出,进入还原反应器(8);
(6)在还原反应器(8)的氮气入口和还原气入口分别通入氮气和还原气,固体物料进入进料室内在氮气作用下处于流化运动状态,并逐渐流入反应室,在反应室内与还原气发生还原反应,生成的还原物料随气流从还原反应器(8)的出料口流出;
(7)从还原反应器(8)的出料口流出的还原物料进入第二旋风分离筒(9),经气固分离后的二次固体物料进入水冷换热器(10),在水冷换热器(10)通入冷却水的条件下,二次固体物料经换热降温形成冷却物料,给入弱磁选机(11)进行弱磁选,获得的磁选精矿为含钛精矿。
4.根据权利要求3所述的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法,其特征在于所述的预热钛铁矿的温度为400~550℃。
5.根据权利要求3所述的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法,其特征在于步骤(5)中,还原气由煤制气或天然气裂解产生H2及CO与氮气混合制成。
6.根据权利要求3所述的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法,其特征在于步骤(6)中,固体物料在还原反应器(8)内进行还原反应时的温度为500~650℃,固体物料在还原反应器(8)内的停留时间为20~40min;还原气中氮气的体积百分比在55~75%;进入还原反应器(8)的还原气的体积流量与固体物料的质量流量的比例为0.10~0.40 m3/kg。
7.根据权利要求3所述的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法,其特征在于步骤(6)中,还原物料的金属化率20~30%。
8.根据权利要求3所述的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法,其特征在于步骤(7)中,随同还原物料进入第二旋风分离筒(9)的气体经气固分离后,通入燃烧器(13)的烧嘴处,其中的未反应还原气体作为燃料燃烧。
9.根据权利要求3所述的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法,其特征在于步骤(7)中,弱磁选的磁场强度为80~150 kA/m。
10.根据权利要求3所述的微细粒钛铁矿流态化还原焙烧-磁选回收钛的方法,其特征在于步骤(7)中,含钛精矿按质量百分比含TiO2≥47%,TiO2回收率≥80%。
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