CN115216576A - 一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法 - Google Patents

一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN115216576A
CN115216576A CN202210148138.0A CN202210148138A CN115216576A CN 115216576 A CN115216576 A CN 115216576A CN 202210148138 A CN202210148138 A CN 202210148138A CN 115216576 A CN115216576 A CN 115216576A
Authority
CN
China
Prior art keywords
reduction
iron oxide
rotary kiln
temperature
reduction device
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
CN202210148138.0A
Other languages
English (en)
Inventor
叶恒棣
胡兵
魏进超
郑富强
刘臣
储太山
王兆才
师本敬
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.)
Zhongye Changtian International Engineering Co Ltd
Original Assignee
Zhongye Changtian International Engineering 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 Zhongye Changtian International Engineering Co Ltd filed Critical Zhongye Changtian International Engineering Co Ltd
Priority to CN202210148138.0A priority Critical patent/CN115216576A/zh
Publication of CN115216576A publication Critical patent/CN115216576A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/14Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0006Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
    • 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
    • C21B13/08Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in rotary furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2100/00Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/20Increasing the gas reduction potential of recycled exhaust gases
    • C21B2100/22Increasing the gas reduction potential of recycled exhaust gases by reforming
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2100/00Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/60Process control or energy utilisation in the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/62Energy conversion other than by heat exchange, e.g. by use of exhaust gas in energy production
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2100/00Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/80Interaction of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel with other processes

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明提出一种铁氧化物的分步还原方法,采用预还原装置进行预还原‑深度还原装置深度还原的方法,将铁氧化物还原为金属铁过程中易发生的Fe2O3→Fe3O4→FeO→FexO阶段的还原反应在预还原装置中完成,达到一定还原度的预还原产物和残煤一起热装进入深度还原装置中,在深度还原装置中发生FexO→Fe阶段的深度还原反应。进一步提出通过控制铁氧化物在预还原装置内的还原率,以实现铁氧化物的最节能直接还原。

Description

一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法
技术领域
本发明涉及一种铁氧化物的还原工艺,具体涉及一种通过控制直接还原工艺实现铁氧化物最节能直接还原的方法,属于炼铁生产技术领域。
背景技术
将金属铁从含铁矿物(主要为铁的氧化物)中提炼出来的工艺过程,主要有高炉法,直接还原法,熔融还原法等。从冶金学角度而言,炼铁即是铁生锈、逐步矿化的逆行为,简单的说,从含铁的化合物里把纯铁还原出来。在高温下,用还原剂将铁矿石还原得到生铁的生产过程。炼铁的主要原料是铁矿石、焦炭;焦炭的作用是提供热量并产生还原剂一氧化碳。
高炉冶炼是把铁矿石还原成生铁的连续生产过程。铁矿石、焦炭和熔剂等固体原料按规定配料比由炉顶装料装置分批送入高炉,并使炉喉料面保持一定的高度。焦炭和矿石在炉内形成交替分层结构。凡是采用高炉法炼铁存在生产周期长、生产效率低、能源消耗大、污染物产生量大等技术问题。
直接还原铁(DRI)是短流程炼钢流程中废钢的补充品和冶炼优质特钢的理想原料。近年来,世界范围内直接还原铁的生产得到迅速的发展。由于铁矿石资源和天然气缺乏,我国的直接还原工艺发展比较慢,研究和实践热点也集中于煤基直接还原工艺,采用非焦煤生产直接还原铁或金属铁。现有的煤基直接还原工艺中,一般使用氧化球团或者冷固结球团为原料在回转窑中进行反应生产DRI。煤基回转窑直接还原工艺中,炉料从入窑到产品出窑需6-8h,生产周期较长、生产效率低。回转窑直接还原工艺的生产率即单位时间回转窑产出产品的多少通常与窑的尺寸和结构、原料和燃料条件、窑内温度及温度分布、气氛以及装料量等有关,而球团的还原速度是影响直接还原生产周期和生产效率的根本因素。
目前,煤基回转窑直接还原工艺中炉料从入窑到产品出窑需要的时间可长达8小时,生产周期较长、生产效率低。球团还原速度低、在回转窑中保温还原时间长是导致煤基回转窑直接还原工艺生产效率低、生产周期长的根本原因。为了提高直接还原的还原速度,研究人员和从业者提出了一些技术措施,在窑体设计(CN110229939A,一种两段回转窑法非焦炼铁装置)、球团配料(CN106591572A,一种强化铁矿内配碳球团制备及还原的方法)等方面提出了一些措施,但是工业应用的实用性较差,目前仍大都停留在实验阶段,尚未得到推广应用。
煤基回转窑直接还原工艺中还原剂为无烟煤,还原过程中主要涉及的是铁氧化物的简介还原反应和煤的气化反应,即:
FexOy+yC=xFe+yCO (1)
FexOy+yCO=xFe+yCO2 (2)
C+CO2=2CO (3)
式(1)的反应活化能为140-400kJ/mol,式(2)反应活化能为60-80kJ/mol,式(3)的反应活化能为170-200kJ/mol。实际上,反应式(1)相对于反应式(2)和(3)进行的很慢,可以忽略不计。目前研究者大都认为固体碳与铁氧化物之间一般是通过布多尔反应(式(3))生成CO而与铁氧化物进行反应,即固体碳主要是将CO2还原成CO,一般很少直接和铁氧化物直接发生反应。还原反应由球团外部向球团进行,碳的气化速度及气体在球团内部的扩散速度对还原反应的进行程度有较大影响。在还原过程中,球团的还原反应受界面化学反应和内扩散混合控制。随着还原反应的进行,化学反应阻力一直在减小,内扩散阻力一直在增大。因此,还原中后期还原气体难以进入球团内核、还原度增长愈发缓慢,是影响总体还原速度的重要原因。
此外,现有技术中没有针对铁氧化物的还原过程,有针对性的提出分步还原的技术方案,更没有提出如何精准控制铁氧化物分步还原的程度,以实现铁氧化物的最节能直接还原。
发明内容
针对现有煤基回转窑直接还原工艺中还原中后期还原气体扩散速度慢、球团还原速度低导致全流程球团还原速度慢、球团在窑体中保温还原时间长的问题,本发明提出一种铁氧化物的分步还原方法,采用预还原装置进行预还原-深度还原装置深度还原的方法,将铁氧化物还原为金属铁过程中易发生的Fe2O3→Fe3O4→FeO→FexO阶段的还原反应在预还原装置中完成,达到一定还原度的预还原产物和残煤一起热装进入深度还原装置中,在深度还原装置中发生FexO→Fe阶段的深度还原反应。进一步提出通过控制铁氧化物在预还原装置内的还原率,以实现铁氧化物的最节能直接还原。本发明技术将铁氧化物从三价到二价的易还原阶段反应在预还原装置中完成,得到一定还原率的预还原产物在深度还原装置中完成,充分利用了预还原装置和深度还原装置中可提供的还原条件结合铁氧化物还原过程特点,实现了铁氧化物还原过程的高效化。
根据本发明提供的实施方案,提出一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法。
一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法,该方法包括以下步骤:
1)将铁氧化物通过预还原装置进行预还原,得到预还原产物;
2)将预还原产物经过深度还原装置进行深度还原,得到铁水;
其中:根据铁氧化物的品位、预还原装置和深度还原装置的工艺计算铁氧化物直接还原的燃料消耗,调整铁氧化物经过预还原装置进行预还原的还原率,使得铁氧化物实现最节能直接还原。
作为优选,在深度还原装置内,预还原产物与碳发生反应,得到铁水和高温煤气;将高温煤气输送至预还原装置中作为燃烧热源与还原气体,在预还原装置内高温煤气与铁氧化物发生还原反应。
作为优选,所述高温煤气经过煤气重整工序后输送至预还原装置。
在本发明中,所述预还原装置为回转窑、转底炉、隧道窑、流化床或竖炉;优选预还原装置为回转窑。
在本发明中,所述深度还原装置为熔融还原炉、电炉或高炉。
在本发明中,所述铁氧化物的品位γ为45-80%,优选为50-75%,更优选为55-70%。
在本发明中,所述预还原装置的工艺为回转窑的直径、采用回转窑进行预还原的烟气量、回转窑的外排烟气温度、回转窑内烟气中CO的含量、回转窑内铁氧化物的金属化率、经过回转窑预还原后预还原产物中的残煤比、预还原产物热损失。
在本发明中,所述深度还原装置的工艺为经过深还原后铁水中的碳含量、经过深还原后的铁渣比、高温煤气的产量、高温煤气的温度、高温煤气中CO含量、深还原热损失。
作为优选,计算铁氧化物在预还原过程中的燃料消耗,其具体为:
A1)根据预还原的还原率,计算铁氧化物在预还原过程中发生还原反应和加热所需的燃料消耗y1
Figure BDA0003509391900000031
其中:x1为铁氧化物在预还原装置内的还原率;
A2)计算铁氧化物在预还原过程中的热损失带来的燃料消耗y2:y2=41.7/x2;其中,x2为回转窑的直径;
A3)计算回转窑外排烟气带走热量的能源消耗y3:y3=0.3×45.78×10-6x3 x4;尾气用于干燥预热和低温余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x3为采用回转窑进行预还原的烟气量,x4为回转窑的外排烟气温度;
A4)计算燃料在回转窑内燃尽率的能源消耗y4:y4=0.3×0.43x3 x5;尾气用于干燥预热和低温余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x3为采用回转窑进行预还原的烟气量,x5为回转窑内烟气中CO的含量;
A5)预还原产物中残碳和热损失的能源消耗y5:y5=0.2×33.2·10-6×[460x6+250(1-x6)+1250x7]x8;还原产物中的显热和残煤进入熔融还原,能量回收率按照80%计;其中:x6为回转窑内铁氧化物的金属化率、x7为经过回转窑预还原后预还原产物中的残煤比、x8为预还原产物热损失;
A6)计算每吨直接还原铁需要的铁氧化物的量m:m=(1+0.294x1)×γ×β;其中:x1为铁氧化物的还原率,γ为铁氧化物中的铁品位,β为铁回收率;
计算不同预还原的还原率的情况下,铁氧化物在预还原过程中的燃料消耗:
①当0<x1≤11.1%时,预还原燃料消耗y,
Figure BDA0003509391900000041
②当11.1%<x1≤33.3%时,预还原燃料消耗y,
Figure BDA0003509391900000042
③当x1>33.3%时,预还原燃料消耗y,
Figure BDA0003509391900000043
作为优选,计算预还原产物在深度还原过程中的燃料消耗,其具体为:
B1)计算用于预还原产物还原的燃料消耗z1,z1=373.5(1-x1);其中:x1为铁氧化物的还原率;
B2)计算产物铁水中的碳潜热的燃料消耗z2,z2=1160x9;其中:x9为经过深还原后铁水中的碳含量;
B3)计算铁水显热的燃料消耗z3,z3=0.2×37.28,铁水进入炼钢工序,能量利用率按照80%计;
B4)计算经过深度还原,渣相显热的燃料消耗z4,z4=52.18x10;其中:x10为经过深还原后的铁渣比;
B5)计算深度还原过程中高温煤气显热的燃料消耗z5,z5=0.3×42.96×10-6x11x12;尾气用于回转窑预还原和余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x11为高温煤气的产量,x12为高温煤气的温度;
B6)计算深度还原过程中高温煤气潜热的燃料消耗z6,z6=0.3×[0.43x11 x13-105.29(1-x1)],尾气用于回转窑预还原和余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x11为高温煤气的产量,x13为高温煤气中CO含量;
B7)计算深度还原过程中热损失的燃料消耗z7
计算不同还原率的预还原产物在深度还原过程中的燃料消耗:
Figure BDA0003509391900000051
作为优选,铁氧化物通过预还原装置进行预还原,得到还原率不同的预还原产物,然后再经过深度还原装置进行深度还原,得到铁水;计算铁氧还原整个直接还原的总燃料消耗R,具体为:
①当0<x1≤11.1%时,总得燃料消耗R,
Figure BDA0003509391900000052
②当11.1%<x1≤33.3%时,总得燃料消耗R,
Figure BDA0003509391900000053
③当x1>33.3%时,总得燃料消耗R,
Figure BDA0003509391900000054
根据实际工艺中,铁氧化物的品位、回转窑的直径、采用回转窑进行预还原的烟气量、回转窑的外排烟气温度、回转窑内烟气中CO的含量、回转窑内铁氧化物的金属化率、经过回转窑预还原后预还原产物中的残煤比、预还原产物热损失、经过深还原后铁水中的碳含量、经过深还原后的铁渣比、高温煤气的产量、高温煤气的温度、高温煤气中CO含量、深还原热损失;控制铁氧化物在预还原装置中的还原率,使得铁氧化物直接还原的总燃料消耗R最小。
作为优选,控制铁氧化物在预还原装置中的还原度为η,η为40-80%,优选为50-70%,更优选为60-65%。
在本发明中,通过实时检测预还原装置内物料的电导率,通过电导率分析预还原装置内物料的状态,从而监测铁氧化物在预还原装置内的还原情况。
作为优选,控制铁氧化物经过预还原装置还原得到预还原产物的电导率为1*105-1*107Ω-1·m-1,优选为3*105-7*106Ω-1·m-1,更优选为5*105-5*1*106Ω-1·m-1
在本发明中,通过控制铁氧化物内的配碳量、铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间、预还原装置内的还原温度中的一项或多项,从而控制铁氧化物在预还原装置中的还原度;而且,铁氧化物在预还原装置中的还原度与铁氧化物内的配碳量、铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间、预还原装置内的还原温度均成正比。
作为优选,控制铁氧化物内的配碳量为10-40wt%,优选为15-30wt%,更优选为20-25wt%;进一步优选为20-25%;例如20%,21%,22%,23%,24%,25%。该配碳量为进入预还原装置的铁氧化物中煤炭量占整个铁氧化物的重量比。
作为优选,控制铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间60-180min,优选为70-140min,更优选为90-120min;例如:80min,90min,100min,110min,120min。铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间是指铁氧化物在预还原装置内温度最高区段停留的时间。
作为优选,控制预还原装置内的还原温度800-1400℃,优选为850-1300℃,更优选为900-1200℃。例如:900℃,1000℃,1050℃,1100℃,1150℃,1200℃,1300℃,1400℃。预还原装置内的还原温度是指预还原装置内的最高温度区段。
作为优选,实时检测预还原装置内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1,其具体为:
建立电导率与预还原装置内物料的状态、物料还原度的关系:
若σ≤0.1Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要Fe2O3的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为[0,1%];
若0.1<σ≤1000Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要Fe3O4的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(1%,11.1%];
若1000<σ≤1*105Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要FeO的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(11.1%,33.3%];
若1*105<σ≤1*107Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要FeO和Fe的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(33.3%,80%];
若σ>1*107Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要Fe的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(80%,1]。
作为优选,根据铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1,调整铁氧化物在预还原装置内进行还原的工艺条件;其具体为:
如果x1=(1±10%)x,保持现有的铁氧化物内的配碳量、铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间、预还原装置内的还原温度继续运行;
如果x1>(1+10%)x,通过以下任意一种或多种手段进行调解:减少铁氧化物内的配碳量、降低预还原装置内的还原温度、缩短铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间,控制铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x;
如果x1<(1-10%)x,通过以下任意一种或多种手段进行调解:提高铁氧化物内的配碳量、升高预还原装置内的还原温度、延长铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间,控制铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x。
在本发明中,所述降低预还原装置内的还原温度通过以下手段实现:降低回转窑内的喷煤量和/或减少回转窑的二次进风量。
在本发明中,所述升高预还原装置内的还原温度通过以下手段实现:增加回转窑内的喷煤量和/或增加回转窑的二次进风量。
在本发明中,所述缩短铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间通过增加回转窑的转速实现。
在本发明中,所述延长铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间通过减小回转窑的转速实现。
作为优选,所述减少铁氧化物内的配碳量具体为:配碳量的每次减少量△m=10%m1,其中m1为铁氧化物内的原始配碳量;即如果x1>(1+10%)x,控制下一批次铁氧化物内的配碳量mi=mi-1-△m;然后继续通过实时检测预还原装置内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然大于(1+10%)x,则再一次减少下一批次铁氧化物内的配碳量△m,直至铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x。
作为优选,所述提高铁氧化物内的配碳量具体为:配碳量的每次增加量△m0=10%m1,其中m1为铁氧化物内的原始配碳量;即如果x1<(1+10%)x,控制下一批次铁氧化物内的配碳量mi=mi-1+△m;然后继续通过实时检测预还原装置内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然小于(1+10%)x,则再一次增加下一批次铁氧化物内的配碳量△m,直至铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x。
作为优选,所述降低回转窑内的喷煤量具体为:喷煤量的每次减少量△p=10%p1,其中p1为回转窑内的原始喷煤量;即如果x1>(1+10%)x,控制回转窑内的喷煤量pj=pj-1-△p;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然大于(1+10%)x,则再一次减少喷煤量△p,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x。
作为优选,所述增加回转窑内的喷煤量具体为:喷煤量的每次增加量△p=10%p1,其中p1为回转窑内的原始喷煤量;即如果x1<(1+10%)x,回转窑内的喷煤量pj=pj-1+△p;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然小于(1+10%)x,则再一次增加喷煤量△p,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x。
作为优选,所述减少回转窑的二次进风量具体为:二次进风量的每次减少量△f=10%f1,其中f1为回转窑的原始二次进风量;即如果x1>(1+10%)x,控制回转窑的二次进风量fk=fk-1-△f;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然大于(1+10%)x,则再一次减少二次进风量△f,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x。
作为优选,所述增加回转窑的二次进风量具体为:二次进风量的每次增加量△f=10%f1,其中f1为回转窑的原始二次进风量;即如果x1<(1+10%)x,控制回转窑的二次进风量fk=fk-1+△f;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然小于(1+10%)x,则再一次增加二次进风量△f,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x。
作为优选,所述增加回转窑的转速具体为:转速的每次增加量△s=10%s1,其中s1为回转窑的原始转速;即如果x1>(1+10%)x,控制回转窑的转速sr=sr-1+△s;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然大于(1+10%)x,则再一次增加转速△s,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x。
作为优选,所述减小回转窑的转速具体为:转速的每次减小量△s=10%s1,其中s1为回转窑的原始转速;即如果x1<(1+10%)x,控制回转窑的转速sr=sr-1-△s;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然小于(1+10%)x,则再一次减小转速△s,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x。
在本发明中,所述高温煤气经过煤气重整工序后输送至预还原装置具体为:经过预还原装置预还原得到的预还原产物进入重整竖井,物料在重整竖井中自上向下流动,从重整竖井的底部排除进入深度还原装置;深度还原装置中产生的高温煤气从重整竖井的下部或底部进入,在深度还原装置中高温煤气与预还原产物接触,发生布多尔反应和水煤气反应,实现重整,重整后的高温煤气输送至预还原装置中作为还原气体。
作为优选,深度还原装置中产生的高温煤气经过除尘后输送至重整竖井。
作为优选,从深度还原装置排出高温煤气的温度大于1400℃,优选为大于1500℃,更优选为大于1600℃。例如:1400℃,1450℃,1500℃,1550℃,1600℃,1650℃,1700℃,1800℃。
作为优选,经过重整竖井后得到的重整后的高温煤气中,CO的含量高于30vol%,优选CO的含量高于35vol%。
作为优选,经过重整竖井后得到的重整后的高温煤气中,H2的含量高于2vol%,优选H2的含量高于3vol%,更优选H2的含量高于5vol%。
根据本发明提供的第二种实施方案,提供一种铁氧化物直接还原系统。
一种铁氧化物直接还原系统或者用于第一种实施方案中所述方法的系统,该系统包括预还原装置和深度还原装置。其中,预还原装置的出料口与深度还原装置的进料口连通,深度还原装置的出气口连通至预还原装置的进气口。
作为优选,该系统还包括重整竖井。重整竖井包括进料口、出料口、进气口和出气口。预还原装置的出料口连通至重整竖井的进料口。重整竖井的出料口连通至深度还原装置的进料口。深度还原装置的出气口连通至重整竖井的进气口。重整竖井的出气口连通至预还原装置的进气口。
作为优选,所述预还原装置为回转窑、转底炉、隧道窑、流化床或竖炉。优选预还原装置为回转窑。
作为优选,所述深度还原装置为熔融还原炉、转炉、电炉或高炉。
本技术采用预还原装置预还原-深度还原装置深度还原的方法,将铁氧化物还原为金属铁过程中易发生、但是耗时较长的Fe2O3→Fe3O4→FeO→FexO阶段的还原反应在预还原装置中完成,预还原装置中的还原剂主要为配加的煤基还原剂和深度还原装置炉顶煤气,主要有效成分为CO和H2,在预还原装置预还原阶段,也会有部分金属铁形成。因此,回转窑内主要发生以下反应:
3Fe2O3(s)+CO(g)=2Fe3O4(s)+CO2(g)。
xFe3O4(s)+(4x-3)CO(g)=3FexO(s)+(4x-3)CO2(g)。
FexO(s)+CO(g)=xFe(s)+CO2(g)。
3Fe2O3(s)+H2(g)=2Fe3O4(s)+H2O(g)。
xFe3O4(s)+(4x-3)H2(g)=3FexO(s)+(4x-3)H2O(g)。
FexO(s)+H2(g)=xFe(s)+H2O(g)。
在预还原装置内,Fe2O3首先被还原成Fe3O4,铁氧化物的晶型结构发生第一次变化,铁氧化物的还原度从0提升到11.1%。然后从Fe3O4被还原成FeO,铁氧化物的晶型结构发生第二次变化,铁氧化物的还原度从11.1%提升到33.3%。再从FeO被还原成FexO,铁氧化物的晶型结构发生第三次变化,铁氧化物的还原度从33.3%提升到80%左右;在这个过程中,已经出现了部分单质铁的晶体,单质铁晶体与其他铁氧化物一起进入深度还原装置中,该部分单质铁晶体作为“核”,加速了其他铁氧化物在深度还原装置内的铁氧化物的还原、铁晶体长大。也就是说在预还原装置内发生的反应为:大部分Fe2O3被还原成FeO,部分Fe2O3被还原成Fe;被还原成FeO和被还原成Fe的物质组成达到一定还原度的预还原产物。
达到一定还原度的预还原产物和残煤一起热装进入深度还原装置中,在深度还原装置中发生FexO→Fe阶段的深度还原反应,还原剂主要为溶解在熔融态渣铁中的C,主要发生以下反应:
FexO(s)+[C]=xFe(s)+CO(g)。
在深度还原装置中,达到一定还原度的预还原产物与碳变为熔融状态,将达到一定还原度的预还原产物中的铁氧化物以达到一定还原度的预还原产物中的铁为核,进一步被还原成单质铁,实现整个铁氧化物的还原。由于+2价的铁还原成单质铁,要求的工艺条件较为苛刻,动力学能量和热力学能量要求较高,所以采用深度还原装置,使得铁氧化物与还原剂都进入液态(预还原装置内为气固态反应),液态反应加速了铁氧化物的还原。
本发明的技术特点有:
(1)通过控制预还原装置预还原-深度还原装置深度还原两步的还原度,实现铁氧化物还原过程的高效化。预还原装置还原过程主要是煤的汽化、铁氧化物与一氧化碳或氢气的气固还原反应,因料层在下和气体流在料层上,导致传质和传热效率较低,且预还原装置因易结圈,还原温度一般不超过1250℃,这导致预还原装置中还原反应发生速度较慢,因此,将铁氧化物在预还原装置中完全还原为金属铁需要很长的时间,但只还原到亚铁阶段(包括部分单质铁),则反应时间大大减短。深度还原装置的还原反应主要发生在1400℃以上的熔融态渣铁中,反应物均为熔态(液态),因此还原反应发生速率极快。但深度还原装置中物料需先熔化成熔融态,三氧化铁和四氧化三铁溶化温度较高,因此,若是直接在深度还原装置中还原高价铁氧化物,将会极大的增加能耗。
本技术将铁氧化物从三价到二价的易还原阶段反应在预还原装置中完成,将亚铁到金属铁的难还原阶段反应在深度还原装置中完成。充分利用了预还原装置和深度还原装置中可提供的还原条件结合铁氧化物还原过程特点,实现了铁氧化物还原过程的高效化。
(2)通过能量的合理梯级利用,实现能耗的最低化。熔融还原过程产生大量温度高达1500℃以上的高温煤气,这部分高温煤气带有大量的显热和潜热,本技术将这部分高温煤气引入煤基预还原装置中,利用这部分高温煤气的显热和潜热以及其中的还原气体,在预还原装置中实现铁氧化物的预还原,且能有效降低回转窑的能耗。
为了优化铁氧化物的还原过程,如果将铁氧化物的还原全部放在预还原装置内进行,一则大大延长了铁氧化物的还原时间,二则铁氧化物的还原不彻底,而且物料在预还原装置内极其容易出现结圈现象。如果将铁氧化物的还原全部放在深度还原装置内进行,由于三氧化铁和四氧化三铁溶化温度较高,大大增加了铁氧化物的还原能耗,而且降低了铁氧化物的还原效率。因此,将铁氧化物的还原过程合理分配在预还原装置和深度还原装置内进行,对于铁氧化物的还原效率、能耗、避免结圈现象等技术问题至关重要。
在本发明中,控制铁氧化物在预还原装置中的还原度为η,η为40-80%,优选为50-70%,更优选为60-65%。也就是说,在预还原装置内,控制大部分三氧化铁被还原成氧化亚铁的状态、部分三氧化铁被还原成单质铁的状态是最合理的。通过实验发现,如果三氧化铁全部仅仅被还原成氧化亚铁的预还原产物,然后将预还原产物再经过深度还原装置中进行深度还原。预还原产物在深度还原装置内的还原效率依然较低,能耗消耗依然较大。如果预还原产物中包含了部分单质铁,则预还原产物在深度还原装置内的还原效率大大提升。
通过实验研究发现,控制铁氧化物在预还原装置中的还原度为η,η为40-80%,优选为50-70%,更优选为60-65%。为较合理的技术方案,既能提高铁氧化物的整个还原效率,又能减小铁氧化物被还原单质铁的能量消耗。
在本发明的技术方案中,将铁氧化物采用直接还原,并且铁氧化物的直接还原分两步进行,第一步在预还原装置中进行预还原,得到获得一定还原率的预还原产物;然后将预还原产物经过深度还原装置进行深度还原,获得铁水。在分步还原过程中,根据铁氧化物的品位,预还原装置的结构特点、深度还原装置的结构特点,通过这些客观存在的工艺条件,选择铁氧化物在预还原装置中合适的还原率,结合预还原和深度还原,使得铁氧化物的整个直接还原过程中燃料总消耗最少,实现最节能的铁氧化物直接还原。
在实际工艺中,由于铁氧化物的品位是不稳定的,每一个炼铁厂的预还原装置和深度还原装置也不是统一的,所以需要根据实际工艺条件,选择铁氧化物分步直接还原的分配程度,结合铁氧化物的品位、预还原装置和深度还原装置的工艺,得出铁氧化物在预还原装置中的最佳还原程度,实现铁氧化物实现最节能直接还原。
在本发明的技术方案中,预还原装置的工艺为回转窑的直径、采用回转窑进行预还原的烟气量、回转窑的外排烟气温度、回转窑内烟气中CO的含量、回转窑内铁氧化物的金属化率、经过回转窑预还原后预还原产物中的残煤比、预还原产物热损失。也就是说,铁氧化物的预还原过程的燃料消耗受回转窑的直径、采用回转窑进行预还原的烟气量、回转窑的外排烟气温度、回转窑内烟气中CO的含量、回转窑内铁氧化物的金属化率、经过回转窑预还原后预还原产物中的残煤比、预还原产物热损失等因素的影响。
在本发明的技术方案中,所述深度还原装置的工艺为经过深还原后铁水中的碳含量、经过深还原后的铁渣比、高温煤气的产量、高温煤气的温度、高温煤气中CO含量、深还原热损失。也就是说,预还原产物的深度还原过程的燃料消耗受经过深还原后铁水中的碳含量、经过深还原后的铁渣比、高温煤气的产量、高温煤气的温度、高温煤气中CO含量、深还原热损失的影响。
本发明控制预还原装置中铁氧化物的还原度基于以下理论:
(1)铁氧化物的预还原过程的燃料消耗为预还原过程中发生还原反应和加热所需的燃料消耗、铁氧化物在预还原过程中的热损失带来的燃料消耗、回转窑外排烟气带走热量的能源消耗、燃料在回转窑内燃尽率的能源消耗、预还原产物中残碳和热损失的能源消耗之和。
回转窑直接还原的能耗主要与铁矿原料的还原、窑体热损失、烟气温度、燃烬率、热球和残煤温降等有关。
Figure BDA0003509391900000121
其中:x1为还原率,%;x2为窑直径,m;x3为烟气量,Nm3;x4为烟气温度,℃;x5为烟气中CO含量,%;x6为金属化率,%;x7为残煤比;x8为热球和残煤温降,℃
1)反应还原和加热所需的燃耗
还原全铁含量为γ(铁氧化物的品位)的赤铁矿时,生产一吨海绵铁需要的还原剂折合标煤288.7kg,理论上还原产生的CO完全燃烧产生的热量大于还原反应吸收的热量。燃烧产物离开窑体温度为400℃时,热源的燃料消耗折合标煤53.5kg。因此,将还原工艺需要和加热需要的燃耗合并,煤基直接还原的最低总燃耗为标煤342.2kg/t。反应还原和加热所需的燃耗为342.2x1
铁氧化物在还原过程中逐渐失氧,从Fe2O3到Fe3O4到FeO再到Fe,每个阶段的失氧比例分别为1/9,2/9,6/9,失氧还原的每个阶段难度不同,结合铁氧化物与CO反应的平衡相图,每个还原反应所需的CO分压不同,按照Fe2O3到Fe3O4,所需CO分压为5%,Fe3O4到FeO,所需CO分压为20%,FeO到Fe,所需CO分压为80%。Fe2O3还原到Fe总需CO分压80%,按每一段占比划分失氧难度,Fe2O3到Fe3O4难度为5/80,Fe3O4到FeO难度为15/80,FeO到Fe难度为60/80,失氧难度对应每段所需的燃耗比例。Fe2O3还原为Fe的三个阶段中,综合考虑失氧比例(还原率)和难度,可分为三个阶段,所对应的燃耗方程分别为:
铁氧化物还原过程所需能耗可表示为
192.5x1(0<x1<11.1%)
21.4+288.7(x1-11.1%)(11.1%<x1<33.3%)
85.6+385.0(x1-33.3%)(33.3%<x1)
2)热损失对应的燃耗
热损失一半包括散热损失和蓄热损失。每当热损失增加1GJ/t时,燃耗折合标煤约增加33.2kg/t。回转窑运行期间整体保持恒温,无蓄热损失。根据干法回转窑散热经验公式Q散=1255.5/D kJ/kg熟料。干法回转窑散热仅与窑体直径有关。合并上面两项为41.7/x2
3)烟气显热对应的燃耗
吨还原铁矿尾气产生量为x3 Nm3,尾气温度为x4℃,则尾气显热约为kJ,折合标煤为0.3×45.78×10-6x3 x4 kg标煤,尾气用于干燥预热和低温余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计。
4)燃烬率对应的燃耗
CO燃烧放热量为283.02kJ/mol,尾气中CO含量为x5,则尾气的潜热约为(1.29×1000×x3 x5/28)×283.02kJ,折合标煤为0.3×0.43x3 x5 kg标煤,尾气用于干燥预热和低温余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计。
5)热球和残煤热损失对应的燃耗
热球和残煤从窑头排出后在降温过程中会损失部分热量,球团中包含金属铁和未还原的铁矿原料,金属铁的比热为0.46kJ/(kg℃),铁矿比热约为0.25kcal/(kg℃),煤在900℃下的比热为1.25kJ/(kg℃),则每吨直接还原铁降温过程热损失折合标煤为0.2×[460x6+250(1-x6)+1250x7]x8·33.2·10-6,还原产物中的显热和残煤进入熔融还原,能量回收率按照80%计。
6)直接还原产物折合铁水
每吨直接还原铁矿产物需要铁矿1+0.294x1吨,铁回收率β按98.5%计算,可产生铁水(1+0.294x1)×γ×β吨。
(2)预还原产物的深度还原过程的燃料消耗为预还原料的深还原燃耗、铁水中碳潜热燃耗、铁水显热对应的燃耗、渣的显热对应的燃耗、尾气显热对应的燃耗、尾气潜热对应的燃耗、热损失比例对应的燃耗之和。
熔融还原的能耗主要包括预还原料的还原、铁水中碳潜热、铁水显热、渣的显热、尾气显热、尾气化学潜热和系统热损失等。
Figure BDA0003509391900000141
其中x9为铁水碳含量,%;x10为吨铁渣比;x11为吨铁尾气产生量,Nm3;x12为尾气温度℃,x13为尾气中CO含量,x14为热损失率,%
1)预还原料的深还原燃耗
碳还原铁氧化物的理论方程式为:
2Fe2O3+6C+(3.49/2)O2=4Fe+2.51CO+3.49CO2
根据热力学计算,理论上还原1吨铁需要322kg碳素(其中187kg用作还原剂,135kg用于发热剂)和175Nm3的氧气。
我国标准煤的发热量是7000kcal/kg=29307kJ/kg,而纯碳的发热量为33900kJ/kg,如略去煤中的挥发份与其它少量物质的发热量,则标准煤中纯碳含量为:29307/33900=86.5%。1kg碳素折合标煤1.16kg。
因此,用于预还原料的深还原碳素为322(1-x1),1kg碳素折合标煤1.16kg,因此,用于深还原的燃耗为373.5(1-x1)kg标煤。
2)铁水中碳潜热燃耗
铁水中碳含量为x9,则生产1吨铁水其中碳含量为1000x9kg,折合标煤为1160x9 kg标煤。
3)铁水显热对应的燃耗
1吨铁水的显热大约268305kcal,折合标煤为0.2×37.28kg标煤,铁水进入炼钢工序,能量利用率按照80%计。
4)渣的显热对应的燃耗
1kg渣的显热为375.5kcal,吨铁渣比为x10,吨铁渣量为1000x10kg,则渣的显热为375500x10 kcal,折合标煤为52.18x10kg标煤。
5)尾气显热对应的燃耗
吨铁尾气产生量为x11 Nm3,尾气温度为x12℃,则尾气显热约为1.29x11x121.003kJ,折合标煤为0.3×42.96×10-6x11 x12 kg标煤,尾气用于回转窑预还原和余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计。
6)尾气潜热对应的燃耗
CO燃烧放热量为283.02kJ/mol,尾气中CO含量为x13,则尾气的潜热约为(1.29×1000×x11x13/28)×283.02kJ,折合标煤为0.3×[0.43x11 x13-105.29(1-x1)]kg标煤,尾气用于回转窑预还原和余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计。
7)热损失比例对应的燃耗
熔融还原热损失与生产规模、炉体直径、耐火材料及水冷壁冷却效率等有关,热损失率用x14表示。
(3)直接还原-熔融还原燃耗公式
R=y1+y2
x1为还原率,%;x2为窑直径,m;x3为烟气量,Nm3;x4为烟气温度,℃;x5为烟气中CO含量,%;x6为金属化率,%;x7为残煤比,%;x8为热球和残煤温降,℃;x9为铁水碳含量,%;x10为吨铁渣比,%;x11为吨铁尾气产生量,Nm3;x12为尾气温度,℃,x13为尾气中CO含量,%;x14为热损失率,%。
计算铁氧还原整个直接还原的总燃料消耗R,具体为:
①当0<x1≤11.1%时,总得燃料消耗R,
Figure BDA0003509391900000151
②当11.1%<x1≤33.3%时,总得燃料消耗R,
Figure BDA0003509391900000152
③当x1>33.3%时,总得燃料消耗R,
Figure BDA0003509391900000161
(4)实现最节约路线
按照生产规模,选定预还原装置(例如回转窑)的规模,按照预还原装置(例如回转窑)规模确定预还原装置(例如回转窑)直径x2。根据铁矿原料特性,拟定不同的还原率x1。根据铁氧化物的品位、预还原装置(例如回转窑)的特点和拟定了还原率,确定不同还原率下理论的回转窑烟气量x3、烟气温度x4;检测根据设定工艺生产的排放物的特征,检测得到烟气中CO含量x5、金属化率x6、残煤比x7、热球和残煤温降x8。根据以上参数可以计算出不同还原率下铁氧化物预还原的燃料消耗y1。
按照生产规模,选定深度还原装置(例如熔融还原炉)的规模,按照深度还原装置(例如熔融还原炉)规模可知炉体直径、耐火材料及水冷壁冷却效率、熔融还原炉热损失率x14。根据冶炼要求可确定铁水碳含量x9,根据该工艺进行实验,检测经过深度还原后产物的特征,可确定吨铁渣比x10,根据预还原度和金属化率,可确定铁尾气产生量x11,结合熔融还原炉热效率并通过检测确定尾气温度x12和尾气中CO含量x13。根据以上参数可以计算出深度还原装置(例如熔融还原炉)的深度还原燃料消耗y2。
作为优选,深度还原装置高温煤气返回预还原装置作为还原剂和热源的利用效率会影响预还原装置运行的热工制度及配煤量,进而又影响到预还原装置的烟气量x3、烟气温度x4、烟气中CO含量x5、金属化率x6、残煤比x7、热球和残煤温降x8等参数;如果采用将高温煤气输送至预还原装置中作为燃烧热源与还原气体的技术方案,根据该方案实施后,检测预还原装置的烟气量x3、烟气温度x4、烟气中CO含量x5、金属化率x6、残煤比x7、热球和残煤温降x8;按照上述方法对预还原燃耗y1的计算重新进行平衡。
最终按照预还原-深度还原燃耗公式计算,获得在不同条件下的R值,当R值最小时,即为铁氧化物采用预还原-深度还原方式的燃耗最低。
在本发明的优选方案中,通过实时检测预还原装置内物料的电导率,通过电导率分析预还原装置内物料的状态,从而监测铁氧化物在预还原装置内的还原情况。
电导率检测的基本原理:
在回转窑中,还原用含铁原料主要成分为Fe2O3、Fe3O4等,在窑尾至窑头的迁移过程中,铁氧化物在不同温度、气氛条件下被逐级还原为FeO和Fe,此时铁氧化物成分变化导致电、磁导率发生变化。当窑内的温度超过材料的居里温度时,铁磁性材料转变成顺磁性材料,即相对磁导率约为1,此时物料的成分变化仅改变自身电导率,因此可根据回转窑内含铁原料电导率的变化来判断检测点铁氧化物还原程度、物料成分及温度。
基于电导率的非接触式测温及物料成分检测装置与方法检测装置与方法能够在不受容器内部复杂环境的影响,不干扰物料本身特性的同时,精确检测温度与物料成分,防止料层温度偏高引发的结圈问题,有效控制预还原-熔融还原工艺、直接还原铁-电炉工艺中炉料的预还原度或金属化率。
物料电导率的检测主要采用电涡流检测法,将检测线圈置于金属材料的试件上方,向线圈中加入交变激励信号,线圈周围产生交变磁场,置于此磁场中的金属导体就产生电涡流,而此电涡流也将产生磁场,它们方向相反,由于磁场的反作用使通电线圈的有效阻抗发生变化,这种线圈阻抗的变化完整地而且唯一的反映了待测物体的涡流效应。
保持检测环境不变,当检测不同电导率的物料时,由于表层产生的涡流大小不同,对检测线圈阻抗的影响也就不一样,因此通过测量线圈阻抗的变化情况就可以测定金属材料的电导率。
采用回转窑进行预还原,电导率检测装置设计:
回转窑外壁钢板设计开孔,用于减小钢板涡流效应对线圈阻抗的干扰,使线圈产生的磁场能传递到窑内物料表面。
耐火内衬设计开孔,不打穿内衬,留一定厚度隔热,同时嵌入磁芯导磁,增强到达物料的磁场并传导物料涡流产生的阻碍磁场,仅使用一根磁芯进行导磁,减少空气间隙中磁场的衰减。
电导率检测过程:
(1)常规回转窑分为四段,一般在预热段发生Fe2O3→Fe3O4→FeO,在焙烧段发生FeO→FexO;经查询资料,Fe2O3、Fe3O4、FeO及Fe的电阻率ρ及电导率
Figure BDA0003509391900000171
如下:
物质 电阻率/Ω·m 电导率/Ω<sup>-1</sup>·m<sup>-1</sup>
Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub> 10<sup>2</sup> 10<sup>-2</sup>
Fe<sub>3</sub>O<sub>4</sub> 10<sup>-2</sup> 10<sup>2</sup>
FeO 10<sup>-4</sup> 10<sup>4</sup>
Fe 10<sup>-7</sup> 10<sup>7</sup>
(2)由于铁氧化物还原时逐级进行,认为还原物料的铁氧化物组成为单一或两种,如Fe2O3与Fe3O4、Fe3O4与FeO、FeO与Fe,因此将两种铁氧化物纯物质按不同比例混合,测定混合物的σ,建立σ与铁氧化物含量比的方程;然后将已知σ混合物经在还原温度T、还原时间t的条件下进行还原焙烧,对焙烧产物进行化学组成与σ的检测,对关系式不断修正,最终得出:
Figure BDA0003509391900000181
同时,建立物料还原度Δη与电导率Δσ,Δσ与还原温度T、还原时间t之间的关系式:
Δη=κΔσ=f(T,t)
(3)在实际生产中,已知化学组成的物料(即已知σ1、η1)从回转窑窑尾进入,经历干燥、预热、焙烧,转化为未知化学组成的预还原物料,工艺条件分别为配碳量Mc,还原温度T,还原时间t;在回转窑的预热段与焙烧段结束位置安装多个(一圈3-4个)电导率检测装置,及时测出预还原物料的电导率σ2,得出
Δη=κΔσ=κ(σ21)
η2=η1+Δη
(4)当η2值为深度还原装置所需炉料的预还原度η·(1±10%)时,保持现有工艺条件;当η2值超过深度还原装置所需炉料的预还原度η·(1+10%)时,应及时适当降低还原温度T(如降低喷煤量,减少二次风量),降低还原时间t(如加快转速);当η2值低于深度还原装置所需炉料的预还原度η·(1-10%)时,应及时适当提高还原温度T(如增加喷煤量,多喷孔喷加气体燃料),增加还原时间t(如加快转速)及提高配煤量Mc
通过实验研究,控制铁氧化物经过预还原装置还原得到预还原产物的电导率为1*105-1*107Ω-1·m-1,优选为3*105-7*106Ω-1·m-1,更优选为5*105-5*1*106Ω-1·m-1。通过检测的电导率,然后分写对应物质的成分含量,即可计算出铁氧化物在预还原装置内的还原度。
电导率为1*105-1*107Ω-1·m-1时,铁氧化物的还原度为40-80%。
电导率为3*105-7*106Ω-1·m-1时,铁氧化物的还原度为50-70%。
电导率为5*105-5*1*106Ω-1·m-1时,铁氧化物的还原度为60-65%。
因此,本发明的发明人通过实验发现,可以通过检测物料的电导率,从而得出物料被还原的还原度。
经过研究发现,铁氧化物在预还原装置的还原度与铁氧化物内的配碳量、铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间、预还原装置内的还原温度存在直接的关系;而且,铁氧化物在预还原装置中的还原度与铁氧化物内的配碳量、铁氧化物在预还原装置窑内的保温还原时间、预还原装置内的还原温度均成正比。
通过实验研究得出:
为了控制铁氧化物的还原度为40-80%,应该控制铁氧化物内的配碳量为10-40wt%,控制铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间60-180min,控制预还原装置内的还原温度800-1400℃。
为了控制铁氧化物的还原度为50-60%,应该控制铁氧化物内的配碳量为15-30wt%,控制铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间70-140min,控制预还原装置内的还原温度850-1300℃。
为了控制铁氧化物的还原度为60-65%,应该控制铁氧化物内的配碳量为20-25wt%,控制铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间90-120min,控制预还原装置内的还原温度900-1200℃。
因此,可以通过控制铁氧化物中的配碳量和铁氧化物在预还原装置内的还原工艺条件,从而控制铁氧化物在预还原装置内的还原度。然后通过检测预还原产物的电导率对还原度进行检测,在通过调整铁氧化物中的配碳量和铁氧化物在预还原装置内的还原工艺条件,实现还原度的实时控制。
在本发明中,铁氧化物内的配碳量是指进入预还原装置的铁氧化物中煤炭量占整个铁氧化物的重量比。铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间是指铁氧化物在预还原装置内温度最高区段(例如1000-1250℃)停留的时间。预还原装置内的还原温度是指预还原装置内的最高温度区段(例如1000-1250℃)。
由于铁氧化物的还原过程存在以下状态,Fe2O3、Fe3O4、FeO、FexO(即FeO与Fe共存)和Fe;通过检测不同还原程度的铁氧化物的电导率,分析该还原程度下的预还原产物中铁氧化物的成分,即可建立电导率与回转窑内物料的状态、物料还原度的关系如下:
若σ≤0.1Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要Fe2O3的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为[0,1%];说明铁氧化物还未开始被还原或者被还原的部分很少;
若0.1<σ≤1000Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要Fe3O4的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(1%,11.1%];说明铁氧化物开始被还原或者已经被还原成Fe3O4,但是还未被还原成FeO。
若1000<σ≤1*105Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要FeO的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(11.1%,33.3%];说明铁氧化物已经被还原超过了Fe3O4的状态,开始被还原或者已经被还原成FeO的状态,但是还未被还原成Fe。
若1*105<σ≤1*107Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要FeO和Fe的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(33.3%,80%];说明铁氧化物已经被还原超过了FeO的状态,而且有一部分开始被还原或者已经被还原成Fe的状态,但是还未全部被还原成Fe。
若σ>1*107Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要Fe的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(80%,1]。说明铁氧化物已经全部被还原成Fe。
通过实验研究,可以通过检测预还原产物的电导率,检测预还原产物的成分,得出铁氧化物的还原度。根据本发明的工艺条件,在不同的还原条件下,根据铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1,及时调整铁氧化物在预还原装置内进行还原的工艺条件,使得铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x。
在本发明的优选方案中,由于深度还原装置的深度还原工序发生铁氧化物与碳的反应,生成铁、一氧化碳和部分的二氧化碳,具体反应为:FexO(s)+C=xFe(s)+CO(g)+CO2(g)。该反应工序得到高温的一氧化碳和二氧化碳气体,统称为“高温煤气”。深度还原装置中产生的高温煤气温度大于1400℃,最高可达1700℃以上,且带有一定压力。在本发明的技术方案中,充分利用该高温煤气的热量和热值,回转窑中需要高温环境,同时需要还原性气体,本发明中深度还原装置产生的高温煤气输送至回转窑中,充当还原剂的同时,充分利用了该部分气体的热量,实现资源的最大化利用。
深度还原装置顶产出的大量温度高达1500℃以上的高温煤气中除了含有大量未反应的CO、H2外,还含有大量CO2和水蒸气。煤基回转窑预还原后的产物主要包括了高温预还原料、高温残煤。本技术将预还原装置高温预还原产物和深度还原装置排出的高温煤气进行逆流反应,高温煤气中的CO和H2穿过高温预还原产物料层时,CO和H2可与未反应的铁氧化物发生还原反应,促进预还原料的进一步还原。深度还原装置中还原反应产生的CO2和H2O、以及高温煤气中的CO2和H2O从高温预还原产物的炽热残煤中穿过时,发生布多尔反应和水煤气反应,实现了高温煤气的重整。
作为优选,由于深度还原装置产生的高温煤气中含有一部分二氧化碳,预还原装置排出的预还原产物中还有部分的残碳,又具有高温的环境;在本发明的优选方案中,增加煤气重整工序,高温煤气中的二氧化碳可以与预还原产物中的残碳发生布尔多反应(C+CO2=2CO),生成一氧化碳;高温煤气中的水与预还原产物中的残碳发生水煤气反应(H2O(g)+C(s)=CO(g)+H2(g)),生成氢气和一氧化碳。在煤气重整工序过程中,深度还原装置产生的高温煤气利用预还原产物中的碳,以及高温环境,将高温煤气中的二氧化碳和水经过反应变为一氧化碳和氢气等具有还原性的气体,进一步提高了输送至预还原装置的气体中还原性气体的含量,再将经过煤气重整后的重整高温煤气输送至预还原装置中,高温的还原性气体在预还原装置中进入预还原工序,用于还原铁氧化物。通过该技术手段,充分利用了预还原产物和深度还原装置产物中的有效成分和产物环境,实现了技术方案的优化,充分利用资源的同时,进一步提升了高温煤气中还原性气体的含量,进而提高了预还原装置内的还原效率;利用深度还原装置产生的高温煤气,也节约了预还原装置中燃料的使用量;采用本发明的技术方案,可以减少进入预还原装置的原料中的配碳量,相比现有技术,采用本发明技术方案可以节约20-30%的燃料用量。
本发明将高温煤气经过重整竖井进行重整处理,实现预还原产物的进一步还原。充分利用预还原装置预还原产物的显热和高温煤气显热及其中还原气体,实现铁氧化物的进一步预还原。在预还原装置预还原过程中仍会有部分铁氧化物未完成还原反应过程,在煤气重整高温反应料层中,高温煤气中的CO和H2继续对未还原的铁氧化物进行进一步预还原反应,提高深度还原装置入炉原料的还原度,降低深度还原装置的能耗。
此外,充分利用预还原装置预还原产物中高温残煤、高温煤气中的CO2和H2O、以及料层铁氧化物还原产生的CO2和H2O,发生煤气重整反应,将以上物料和气流的显热转化为高品质的还原气体CO和H2,将其显热转变为还原气体的化学能,重整后含有大量CO和H2后续可以通过氧化放热为预还原装置直接还原反应提供热量、也可作为预还原装置直接还原反应的还原剂,这即可以减少高温煤气在传输过程中因降温导致的能量损失,也可以增强通入预还原装置的煤气中还原气体CO和H2含量,强化预还原装置中铁氧化物还原反应的进行。
再者,预还原装置预还原产物的温度大约1200℃,深度还原装置产生的高温煤气温度大于1500℃,最高可达1700℃以上,在预还原产物和高温煤气逆流发生重整反应时,1200℃的预还原产物从上部向下部运动,高温煤气由料层下部向上部运动,重整反应会将一部分热量转化为化学能,煤气的温度会逐渐降低,但在预还原产物逐渐下降的过程中,越到下部,高温煤气的温度越高,预还原产物的温度会越来越高,减少了预还原产物从预还原装置头排出到加入深度还原装置过程中的温降,降低深度还原装置的能耗。
在本发明中,铁氧化物经过两步还原工序得到铁水,分别为预还原装置预还原和深度还原装置深度还原(熔融还原);由于铁氧化物的还原需要经理多个铁的状态,本发明提出根据铁氧化物还原的阶段和特点,然后结合预还原装置和深度还原装置的工艺特性,分析铁氧化物在各个还原阶段的耗时、耗能情况,将最适合铁氧化物在预还原装置中进行预还原的阶段放在预还原装置中进行,将适合深度还原装置中进行深度还原的阶段放在深度还原装置内完成;通过控制铁氧化物在预还原装置中的还原度,从而实现了铁氧化物整个还原过程合理的分配在预还原装置和深度还原装置内;在保证铁氧化物高效还原的同时,通过还原阶段的分配实现了燃料的最小消耗;同时,由于减少了燃料的消耗,也进一步减少了污染气体、废渣的产生。通过发明人的研究和不断实验,得出控制铁氧化物在预还原装置中的还原度为η,η为40-80%,优选为50-70%,更优选为60-65%的情况下,单位质量的铁氧化物在整个还原工序中燃料总消耗量是最节约的。因此,通过精准控制铁氧化物在两个还原工序中分别还原的阶段,即控制铁氧化物在预还原装置中的还原度(剩余部分的还原阶段在深度还原装置内完成),可以实现铁氧化物的节能化还原。
在本发明中,预还原装置为铁氧化物进行预还原反应的装置,起的作用和目的是将铁氧化物进行预还原,使得铁氧化物还原为金属铁过程中易发生的Fe2O3→Fe3O4→FexO阶段的还原反应在预还原装置中完成,只要能发生铁氧化物还原反应的装置或系统即可。本发明通过控制铁氧化物在预还原装置内的还原程度,进而实现对铁氧化物进行预还原反应的还原度控制。在工程应用过程中,最常使用的预还原装置为回转窑、转底炉、隧道窑、流化床或竖炉。回转窑、转底炉、隧道窑、流化床或竖炉均可实现铁氧化物的预还原过程,而且能控制铁氧化物在回转窑、转底炉、隧道窑、流化床或竖炉内进行还原反应的还原度。
在本发明中,所述深度还原装置为预还原产物进行的深度还原反应的装置。深度还原装置起的作用和目的是将预还原产物进行深度还原反应,达到一定还原度的预还原产物和残煤一起热装进入深度还原装置中,在深度还原装置中发生FexO→Fe阶段的深度还原反应。只要能发生铁氧化物还原反应的装置或系统即可。在工程应用过程中,最常使用的深度还原装置可以为熔融还原炉、转炉、电炉或高炉。熔融还原炉、转炉、电炉或高炉均可实现铁氧化物的深度还原过程。
特别说明,本申请所有参数的单位在文件中已经说明,经过发明人根据实际工艺均换算为标准煤的计算;因此,在本申请提供的计算公式中,只需要将各参数换算成说明书中约定的单位,将数据代入本申请的公式中进行计算即可。本申请的所有公式均为纯数据计算,个参数单位已经通过换算成参数。
与现有技术相比较,本发明提供的技术方案具有以下有益技术效果:
1、本技术采用预还原装置预还原-深度还原装置深度还原的方法,将铁氧化物直接还原分步进行,易发生的Fe2O3→Fe3O4→FexO阶段的还原反应在预还原装置中完成,达到一定还原度的预还原产物和残煤一起热装进入深度还原装置中进行深度还原。
2、本发明通过控制铁氧化物在预还原装置预还原-深度还原装置深度还原两步还原过程中的还原度,从而实现了铁氧化物整个还原过程合理的分配在预还原装置和深度还原装置内;在保证铁氧化物高效还原的同时,通过还原阶段的分配实现了燃料的最小消耗;同时,由于减少了燃料的消耗,也进一步减少了污染气体、废渣的产生。
3、本发明利用熔融还原过程产生大量温度高达1500℃以上的高温煤气,利用这部分高温煤气的显热和潜热以及其中的还原气体,在预还原装置中实现铁氧化物的预还原,且能有效降低预还原装置的能耗。
4、本发明将高温煤气经过重整竖井进行重整处理,实现对预还原产物的进一步还原。充分利用预还原装置预还原产物的显热和高温煤气显热及其中还原气体,实现铁氧化物的进一步预还原。此外,在重整竖井中,充分利用预还原装置预还原产物中高温残煤、高温煤气中的CO2和H2O、以及料层铁氧化物还原产生的CO2和H2O,发生煤气重整反应。
附图说明
图1为本发明一种铁氧化物直接还原的方法的工艺流程图;
图2为本发明一种铁氧化物直接还原的方法工艺中预还原装置内铁氧化物中内配碳添加量对金属化率(预还原度)的影响;
图3为本发明一种铁氧化物直接还原的方法工艺中预还原装置内还原时间对金属化率(预还原度)的影响;
图4为本发明一种铁氧化物直接还原的方法工艺中预还原装置内还原温度对金属化率(预还原度)的影响。
具体实施方式
下面对本发明的技术方案进行举例说明,本发明请求保护的范围包括但不限于以下实施例。
实验1:预还原装置内还原度控制对铁氧化物还原总耗能的实验
根据铁氧化物的还原过程,结合预还原装置中铁氧化物的还原度理论、铁氧化物直接还原的具体工艺,控制铁氧化物在预还原装置中不同的预还原度,计算铁氧化物在预还原装置中经过不同预还原度得到的预还原产物,然后再分别经过深度还原装置进行深度还原,得到铁氧化物还原成铁水的总能耗。
采用铁氧化物的铁品位为68.5%的赤铁矿;直径为6m的回转窑进行实验。
将赤铁矿置于预还原装置(回转窑)内进行预还原,控制预还原装置(回转窑)进行预还原的预还原度不相同;然后将预还原装置(回转窑)排出的预还原产物输送至深度还原装置内进行深度还原(熔融还原),得到铁水;计算每一批次赤铁矿在预还原装置(回转窑)内进行预还原的能耗、该批次预还原产物进入深度还原装置进行深度还原的能耗,再计算该批次铁氧化物在整个还原过程中的总能耗。结果具体如下:
Figure BDA0003509391900000241
经过实验证明,控制铁氧化物在预还原装置(回转窑)中的还原度为η,η为40-80%,优选为50-70%,更优选为60-65%的情况下,总能耗用量最少,也就是最节能。
实验2:预还原装置内铁氧化物内的配碳量对铁氧化物还原度影响的实验
将同一批次赤铁矿分为5批次,每一批次的重量均为1吨。将每一批次赤铁矿配入不同重量比的煤粉;然后将每一批次分别置于预还原装置(回转窑)内进行预还原,控制预还原装置(回转窑)进行预还原的其他工艺条件(除了配碳量外的)相同,检测每一批次经过预还原装置(回转窑)预还原后的预还原产物的还原度。
检测还原度的方法为:低温快速还原检测方法--基于电导率的非接触式测温及物料成分检测装置与方法。物料电导率的检测主要采用电涡流检测法,将检测线圈置于金属材料的试件上方,向线圈中加入交变激励信号,线圈周围产生交变磁场,置于此磁场中的金属导体就产生电涡流,而此电涡流也将产生磁场,它们方向相反,由于磁场的反作用使通电线圈的有效阻抗发生变化,这种线圈阻抗的变化完整地而且唯一的反映了待测物体的涡流效应。保持检测环境不变,当检测不同电导率的物料时,由于表层产生的涡流大小不同,对检测线圈阻抗的影响也就不一样,因此通过测量线圈阻抗的变化情况就可以测定金属材料的电导率。通过电导率计算出铁氧化物的还原度。
具体结果如下:
Figure BDA0003509391900000251
结合实验数据,得出铁氧化物内的配碳量与铁氧化物还原度如图2所示。
实验3:铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间对铁氧化物还原度影响的实验
将同一批次赤铁矿分为5批次,每一批次的重量均为1吨。将每一批次分别置于预还原装置(回转窑)内进行预还原,控制铁氧化物在预还原装置(回转窑)内的保温还原时间不相同,控制预还原装置(回转窑)进行预还原的其他工艺条件(除了保温还原时间外的)相同,检测每一批次经过预还原装置(回转窑)预还原后的预还原产物的还原度。方法与上述方法相同。
具体结果如下:
Figure BDA0003509391900000261
结合实验数据,得出铁氧化物在预还原装置(回转窑)内的保温还原时间与铁氧化物还原度如图3所示。
实验4:铁氧化物在预还原装置内的还原温度对铁氧化物还原度影响的实验
将同一批次赤铁矿分为5批次,每一批次的重量均为1吨。将每一批次分别置于预还原装置(回转窑)内进行预还原,控制铁氧化物在预还原装置(回转窑)内还原焙烧段的还原温度不相同,控制预还原装置(回转窑)进行预还原的其他工艺条件(除了回转窑内的温度外)相同,检测每一批次经过预还原装置(回转窑)预还原后的预还原产物的还原度。方法与上述方法相同。
具体结果如下:
Figure BDA0003509391900000262
结合实验数据,得出铁氧化物内的预还原装置(回转窑)内还原焙烧段的还原温度与铁氧化物还原度如图4所示。
实施例1
一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法,该方法包括以下步骤:
1)将铁氧化物通过回转窑进行预还原,得到预还原产物;
2)将预还原产物经过深度还原装置进行深度还原,得到铁水;
其中:根据铁氧化物的品位、回转窑和深度还原装置的工艺计算铁氧化物直接还原的燃料消耗,调整铁氧化物经过回转窑进行预还原的还原率,使得铁氧化物实现最节能直接还原。
实施例2
一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法,该方法包括以下步骤:
1)将铁氧化物通过回转窑进行预还原,得到预还原产物;
2)将预还原产物经过熔融还原炉进行深度还原,得到铁水;
3)在熔融还原炉内,预还原产物与碳发生反应,得到铁水和高温煤气;将高温煤气输送至回转窑中作为燃烧热源与还原气体,在回转窑内高温煤气与铁氧化物发生还原反应。
其中:根据铁氧化物的品位、回转窑和熔融还原炉的工艺计算铁氧化物直接还原的燃料消耗,调整铁氧化物经过回转窑进行预还原的还原率,使得铁氧化物实现最节能直接还原。
实施例3
一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法,该方法包括以下步骤:
1)将铁氧化物通过回转窑进行预还原,得到预还原产物;
2)将预还原产物经过熔融还原炉进行深度还原,得到铁水;
3)在熔融还原炉内,预还原产物与碳发生反应,得到铁水和高温煤气;将高温煤气经过煤气重整工序后输送至回转窑中作为燃烧热源与还原气体,在回转窑内高温煤气与铁氧化物发生还原反应。
其中:根据铁氧化物的品位、回转窑和熔融还原炉的工艺计算铁氧化物直接还原的燃料消耗,调整铁氧化物经过回转窑进行预还原的还原率,使得铁氧化物实现最节能直接还原。
实施例4
重复实施例1所述的方法,计算铁氧化物在预还原过程中的燃料消耗,其具体为:
A1)根据预还原的还原率,计算铁氧化物在预还原过程中发生还原反应和加热所需的燃料消耗y1
Figure BDA0003509391900000271
其中:x1为铁氧化物在预还原装置内的还原率;
A2)计算铁氧化物在预还原过程中的热损失带来的燃料消耗y2:y2=41.7/x2;其中,x2为回转窑的直径;
A3)计算回转窑外排烟气带走热量的能源消耗y3:y3=0.3×45.78×10-6x3 x4;尾气用于干燥预热和低温余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x3为采用回转窑进行预还原的烟气量,x4为回转窑的外排烟气温度;
A4)计算燃料在回转窑内燃尽率的能源消耗y4:y4=0.3×0.43x3 x5;尾气用于干燥预热和低温余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x3为采用回转窑进行预还原的烟气量,x5为回转窑内烟气中CO的含量;
A5)预还原产物中残碳和热损失的能源消耗y5:y5=0.2×33.2·10-6×[460x6+250(1-x6)+1250x7]x8;还原产物中的显热和残煤进入熔融还原,能量回收率按照80%计;其中:x6为回转窑内铁氧化物的金属化率、x7为经过回转窑预还原后预还原产物中的残煤比、x8为预还原产物热损失;
A6)计算每吨直接还原铁需要的铁氧化物的量m:m=(1+0.294x1)×γ×β;其中:x1为铁氧化物的还原率,γ为铁氧化物的品位,β为铁回收率;
计算不同预还原的还原率的情况下,铁氧化物在预还原过程中的燃料消耗:
①当0<x1≤11.1%时,预还原燃料消耗y,
Figure BDA0003509391900000281
②当11.1%<x1≤33.3%时,预还原燃料消耗y,
Figure BDA0003509391900000282
③当x1>33.3%时,预还原燃料消耗y,
Figure BDA0003509391900000283
计算预还原产物在深度还原过程中的燃料消耗,其具体为:
B1)计算用于预还原产物还原的燃料消耗z1,z1=373.5(1-x1);其中:x1为铁氧化物的还原率;
B2)计算产物铁水中的碳潜热的燃料消耗z2,z2=1160x9;其中:x9为经过深还原后铁水中的碳含量;
B3)计算铁水显热的燃料消耗z3,z3=0.2×37.28,铁水进入炼钢工序,能量利用率按照80%计;
B4)计算经过深度还原,渣相显热的燃料消耗z4,z4=52.18x10;其中:x10为经过深还原后的铁渣比;
B5)计算深度还原过程中高温煤气显热的燃料消耗z5,z5=0.3×42.96×10-6x11x12;尾气用于回转窑预还原和余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x11为高温煤气的产量,x12为高温煤气的温度;
B6)计算深度还原过程中高温煤气潜热的燃料消耗z6,z6=0.3×[0.43x11 x13-105.29(1-x1)];尾气用于回转窑预还原和余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x11为高温煤气的产量,x13为高温煤气中CO含量;
B7)计算深度还原过程中热损失的燃料消耗z7
计算不同还原率的预还原产物在深度还原过程中的燃料消耗:
Figure BDA0003509391900000291
铁氧化物通过预还原装置进行预还原,得到还原率不同的预还原产物,然后再经过深度还原装置进行深度还原,得到铁水;计算铁氧还原整个直接还原的总燃料消耗R,具体为:
①当0<x1≤11.1%时,总得燃料消耗R,
Figure BDA0003509391900000292
②当11.1%<x1≤33.3%时,总得燃料消耗R,
Figure BDA0003509391900000293
③当x1>33.3%时,总得燃料消耗R,
Figure BDA0003509391900000294
实施例5
重复实施例4,只是控制铁氧化物在预还原装置中的还原度为η为65%。
实施例6
重复实施例4,只是控制铁氧化物在预还原装置中的还原度为η为55%。
实施例7
重复实施例4,只是控制铁氧化物在预还原装置中的还原度为η为70%。
实施例8
重复实施例4,只是通过实时检测预还原装置内物料的电导率,通过电导率分析预还原装置内物料的状态,从而监测铁氧化物在预还原装置内的还原情况;控制铁氧化物经过预还原装置还原得到预还原产物的电导率为8*106Ω-1·m-1
实施例9
重复实施例4,只是通过实时检测预还原装置内物料的电导率,通过电导率分析预还原装置内物料的状态,从而监测铁氧化物在预还原装置内的还原情况;控制铁氧化物经过预还原装置还原得到预还原产物的电导率为2*105Ω-1·m-1
实施例10
重复实施例4,只是通过实时检测预还原装置内物料的电导率,通过电导率分析预还原装置内物料的状态,从而监测铁氧化物在预还原装置内的还原情况;控制铁氧化物经过预还原装置还原得到预还原产物的电导率为9*106Ω-1·m-1
实施例11
重复实施例4,只是通过实时检测预还原装置内物料的电导率,通过电导率分析预还原装置内物料的状态,从而监测铁氧化物在预还原装置内的还原情况;控制铁氧化物经过预还原装置还原得到预还原产物的电导率为4*106Ω-1·m-1
实施例12
重复实施例4,只是控制铁氧化物内的配碳量为22wt%,控制铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间100min,控制预还原装置内的还原温度1100℃。
实施例13
重复实施例4,只是控制铁氧化物内的配碳量为18wt%,控制铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间130min,控制预还原装置内的还原温度1250℃。
实施例14
重复实施例4,只是控制铁氧化物内的配碳量为30wt%,控制铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间750min,控制预还原装置内的还原温度850℃。
实施例15
检测实施例4中经过预还原装置进行预还原得到预还原产物,实时检测预还原装置内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1,其具体为:
建立电导率与预还原装置内物料的状态、物料还原度的关系:
若σ≤0.1Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要Fe2O3的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为[0,1%];
若0.1<σ≤1000Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要Fe3O4的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(1%,11.1%];
若1000<σ≤1*105Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要FeO的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(11.1%,33.3%];
若1*105<σ≤1*107Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要FeO和Fe的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(33.3%,80%];
若σ>1*107Ω-1·m-1,表明预还原装置内物料主要Fe的形式存在,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度为(80%,1]。
实施例16
根据实施例15的检测结果,设定理想预还原度为x,铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1,调整铁氧化物在预还原装置内进行还原的工艺条件;其具体为:
如果x1=(1±10%)x,保持现有的铁氧化物内的配碳量、铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间、回转窑内的还原温度继续运行;
如果x1>(1+10%)x,通过以下任意一种或多种手段进行调解:减少铁氧化物内的配碳量、降低预还原装置内的还原温度、缩短铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间,控制铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x;
如果x1<(1-10%)x,通过以下任意一种或多种手段进行调解:提高铁氧化物内的配碳量、升高预还原装置内的还原温度、延长铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间,控制铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x。
实施例17
在实施例16中,所述降低预还原装置内的还原温度通过以下手段实现:降低预还原装置内的喷煤量和/或减少预还原装置的二次进风量;所述升高预还原装置内的还原温度通过以下手段实现:增加预还原装置内的喷煤量和/或增加回转窑的二次进风量;所述缩短铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间通过增加预还原装置的转速实现;所述延长铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间通过减小预还原装置的转速实现。
实施例18
在实施例17中,具体操作为:
所述减少铁氧化物内的配碳量具体为:配碳量的每次减少量△m=10%m1,其中m1为铁氧化物内的原始配碳量;即如果x1>(1+10%)x,控制下一批次铁氧化物内的配碳量mi=mi-1-△m;然后继续通过实时检测预还原装置内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然大于(1+10%)x,则再一次减少下一批次铁氧化物内的配碳量△m,直至铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x;
所述提高铁氧化物内的配碳量具体为:配碳量的每次增加量△m0=10%m1,其中m1为铁氧化物内的原始配碳量;即如果x1<(1+10%)x,控制下一批次铁氧化物内的配碳量mi=mi-1+△m;然后继续通过实时检测预还原装置内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然小于(1+10%)x,则再一次增加下一批次铁氧化物内的配碳量△m,直至铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x。
实施例19
在实施例17中,具体操作为:所述降低预还原装置内的喷煤量具体为:喷煤量的每次减少量△p=10%p1,其中p1为预还原装置内的原始喷煤量;即如果x1>(1+10%)x,控制预还原装置内的喷煤量pj=pj-1-△p;然后继续通过实时检测预还原装置内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然大于(1+10%)x,则再一次减少喷煤量△p,直至铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x;
所述增加预还原装置内的喷煤量具体为:喷煤量的每次增加量△p=10%p1,其中p1为预还原装置内的原始喷煤量;即如果x1<(1+10%)x,预还原装置内的喷煤量pj=pj-1+△p;然后继续通过实时检测预还原装置内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然小于(1+10%)x,则再一次增加喷煤量△p,直至铁氧化物在预还原装置中的实时还原度x1=(1±10%)x。
实施例20
在实施例17中,具体操作为:所述减少回转窑的二次进风量具体为:二次进风量的每次减少量△f=10%f1,其中f1为回转窑的原始二次进风量;即如果x1>(1+10%)x,控制回转窑的二次进风量fk=fk-1-△f;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然大于(1+10%)x,则再一次减少二次进风量△f,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x;
所述增加回转窑的二次进风量具体为:二次进风量的每次增加量△f=10%f1,其中f1为回转窑的原始二次进风量;即如果x1<(1+10%)x,控制回转窑的二次进风量fk=fk-1+△f;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然小于(1+10%)x,则再一次增加二次进风量△f,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x。
实施例21
在实施例17中,具体操作为:所述增加回转窑的转速具体为:转速的每次增加量△s=10%s1,其中s1为回转窑的原始转速;即如果x1>(1+10%)x,控制回转窑的转速sr=sr-1+△s;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然大于(1+10%)x,则再一次增加转速△s,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x;
所述减小回转窑的转速具体为:转速的每次减小量△s=10%s1,其中s1为回转窑的原始转速;即如果x1<(1+10%)x,控制回转窑的转速sr=sr-1-△s;然后继续通过实时检测回转窑内物料的实时电导率σ得出铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1;如果该实时状态的x1依然小于(1+10%)x,则再一次减小转速△s,直至铁氧化物在回转窑中的实时还原度x1=(1±10%)x。

Claims (11)

1.一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法,该方法包括以下步骤:
1)将铁氧化物通过预还原装置进行预还原,得到预还原产物;
2)将预还原产物经过深度还原装置进行深度还原,得到铁水;
其中:根据铁氧化物的品位、预还原装置和深度还原装置的工艺计算铁氧化物直接还原的燃料消耗,调整铁氧化物经过预还原装置进行预还原的还原率,使得铁氧化物实现最节能直接还原。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:在深度还原装置内,预还原产物与碳发生反应,得到铁水和高温煤气;将高温煤气输送至预还原装置中作为燃烧热源与还原气体,在预还原装置内高温煤气与铁氧化物发生还原反应;
作为优选,所述高温煤气经过煤气重整工序后输送至预还原装置。
3.根据权利要求2所述的铁氧化物直接还原的方法,其特征在于:所述预还原装置为回转窑、转底炉、隧道窑、流化床或竖炉;优选预还原装置为回转窑;和/或
所述深度还原装置为熔融还原炉、电炉或高炉。
4.根据权利要求3所述的方法,其特征在于:所述铁氧化物中铁的品位γ为45-80%,优选为50-75%,更优选为55-70%。
5.根据权利要求3或4所述的方法,其特征在于:所述预还原装置的工艺参数为回转窑的直径、采用回转窑进行预还原的烟气量、回转窑的外排烟气温度、回转窑内烟气中CO的含量、回转窑内铁氧化物的金属化率、经过回转窑预还原后预还原产物中的残煤比、预还原产物热损失;
所述深度还原装置的工艺参数为经过深还原后铁水中的碳含量、经过深还原后的铁渣比、高温煤气的产量、高温煤气的温度、高温煤气中CO含量、深还原热损失。
6.根据权利要求5所述的方法,其特征在于:计算铁氧化物在预还原过程中的燃料消耗,其具体为:
A1)根据预还原的还原率,计算铁氧化物在预还原过程中发生还原反应和加热所需的燃料消耗y1
Figure FDA0003509391890000011
其中:x1为铁氧化物在预还原装置内的还原率;
A2)计算铁氧化物在预还原过程中的热损失带来的燃料消耗y2:y2=41.7/x2;其中,x2为回转窑的直径;
A3)计算回转窑外排烟气带走热量的能源消耗y3:y3=0.3×45.78×10-6x3 x4;尾气用于干燥预热和低温余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x3为采用回转窑进行预还原的烟气量,x4为回转窑的外排烟气温度;
A4)计算燃料在回转窑内燃尽率的能源消耗y4:y4=0.3×0.43x3 x5;尾气用于干燥预热和低温余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x3为采用回转窑进行预还原的烟气量,x5为回转窑内烟气中CO的含量;
A5)预还原产物中残碳和热损失的能源消耗y5:y5=0.2×33.2·10-6×[460x6+250(1-x6)+1250x7]x8;还原产物中的显热和残煤进入熔融还原,能量回收率按照80%计;其中:x6为回转窑内铁氧化物的金属化率、x7为经过回转窑预还原后预还原产物中的残煤比、x8为预还原产物热损失;
A6)计算每吨直接还原铁需要的铁氧化物的量m:m=(1+0.294x1)×γ×β;其中:x1为铁氧化物的还原率,γ为铁氧化物的品位,β为铁回收率;
计算不同预还原的还原率的情况下,铁氧化物在预还原过程中的燃料消耗:
①当0<x1≤11.1%时,预还原燃料消耗y,
Figure FDA0003509391890000021
②当11.1%<x1≤33.3%时,预还原燃料消耗y,
Figure FDA0003509391890000022
③当x1>33.3%时,预还原燃料消耗y,
Figure FDA0003509391890000023
7.根据权利要求5或6所述的方法,其特征在于:计算预还原产物在深度还原过程中的燃料消耗,其具体为:
B1)计算用于预还原产物还原的燃料消耗z1,z1=373.5(1-x1);其中:x1为铁氧化物的还原率;
B2)计算产物铁水中的碳潜热的燃料消耗z2,z2=1160x9;其中:x9为经过深还原后铁水中的碳含量;
B3)计算铁水显热的燃料消耗z3,z3=0.2×37.28;铁水进入炼钢工序,能量利用率按照80%计;
B4)计算经过深度还原,渣相显热的燃料消耗z4,z4=52.18x10;其中:x10为经过深还原后的铁渣比;
B5)计算深度还原过程中高温煤气显热的燃料消耗z5,z5=0.3×42.96·10-6x11 x12;尾气用于回转窑预还原和余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x11为高温煤气的产量,x12为高温煤气的温度;
B6)计算深度还原过程中高温煤气潜热的燃料消耗z6,z6=0.3×[0.43x11 x13-105.29(1-x1)];尾气用于回转窑预还原和余热余能利用,尾气中能量回收率按70%计;其中:x11为高温煤气的产量,x13为高温煤气中CO含量;
B7)计算深度还原过程中热损失的燃料消耗z7
计算不同还原率的预还原产物在深度还原过程中的燃料消耗:
Figure FDA0003509391890000031
8.根据权利要求7所述的方法,其特征在于:铁氧化物通过预还原装置进行预还原,得到还原率不同的预还原产物,然后再经过深度还原装置进行深度还原,得到铁水;计算铁氧还原整个直接还原的总燃料消耗R,具体为:
①当0<x1≤11.1%时,总得燃料消耗R,
Figure FDA0003509391890000032
②当11.1%<x1≤33.3%时,总得燃料消耗R,
Figure FDA0003509391890000033
③当x1>33.3%时,总得燃料消耗R,
Figure FDA0003509391890000034
根据实际工艺中,铁氧化物的品位、回转窑的直径、采用回转窑进行预还原的烟气量、回转窑的外排烟气温度、回转窑内烟气中CO的含量、回转窑内铁氧化物的金属化率、经过回转窑预还原后预还原产物中的残煤比、预还原产物热损失、经过深还原后铁水中的碳含量、经过深还原后的铁渣比、高温煤气的产量、高温煤气的温度、高温煤气中CO含量、深还原热损失;控制铁氧化物在预还原装置中的还原率,使得铁氧化物直接还原的总燃料消耗R最小。
9.根据权利要求8所述的方法,其特征在于:控制铁氧化物在预还原装置中的还原度为η,η为40-80%,优选为50-70%,更优选为60-65%。
10.根据权利要求9所述的方法,其特征在于:通过实时检测预还原装置内物料的电导率,通过电导率分析预还原装置内物料的状态,从而监测铁氧化物在预还原装置内的还原情况;
作为优选,控制铁氧化物经过预还原装置还原得到预还原产物的电导率为1*105-1*107Ω-1·m-1,优选为3*105-7*106Ω-1·m-1,更优选为5*105-5*1*106Ω-1·m-1
11.根据权利要求9或10所述的方法,其特征在于:通过控制铁氧化物内的配碳量、铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间、预还原装置内的还原温度中的一项或多项,从而控制铁氧化物在预还原装置中的还原度;而且,铁氧化物在预还原装置中的还原度与铁氧化物内的配碳量、铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间、预还原装置内的还原温度均成正比;
作为优选,控制铁氧化物内的配碳量为10-40wt%,优选为15-30wt%,更优选为20-25wt%;该配碳量为进入预还原装置的铁氧化物中煤炭量占整个铁氧化物的重量比;和/或
控制铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间60-180min,优选为70-140min,更优选为90-120min;铁氧化物在预还原装置内的保温还原时间是指铁氧化物在回转窑内温度最高区段停留的时间;和/或
控制预还原装置内的还原温度800-1400℃,优选为850-1300℃,更优选为900-1200℃;预还原装置内的还原温度是指预还原装置内的最高温度区段。
CN202210148138.0A 2022-02-17 2022-02-17 一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法 Pending CN115216576A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202210148138.0A CN115216576A (zh) 2022-02-17 2022-02-17 一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202210148138.0A CN115216576A (zh) 2022-02-17 2022-02-17 一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN115216576A true CN115216576A (zh) 2022-10-21

Family

ID=83605912

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202210148138.0A Pending CN115216576A (zh) 2022-02-17 2022-02-17 一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN115216576A (zh)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1248632A (zh) * 1999-10-27 2000-03-29 冶金工业部钢铁研究总院 煤氧熔融还原炼铁方法及装置
CN104878147A (zh) * 2015-06-04 2015-09-02 中冶南方工程技术有限公司 熔融还原炼铁方法
CN108034785A (zh) * 2017-12-18 2018-05-15 东北大学 一种复杂难选铁矿预还原-再还原制取铁水的方法
CN108690896A (zh) * 2018-06-11 2018-10-23 安徽工业大学 一种高强度短流程熔融还原冶炼装置及方法
CN110484734A (zh) * 2019-09-19 2019-11-22 辽宁东大矿冶工程技术有限公司 一种高铁赤泥强磁预选-深度还原熔炼的方法
CN111304395A (zh) * 2020-03-31 2020-06-19 钢铁研究总院 一种碳热预还原与气基深度还原及同步冷却的炼铁方法
CN113088610A (zh) * 2019-12-23 2021-07-09 西冶科技集团股份有限公司 一种赤泥火法炼铁冶炼装置及其工艺

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1248632A (zh) * 1999-10-27 2000-03-29 冶金工业部钢铁研究总院 煤氧熔融还原炼铁方法及装置
CN104878147A (zh) * 2015-06-04 2015-09-02 中冶南方工程技术有限公司 熔融还原炼铁方法
CN108034785A (zh) * 2017-12-18 2018-05-15 东北大学 一种复杂难选铁矿预还原-再还原制取铁水的方法
CN108690896A (zh) * 2018-06-11 2018-10-23 安徽工业大学 一种高强度短流程熔融还原冶炼装置及方法
CN110484734A (zh) * 2019-09-19 2019-11-22 辽宁东大矿冶工程技术有限公司 一种高铁赤泥强磁预选-深度还原熔炼的方法
CN113088610A (zh) * 2019-12-23 2021-07-09 西冶科技集团股份有限公司 一种赤泥火法炼铁冶炼装置及其工艺
CN111304395A (zh) * 2020-03-31 2020-06-19 钢铁研究总院 一种碳热预还原与气基深度还原及同步冷却的炼铁方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN104404189B (zh) 利用铬铁矿粉两步法熔融还原生产铬铁合金的方法
CN105838838B (zh) 一种煤制气直接还原一步法制取纯净钢的方法
CN114317852B (zh) 一种2500m3高炉煤气碳循环的低碳炼铁方法
CN101215614A (zh) 还原室和加热室多层密闭间隔和熔融气化联合金属冶炼法
CN114737051B (zh) 一种基于回转窑-熔分炉热风外循环的含铁球团直接还原工艺及系统
CN115216574B (zh) 一种含铁复合球团的直接还原工艺和直接还原装置
CN103993163A (zh) 一种铁矿石带式焙烧机-回转窑直接还原生产铁粉系统及工艺
CN216712149U (zh) 一种基于熔分炉炉顶煤气循环的球团还原系统
CN104498656A (zh) 直接利用粉矿熔融还原炼铁的方法
US4111687A (en) Process for the production of intermediate hot metal
CN105463214B (zh) 一种采用低贫品位红土镍矿生产高镍铁的方法
CN115216576A (zh) 一种基于燃料能耗控制的铁氧化物直接还原的方法
CN109536663A (zh) 一种回转窑气基还原-全氧熔池熔炼炼铁方法
CN115216572B (zh) 一种铁氧化物直接还原的方法和系统及其用途
Eketorp Energy considerations of classical and new iron-and steel-making technology
EP1160338A1 (en) Process to preheat and reduce directly reduced iron (DRI) to be fed to an electric arc furnace (EAF)
CN203960293U (zh) 一种铁矿石带式焙烧机-回转窑直接还原生产铁粉系统
CN109536662A (zh) 一种回转窑气基还原-全氧熔池熔炼炼铁装置
CN108048611A (zh) 一种无煤法生产铬铁合金的系统及方法
GB2026548A (en) Production of intermediate hot metal for steelmaking
KR101321076B1 (ko) 부분환원 펠렛 제조방법
RU2217505C1 (ru) Способ переработки никельсодержащего железорудного сырья
CA1101677A (en) Process and apparatus for the production of intermediate hot metal
CN114959148A (zh) 一种电炉炼铁方法
Dutta et al. Alternate Ironmaking

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