CN113957261A - 一种提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，属于等离子灰渣熔融技术领域。其步骤如下：利用超声波筛分原始底渣，按照粒度由大到小分级为A相、B相和C相；若B相中的残炭质量分数低于30%，则利用高碳调配剂提升至30~45%，得到高碳细粉；将C相造粒后与A相混合得到粗颗粒渣，再与飞灰、添加剂按配料组分进行组分配伍得到炉顶配料，将炉顶配料由炉顶输送入炉；熔融周期开始后，启动射流反应调节系统，控制射流压力、速率和射入深度，通过不同气源将全部高碳细粉分阶段射入炉内液相区中；排出熔渣；回收金属。本发明能够高效控制熔融工艺过程，提高能效和金属回收率。
Description
技术领域
本发明属于等离子灰渣熔融技术领域，具体涉及一种提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法。
背景技术
现有的等离子危废灰渣熔融方式是将回转窑窑尾产生的焚烧底渣和布袋灰、锅炉灰等通过配料系统，完成组分调配后，通过入料系统进入等离子炉中。在熔融过程中，底渣中的残炭随着熔融被释放，与熔渣层、自由气化区中的氧结合反应，形成CO和CO2等，在C氧化的过程中，熔渣层底部的金属层也处于被自由气化区和液相区中的氧元素氧化和被C等还原剂还原的反应平衡之中。通常情况下，金属层是被过度消耗的，需要定期补入铁基金属以维持金属层的平衡。
由前端危废焚烧系统的特性决定，在来料炉渣中，残炭含量约为5-15%，且残炭多以细颗粒形式存在，在现有的等离子危废灰渣熔融炉，底渣中的残炭随着熔融被释放，与熔渣层、自由气化区中的氧结合反应，在这个过程中，残炭在液相区中是不均匀分质的，由于残炭的密度较低，残炭多集中在熔渣层上表面的发泡层，与气相区中的氧发生氧化反应气化，这个过程释放的热量大部分耗散在自由气化区之中，能量无法参与熔融过程加以利用；此外，其不均匀分质的过程导致熔渣层和金属层的内部含碳量过低，导致金属层还原反应的动力不足。
与此同时，熔渣层底部的金属层也处于被氧元素氧化和还原剂还原的反应平衡之中。目前等离子炉的供风为送风管道送入自由气化区中，甚至有的等离子炉仅仅靠漏风维持氧输入，在等离子炉熔融炉气—渣界面上，炉气中的O2将界面上的（FeO）氧化成Fe2O3、Fe3O4，在熔渣的对流作用下，渣中高价氧化铁扩散至渣—铁界面与金属铁反应；反应生成的FeO从熔渣中扩散至气—渣界面，被炉气中的O2再次氧化，该过程循环进行并且在其他类似有价金属元素（如Ni、Co、V等）的冶炼过程之中均有发生。造成底渣中的金属回收困难，大量金属随熔渣外排，造成元素浪费和金属层消耗。
此外，由于底渣粒径分布广泛，在入炉过程中过细颗粒在烟气的流动和负压抽吸下，易发生短路现象，一方面导致二次飞灰增加，另一方面，由于入炉底渣中的大量残炭均以细颗粒的形式存在，细颗粒的短路还导致残炭能源热量不能释放导致有效能量的浪费。
发明内容
解决的技术问题：针对上述技术问题，本发明提供了一种提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，能够高效控制熔融工艺过程，提高能效和金属回收率。
技术方案：一种提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，包括步骤如下：
S1.粒度分级：利用超声波筛分技术将来炉的原始底渣按照粒度大小分级为A相、B相和C相，其粒度关系为：A相≥0.5~1.2mm≥B相≥20~75μm≥C相；
S2.碳质调配：测定B相中的残炭质量分数，若低于30%，则利用高碳调配剂将B相中的残炭质量分数提升至30~45%，得到高碳细粉；
S3.炉顶入料：将C相制备为2~7mm的颗粒，并与A相混合得到粗颗粒渣，所述粗颗粒渣与飞灰、添加剂按配料组分进行组分配伍得到炉顶配料，将炉顶配料由等离子灰渣熔融炉的顶部输送入炉；
S4.射流调节：熔融周期开始后，启动射流反应调节系统，通过不同气源将全部高碳细粉射入炉内液相区中，其包括以下阶段：
第一阶段.液相布碳段：该段液相区深度低于200mm，以氩气为气源，射入20 wt.%~30wt.%的高碳细粉；
第二阶段.升温熔融段：该段以熔渣层的深度达到200mm为起始点，以纯氧为气源，射入60 wt.%~70wt.%的高碳细粉；
第三阶段.稳定均化段：该段以炉顶配料全部入炉为起始点，以压缩空气为气源，射入余量的高碳细粉；
S5.熔渣排出：预留金属层以上50~150mm为缓冲层，排出熔渣，熔融周期结束；
S6.金属回收：重复步骤S1~S5，以等离子灰渣熔融炉的金属外排口高度为基准，待金属层累积至100~150mm高度后，外排金属并回收。
优选的，所述高碳调配剂包括焦炭细粉和石英砂，其中焦炭细粉分布粒径为100~200μm，石英砂中心粒径为75~100μm，所述高碳调配剂中焦炭细粉的质量分数为75~90%。
优选的，所述步骤S2中，当高碳细粉的质量大于原始底渣质量的40%时，将超出原始底渣质量的40%的部分高碳细粉混入粗颗粒渣中。
优选的，所述第一阶段中，射流在液相区的射入深度La1满足下式：
其中，L1为第一阶段液相区的熔渣层深度；k1为调节常数，取值0.6~0.8；b1=15~25mm。
优选的，所述第二阶段中，射流在液相区的射入深度La2满足下式：
其中，L2为第二阶段液相区的熔渣层深度；k2为调节常数，取值0.4~0.5；b2=35~45mm。
优选的，所述第三阶段中，射流在液相区的射入深度La3满足下式：
其中，L3为第三阶段液相区的熔渣层深度；k3为调节常数，取值0.6~0.7；b3=20~30mm。
优选的，所述第一阶段中，气源压力为0.45~0.55Mpa，射流输入速率为8~10Nm3/min。
优选的，所述第二阶段中，气源压力0.55~0.65Mpa，射流输入速率为（1.4~1.7）maNm3/min，其中ma表示原始底渣的质量。
优选的，所述第三阶段中，气源压力0.6~0.8Mpa，射流输入速率为（0.5~0.7）maNm3/min，其中ma表示原始底渣的质量。
优选的，所述第三阶段中，控制发泡层的厚度为100~150mm。
有益效果：通过超声波超细筛分，获得了粒径范围适宜且满足熔融还原反应需要（还原剂和能量补给剂）的B相，不再需要补入焦炭粉等高碳调配剂（或仅需要补充少量的高碳调配剂来起到调配B相中的含碳量作用）。充分利用了原料中的残炭成分，降低了还原剂和能量的输入，提高了能量利用效率，降低运行成本。
经过组分调配的高碳细粉，在第一阶段以氩气输入液相区中，使之在钢液层和熔渣层中均匀分布和溶解，并且通过氩气氛围控制避免炉底金属层的氧化反应，提高液相区中的基础碳含量。
第二阶段，以氧气和高碳细粉输入液相区，使得残炭能量在熔渣内部定向快速释放，促使熔渣液相区快速升温并形成发泡层，射流搅拌作用也加速了熔池的流动，上述作用提高了残炭的反应效率和能量利用率；并且通过控制射入深度令氧元素不与金属层过度接触，控制氧元素的输入量使得整个炉内自由气化区处于还原性气氛中，避免了在消耗残炭过程中金属层中低氧势金属元素的过度氧化消耗，同时碳元素在熔渣层中的合理可控分布，加速了原料熔渣中的低氧势金属元素向金属层的迁移，提高了金属回收率。
第三阶段，以压缩空气和高碳细粉输入液相区，可以较长时间维持熔渣层顶部的发泡层，提高熔融反应能量利用效率，并隔绝炉气与熔渣层，避免自由气化区中的游离氧元素对液相区和金属层发生氧化。这个阶段，在压缩空气的作用下，熔渣中的残炭含量逐渐降低，均匀温和的释放能量，且保持整个熔渣层为还原性，为熔融和还原反应提供了有效的均化反应时间，进一步确保了金属回收率。
通过C相造粒后入炉的工艺，降低了入炉过程中的短路现象，有效避免此部分细粉生成的二次飞灰，同时也提高了熔渣中的可利用碳含量，有效提高了能量利用效率，降低能耗。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图；
图2为本发明的射流调节过程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步描述。
实施例1
如图1所示，一种提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，包括步骤如下：
S1.粒度分级：原始底渣入场后，利用超声波超细分级筛分技术对其按照粒度大小分级为A相、B相和C相，其粒度关系为：A相≥0.5~1.2mm≥B相≥20~75μm≥C相。原始的单炉熔融底渣，即上述原始底渣的总质量为ma吨，通常，A相的质量分数为50~75%，B相的质量分数为15~30%，C相的质量分数为3%~12%（上述质量分数均为占原始底渣质量的比例）。
S2.碳质调配：测定B相中的残炭质量分数，经过上述步骤的分级提质，残炭质量分数由原始底渣中的5~15%，提升至B相中的30~45%，得到高碳细粉；若B相中的残炭质量分数低于30%，则利用高碳调配剂将B相中的残炭质量分数提升至30~45%，得到高碳细粉；但如果B相质量分数过低，则利用高碳调配剂将B相中的残炭质量分数调配至20%以上，得到高碳细粉。当高碳细粉的质量大于原始底渣质量的40%时，将超出原始底渣质量的40%的部分高碳细粉混入粗颗粒渣中。
所述高碳调配剂包括焦炭细粉和石英砂，为利于B相射流的动力特性和反应特性优化，选取焦炭细粉分布粒径为100~200μm，石英砂中心粒径为75~100μm，所述高碳调配剂中焦炭细粉的质量分数为75~90%。
S3.炉顶入料：由于C相粒度过低，利用干法滚压造粒的方式，将C相制备为2~7mm的颗粒，必要时使用少量胶凝材料结合。再将该颗粒与A相混合得到粗颗粒渣，所述粗颗粒渣与飞灰、添加剂按配料组分进行组分配伍得到炉顶配料，将炉顶配料通过螺旋由等离子灰渣熔融炉的顶部输送入炉，自由落体至熔池液面，为保证入料的均匀性，入料口为2~4个，以电极为中心周向均匀分布。
S4.射流调节：如图2所示，熔融周期开始后，启动射流反应调节系统，射流反应调节系统入炉喷口为2~4个，以电极为中心周向均匀分布。射流反应调节系统分别接入三路气源：氧气，压缩空气，氩气。通过不同气源将全部高碳细粉射入炉内液相区中，其包括以下阶段：
第一阶段. 液相布碳段：在液相区深度灰渣熔融周期开始后，粗颗粒渣、飞灰、添加剂等完成组分配伍之后输送入炉，落至液相区中，在电弧作用下被熔融，启动射流反应调节系统。本阶段液相区深度在200mm以下，以氩气为气源，气源压力0.45~0.55Mpa，射流输入速率为8~10Nm3/min，利用负压抽吸的方式卷吸20 wt.%~30wt.%的高碳细粉以稀相形式射入液相区之中，本阶段射流在液相区的射入深度La1满足下式：
其中，L1为第一阶段液相区的熔渣层深度；k1为调节常数，取值0.6~0.8；b1=15~25mm。
第二阶段.升温熔融段：以熔渣层深度达到200mm为起始点，以纯氧为气源，气源压力0.55~0.65Mpa，射流输入速率为（1.4~1.7）ma Nm3/min，其中ma表示原始底渣的质量。利用负压抽吸的方式卷吸60 wt.%~70wt.%的高碳细粉以稀相形式射入液相区之中，本阶段射流在液相区的射入深度La2满足下式：
其中，L2为第二阶段液相区的熔渣层深度；k2为调节常数，取值0.4~0.5；b2=35~45mm。
第三阶段.稳定均化段：该阶段粗颗粒渣、飞灰、添加剂等炉顶配料全部入炉为起始点，以压缩空气为气源，气源压力0.6~0.8Mpa，射流输入速率为（0.5~0.7）ma Nm3/min，其中ma表示原始底渣的质量，利用负压抽吸的方式卷吸余量的高碳细粉稀相形式射入液相区之中，本阶段射流在液相区的射入深度La3满足下式：
其中，L3为第三阶段液相区的熔渣层深度；k3为调节常数，取值0.6~0.7；b3=20~30mm。
第三阶段以全部高碳细粉入炉为终点，并控制发泡层厚度为100~150mm。
S5.熔渣排出：预留金属层以上50~150mm为缓冲层，避免熔渣层对金属液相区的卷吸，排出熔渣，熔融周期结束；
S6.金属回收：重复步骤S1~S5，以等离子灰渣熔融炉的金属外排口高度为基准，待金属层累积至100~150mm高度后，外排金属并回收其中的有价金属。
Claims (10)
1.一种提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，包括步骤如下：
S1.粒度分级：利用超声波筛分技术将来炉的原始底渣按照粒度大小分级为A相、B相和C相，其粒度关系为：A相≥0.5~1.2mm≥B相≥20~75μm≥C相；
S2.碳质调配：测定B相中的残炭质量分数，若低于30%，则利用高碳调配剂将B相中的残炭质量分数提升至30~45%，得到高碳细粉；
S3.炉顶入料：将C相制备为2~7mm的颗粒，并与A相混合得到粗颗粒渣，所述粗颗粒渣与飞灰、添加剂按配料组分进行组分配伍得到炉顶配料，将炉顶配料由等离子灰渣熔融炉的顶部输送入炉；
S4.射流调节：熔融周期开始后，启动射流反应调节系统，通过不同气源将全部高碳细粉射入炉内液相区中，其包括以下阶段：
第一阶段.液相布碳段：该段液相区深度低于200mm，以氩气为气源，射入20 wt.%~30wt.%的高碳细粉；
第二阶段.升温熔融段：该段以熔渣层的深度达到200mm为起始点，以纯氧为气源，射入60 wt.%~70wt.%的高碳细粉；
第三阶段.稳定均化段：该段以炉顶配料全部入炉为起始点，以压缩空气为气源，射入余量的高碳细粉；
S5.熔渣排出：预留金属层以上50~150mm为缓冲层，排出熔渣，熔融周期结束；
S6.金属回收：重复步骤S1~S5，以等离子灰渣熔融炉的金属外排口高度为基准，待金属层累积至100~150mm高度后，外排金属并回收。
2.根据权利要求1所述的提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，所述高碳调配剂包括焦炭细粉和石英砂，其中焦炭细粉分布粒径为100~200μm，石英砂中心粒径为75~100μm，所述高碳调配剂中焦炭细粉的质量分数为75~90%。
3.根据权利要求1所述的提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，所述步骤S2中，当高碳细粉的质量大于原始底渣质量的40%时，将超出原始底渣质量的40%的部分高碳细粉混入粗颗粒渣中。
4.根据权利要求1所述的提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，所述第一阶段中，射流在液相区的射入深度La1满足下式：
其中，L1为第一阶段液相区的熔渣层深度；k1为调节常数，取值0.6~0.8；b1=15~25mm。
5.根据权利要求1所述的提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，所述第二阶段中，射流在液相区的射入深度La2满足下式：
其中，L2为第二阶段液相区的熔渣层深度；k2为调节常数，取值0.4~0.5；b2=35~45mm。
6.根据权利要求1所述的提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，所述第三阶段中，射流在液相区的射入深度La3满足下式：
其中，L3为第三阶段液相区的熔渣层深度；k3为调节常数，取值0.6~0.7；b3=20~30mm。
7.根据权利要求1所述的提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，所述第一阶段中，气源压力为0.45~0.55Mpa，射流输入速率为8~10Nm3/min。
8.根据权利要求1所述的提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，所述第二阶段中，气源压力0.55~0.65Mpa，射流输入速率为（1.4~1.7）ma Nm3/min，其中ma表示原始底渣的质量。
9.根据权利要求1所述的提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，所述第三阶段中，气源压力0.6~0.8Mpa，射流输入速率为（0.5~0.7）ma Nm3/min，其中ma表示原始底渣的质量。
10.根据权利要求1所述的提高等离子灰渣熔融炉的能效和金属回收率的方法，其特征在于，所述第三阶段中，控制发泡层的厚度为100~150mm。
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Citations (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1212191A (en) * | 1967-01-25 | 1970-11-11 | Humphreys & Glasgow Ltd | Metallurgical process |
| US4732700A (en) * | 1986-10-27 | 1988-03-22 | Texaco Inc. | Partial oxidation of vanadium-containing heavy liquid hydrocarbonaceous and solid carbonaceous fuels |
| CN1166862A (zh) * | 1994-09-08 | 1997-12-03 | 金属回收技术有限公司 | 回收有用金属和化学品的方法 |
| JP3730997B1 (ja) * | 2004-07-21 | 2006-01-05 | 三井金属鉱業株式会社 | 溶融飛灰の再資源化処理方法 |
| CN101024712A (zh) * | 2006-02-24 | 2007-08-29 | 吴炳裔 | 改性超细煤粉复合塑料 |
| CN101074776A (zh) * | 2006-05-16 | 2007-11-21 | 殷大众 | 锅炉飞灰重熔铬渣解毒系统及其方法 |
| CN106554826A (zh) * | 2015-09-30 | 2017-04-05 | 中国科学院工程热物理研究所 | 带细粉灰熔融的循环流化床煤气化方法及装置 |
| CN108927398A (zh) * | 2018-05-25 | 2018-12-04 | 天津大学 | 基于CaO-Al2O3-SiO2三相比例调整的等离子体熔融飞灰玻璃化的方法 |
| CN112122307A (zh) * | 2020-09-07 | 2020-12-25 | 上海灿州环境工程有限公司 | 危险废物等离子体熔融处理系统 |
| CN112414132A (zh) * | 2020-11-16 | 2021-02-26 | 西安航天源动力工程有限公司 | 一种垃圾焚烧飞灰资源化处理方法及系统 |
-
2021
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Patent Citations (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1212191A (en) * | 1967-01-25 | 1970-11-11 | Humphreys & Glasgow Ltd | Metallurgical process |
| US4732700A (en) * | 1986-10-27 | 1988-03-22 | Texaco Inc. | Partial oxidation of vanadium-containing heavy liquid hydrocarbonaceous and solid carbonaceous fuels |
| CN1166862A (zh) * | 1994-09-08 | 1997-12-03 | 金属回收技术有限公司 | 回收有用金属和化学品的方法 |
| JP3730997B1 (ja) * | 2004-07-21 | 2006-01-05 | 三井金属鉱業株式会社 | 溶融飛灰の再資源化処理方法 |
| CN101024712A (zh) * | 2006-02-24 | 2007-08-29 | 吴炳裔 | 改性超细煤粉复合塑料 |
| CN101074776A (zh) * | 2006-05-16 | 2007-11-21 | 殷大众 | 锅炉飞灰重熔铬渣解毒系统及其方法 |
| CN106554826A (zh) * | 2015-09-30 | 2017-04-05 | 中国科学院工程热物理研究所 | 带细粉灰熔融的循环流化床煤气化方法及装置 |
| CN108927398A (zh) * | 2018-05-25 | 2018-12-04 | 天津大学 | 基于CaO-Al2O3-SiO2三相比例调整的等离子体熔融飞灰玻璃化的方法 |
| CN112122307A (zh) * | 2020-09-07 | 2020-12-25 | 上海灿州环境工程有限公司 | 危险废物等离子体熔融处理系统 |
| CN112414132A (zh) * | 2020-11-16 | 2021-02-26 | 西安航天源动力工程有限公司 | 一种垃圾焚烧飞灰资源化处理方法及系统 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 杜英智等: "垃圾焚烧炉灰渣熔融处理技术的研究进展", 《能源工程》 * |
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| Publication number | Publication date |
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