一种加热致裂强化含铁物料还原的悬浮焙烧系统的制作方法

本发明涉及一种铁矿物加工技术领域，具体涉及到一种加热致裂强化含铁物料还原的悬浮焙烧系统。

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cn201911104564.9涉及一种处理高碳酸铁贫磁赤混合铁矿石的选矿工艺，取得了较好的指标，但该工艺过于复杂，药剂用量大，成本高，环境污染严重。

专利cn201820666513.x涉及一种铁矿石焙烧磁化设备，采用螺旋错层面板，分别对物料进行加热及冷却，利用矿物料的重力作用自然移动和混合矿物料自体生成热，降低了能耗，但是采用煤作为燃料，需要购置相关设备，增加工艺流程复杂程度，同时，系统内氧化气氛与还原气氛共存，加热和还原同时进行，装备仍存在处理能力低，产品质量不稳定的情况。

专利cn107630139，cn108396134a和cn105316476均涉及铁矿流态化还原，将冶炼环节废气中的热量，预热物料，降低能量损耗。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；同时，物料预热温度低，难以高效地实现铁矿石完全氧化及致裂。

技术实现要素：

针对现有含铁物料现有回收技术工艺存在的能耗高、效率低等技术问题，本发明提供一种加热致裂强化含铁物料还原的悬浮焙烧系统，含铁物料先高温加热致裂，而后还原的悬浮焙烧系统，从而达到强化含铁矿物还原，实现高效分选的目的。

本发明的一种加热致裂强化含铁物料还原的悬浮焙烧系统包括高压辊磨机1、给料仓2、第一旋风分离器4、第一流动密封阀5、预氧化悬浮焙烧炉6、第二旋风分离器8、蓄热还原焙烧炉9、氮气冷却旋风分离器10、第二流动密封阀12、空气冷却旋风分离器14、球磨机15和磁选机16；高压辊磨机1下方的储料槽的出料口与给料仓2的进口相对，给料仓2的出口与第一旋风分离器4的进料口相配合；第一旋风分离器4的出料口与第一流动密封阀5的进料口连通，第一流动密封阀5的出料口与预氧化悬浮焙烧炉6下部的进料口连通，第一流动密封阀5的底部设有空气入口；预氧化悬浮焙烧炉6的底部设有燃烧器7和空气入口；预氧化悬浮焙烧炉6上部的出料口与第二旋风分离器8的进料口连通，第二旋风分离器8的出料口与蓄热还原焙烧炉9的进料口连通；蓄热还原焙烧炉9的底部设有氮气进口和还原气进口，氮气进口和还原气进口分别与氮气气源和还原气气源连通；蓄热还原焙烧炉9的侧部设有出料口与氮气冷却旋风分离器10的进料口连通，氮气冷却旋风分离器10的出料口与第二流动密封阀12的进料口连通；第二流动密封阀12的出料口与空气冷却旋风分离器14的进料口连通，第二流动密封阀12的底部设有氮气入口，空气冷却旋风分离器14的出料口与球磨机15的进料口相配合，空气冷却旋风分离器14的进料口还与空压机19连通；球磨机15的出料口与磁选机16的进料口相配合；第二旋风分离器8的出气口与第一旋风分离器4的进料口连通；第一旋风分离器4的出气口与尾气处理系统连通，尾气处理系统由除尘器和引风机组成。

上述系统中，给料仓2和第一旋风分离器4之间设有螺旋给料器3，螺旋给料器3的两端分别与给料仓2的出口和第一旋风分离器4的进料口相对。

上述系统中，氮气冷却旋风分离器10顶部的排气口与预氧化悬浮焙烧炉6的空气入口通过空气管道连通；空气冷却旋风分离器14顶部的排气口与预氧化悬浮焙烧炉6的空气入口通过空气管道连通。

上述系统中，氮气冷却旋风分离器10内部设有第一管式换热器11，空气冷却旋风分离器14内部设有第二管式换热器13。

上述系统中，磁选机16的精矿出口与精矿收集器17相对，尾矿出口与尾矿收集器18相对。

上述系统中，燃烧器7通过管道与天然气气源连通。

上述系统中，第一旋风分离器4、第二旋风分离器8、第一流动密封阀5、预氧化焙烧炉6、蓄热还原焙烧炉9、氮气冷却旋风分离器10、第二流动密封阀12和空气冷却旋风分离器14外壁均设置保温层。

上述系统中，第一旋风分离器4、第二旋风分离器8、第一流动密封阀5、预氧化焙烧炉6、蓄热还原焙烧炉9、氮气冷却旋风分离器10、第二流动密封阀12和空气冷却旋风分离器14内部均设有温度传感器和压力传感器。

本发明的加热致裂强化含铁物料还原的悬浮焙烧系统的使用方法按以下步骤进行：

1、将含铁物料通过高压辊磨机1磨细后，形成矿粉经储料槽的出料口放入给料仓2内；所述的含铁物料为复杂铁矿石，铁品位tfe25～40％，按质量百分比含sio225～40％；所述的矿粉中粒径-0.074mm的部分占总质量的30～55％；

2、在启动引风机的条件下，第一旋风分离器4、第二旋风分离器8、预氧化焙烧炉6和蓄热还原焙烧炉9内部形成负压；启动燃烧器将通入的天然气点燃，在助燃空气通入的情况下，形成高温烟气进入预氧化焙烧炉6；

3、将给料仓2中的矿粉输送到第一旋风分离器4内，经过一次旋风分离后的矿粉经过第一流动密封阀5进入预氧化焙烧炉6；矿粉在负压和气流作用下处于悬浮状态，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；

4、向蓄热还原焙烧炉9内通入氮气和还原气；预氧化焙烧料在气流作用下进入第二旋风分离器8，经过二次旋风分离后的预氧化焙烧料放入蓄热还原焙烧炉9，在负压和气流作用下处于悬浮状态，并降温至500～600℃进行还原焙烧，α-fe2o3被还原生成fe3o4；生成还原物料从蓄热还原焙烧炉9的出料口排出；

5、将蓄热还原焙烧炉9排出的还原物料输送至氮气冷却旋风分离器10；此时从氮气冷却旋风分离器10的进料口通入氮气，氮气从氮气冷却旋风分离器10的出气口排出；还原物料在氮气气氛条件下旋风分离，旋风分离后的固体物料温度降至200～300℃，形成冷却还原物料；

6、从氮气冷却旋风分离器10排出的冷却还原物料经过第二流动密封阀12，进入空气冷却旋风分离器14；此时从空气冷却旋风分离器14的进料口通过空压机19吹入空气，空气从空气冷却旋风分离器14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，获得温度≤100℃的再氧化物料从空气冷却旋风分离器14排出；

7、将再氧化物料输送到球磨机15进行球磨，至粒径-0.074mm的部分占总质量的75～95％，获得二次矿粉；

8、将二次矿粉放入磁选机16进行弱磁选，磁场强度1000～2000oe，获得的磁性产品为铁精矿。

上述方法中，给料仓2内的矿粉放入螺旋给料器3，经螺旋给料器3连续输送到第一旋风分离器4。

上述方法中，向空气冷却旋风分离器14通入的空气经过再氧化反应后，从空气冷却旋风分离器14顶部排出，进入预氧化焙烧炉6的空气入口，作为助燃气体通入燃烧器；从氮气冷却旋风分离器10排出的氮气经过空气管道进入预氧化焙烧炉6的空气入口。

上述方法中，一次旋风分离后分离的气体进入尾气处理系统；二次旋风分离后分离的气体进入第一旋风分离器4。

上述方法中，磁选产生的磁性产品为铁精矿，放入精矿收集器17，产生的非磁性产品放入尾矿收集器18。

上述方法中，分别通过第一旋风分离器4、第二旋风分离器8、第一流动密封阀5、预氧化焙烧炉6、蓄热还原焙烧炉9、氮气冷却旋风分离器10、第二流动密封阀12和空气冷却旋风分离器14内部的温度传感器和压力传感器观测温度和压力。

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3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3中，预氧化焙烧炉6内固体物料的停留时间为2～10min。

上述的步骤4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4中，蓄热还原焙烧炉9内的氮气和还原气的体积流量比为(1～7):1。

上述的步骤4中，蓄热还原焙烧炉9内固体物料的停留时间为10～60min。

上述的步骤5中，还原物料在氮气冷却旋风分离器10内的停留时间为2～5min。

上述的步骤6中，冷却还原物料在空气冷却旋风分离器14内的停留时间为1～3min。

上述的步骤6中，再氧化反应的主要反应式为：

fe3o4+o2→γ-fe2o3。

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5中，还原物料降温放出的显热被第一管式换热器11回收。

上述的步骤6中，冷却还原物料降温放出的显热和再氧化反应放出的潜热被第二管式换热器13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；工艺流程简单，设备及系统运行稳定，处理量大，单位处理量的能耗及成本低，产品性质易控制，易实现设备大型化。

附图说明

图1为本发明实施例中的一种加热致裂强化含铁物料还原的悬浮焙烧系统结构示意图；

图中，1、高压辊磨机，2、给料仓，3、螺旋给料器，4、第一旋风分离器，5、第一流动密封阀，6、预氧化焙烧炉，7、燃烧器，8、第二旋风分离器，9、蓄热还原焙烧炉，10、氮气冷却旋风分离器，11、第一管式换热器，12、第二流动密封阀，13、第二管式换热器，14、空气冷却旋风分离器，15、球磨机，16、磁选机，17、精矿收集器，18、尾矿收集器，19、空压机；

图2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tfe25～40％，按质量百分比含sio225～40％。

本发明实施例中采用的流动密封阀结构原理如图2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。

本发明实施例中第一流动密封阀5的进气管道1和进气道管2分别与空压机连通，采用空气作为松动风和流化风；从第一流动密封阀5出气管排出的空气进入第一旋风分离器4的进料口。

本发明实施例中第二流动密封阀12的进气管道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；从第二流动密封阀12的出气管排出的氮气进入第二氮气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，第一旋风分离器4、第二旋风分离器8、第一流动密封阀5、预氧化焙烧炉6、蓄热还原焙烧炉9、氮气冷却旋风分离器10、第二流动密封阀12和空气冷却旋风分离器14外壁均设置保温层。

本发明实施例中，分别通过第一旋风分离器4、第二旋风分离器8、第一流动密封阀5、预氧化焙烧炉6、蓄热还原焙烧炉9、、氮气冷却旋风分离器10、第二流动密封阀12和空气冷却旋风分离器14内部的温度传感器和压力传感器观测温度和压力。

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，还原物料的显热分别被第一管式换热器回收。

本发明实施例中，冷却还原物料的显热和再氧化反应放出的潜热被第二管式换热器回收。

本发明实施例中的还原气为co、h2或煤制气。

下面结合附图和具体实施方式对本发明作进一步详细说明。

实施例1

加热致裂强化含铁物料还原的悬浮焙烧系统结构如图1所示，包括高压辊磨机1、给料仓2、第一旋风分离器4、第一流动密封阀5、预氧化悬浮焙烧炉6、第二旋风分离器8、蓄热还原焙烧炉9、氮气冷却旋风分离器10、第二流动密封阀12、空气冷却旋风分离器14、球磨机15和磁选机16；

高压辊磨机1下方的储料槽的出料口与给料仓2的进口相对，给料仓2的出口与第一旋风分离器4的进料口相配合；第一旋风分离器4的出料口与第一流动密封阀5的进料口连通，第一流动密封阀5的出料口与预氧化悬浮焙烧炉6下部的进料口连通，第一流动密封阀5的底部设有空气入口；

预氧化悬浮焙烧炉6的底部设有燃烧器7和空气入口；预氧化悬浮焙烧炉6上部的出料口与第二旋风分离器8的进料口连通，第二旋风分离器8的出料口与蓄热还原焙烧炉9的进料口连通；蓄热还原焙烧炉9的底部设有氮气进口和还原气进口，氮气进口和还原气进口分别与氮气气源和还原气气源连通；

蓄热还原焙烧炉9的侧部设有出料口与氮气冷却旋风分离器10的进料口连通，氮气冷却旋风分离器10的出料口与第二流动密封阀12的进料口连通；第二流动密封阀12的出料口与空气冷却旋风分离器14的进料口连通，第二流动密封阀12的底部设有氮气入口，空气冷却旋风分离器14的出料口与球磨机15的进料口相配合，空气冷却旋风分离器14的进料口还与空压机19连通；球磨机15的出料口与磁选机16的进料口相配合；

第二旋风分离器8的出气口与第一旋风分离器4的进料口连通；第一旋风分离器4的出气口与尾气处理系统连通，尾气处理系统由除尘器和引风机组成；

给料仓2和第一旋风分离器4之间设有螺旋给料器3，螺旋给料器3的两端分别与给料仓2的出口和第一旋风分离器4的进料口相对；

氮气冷却旋风分离器10顶部的排气口与预氧化悬浮焙烧炉6的空气入口通过空气管道连通；空气冷却旋风分离器14顶部的排气口与预氧化悬浮焙烧炉6的空气入口通过空气管道连通；

氮气冷却旋风分离器10内部设有第一管式换热器11，空气冷却旋风分离器14内部设有第二管式换热器13；

磁选机16的精矿出口与精矿收集器17相对，尾矿出口与尾矿收集器18相对；

燃烧器7通过管道与天然气气源连通；

采用的含铁物料为复杂铁矿石，铁品位tfe34.64％，按质量百分比含sio234.76％；方法为：

将含铁物料通过高压辊磨机1磨细后，形成矿粉经储料槽的出料口放入给料仓2内；矿粉中粒径-0.074mm的部分占总质量的35％；

在启动引风机的条件下，第一旋风分离器4、第二旋风分离器8、预氧化焙烧炉6和蓄热还原焙烧炉9内部形成负压；启动燃烧器将通入的天然气点燃，在助燃空气通入的情况下，形成高温烟气进入预氧化焙烧炉6；

给料仓2内的矿粉放入螺旋给料器3，经螺旋给料器3连续输送到第一旋风分离器4，经过一次旋风分离后的矿粉经过第一流动密封阀5进入预氧化焙烧炉6；矿粉在负压和气流作用下处于悬浮状态，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；预氧化焙烧炉6内固体物料的停留时间为4min；

一次旋风分离后分离的气体进入尾气处理系统；二次旋风分离后分离的气体进入第一旋风分离器4；

向蓄热还原焙烧炉9内通入氮气和还原气；预氧化焙烧料在气流作用下进入第二旋风分离器8，经过二次旋风分离后的预氧化焙烧料放入蓄热还原焙烧炉9，在负压和气流作用下处于悬浮状态，并降温至560℃进行还原焙烧，α-fe2o3被还原生成fe3o4；生成还原物料从蓄热还原焙烧炉9的出料口排出，进入氮气冷却旋风分离器10；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9内的氮气和还原气的体积流量比为3:1；蓄热还原焙烧炉9内固体物料的停留时间为45min；

将蓄热还原焙烧炉9排出的还原物料输送至氮气冷却旋风分离器10；此时从氮气冷却旋风分离器10的进料口通入氮气，氮气从氮气冷却旋风分离器10的出气口排出；还原物料在氮气气氛条件下旋风分离，旋风分离后的固体物料温度降至270℃，形成冷却还原物料；还原物料在氮气冷却旋风分离器10内的停留时间为2.5min；

从氮气冷却旋风分离器10排出的冷却还原物料经过第二流动密封阀12，进入空气冷却旋风分离器14；此时从空气冷却旋风分离器14的进料口通过空压机19吹入空气，空气从空气冷却旋风分离器14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，获得温度≤100℃的再氧化物料从空气冷却旋风分离器14排出；冷却还原物料在空气冷却旋风分离器14内的停留时间为3min；

将再氧化物料输送到球磨机15进行球磨，至粒径-0.074mm的部分占总质量的85％，获得二次矿粉；

将二次矿粉放入磁选机16进行弱磁选，磁场强度1800oe，磁选产生的磁性产品为铁精矿，放入精矿收集器17，产生的非磁性产品放入尾矿收集器18；铁精矿的铁品位tfe62.13％，fe的回收率86.44％。

实施例2

系统结构同实施例1；

采用的杂铁矿石铁品位tfe37.9％，按质量百分比含sio232.3％；方法法同实施例1，不同点在于：

(1)矿粉中粒径-0.074mm的部分占总质量的30～55％；

(2)预氧化焙烧温度810℃；预氧化焙烧炉6内固体物料的停留时间为7min；

(3)还原焙烧温度520℃进行；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9内的氮气和还原气的体积流量比为5:1；蓄热还原焙烧炉9内固体物料的停留时间为55min；

(4)温度降至210℃形成冷却还原物料；还原物料在氮气冷却旋风分离器10内的停留时间为4min；冷却还原物料在空气冷却旋风分离器14内的停留时间为1min；

(5)球磨至粒径-0.074mm的部分占总质量的90％获得二次矿粉；弱磁选的磁场强度1200oe；铁精矿的铁品位tfe62.45％，fe的回收率85.75％。

实施例3

系统结构同实施例1；

采用的复杂铁矿石铁品位tfe32.1％，按质量百分比含sio233.8％；方法法同实施例1，不同点在于：

(1)矿粉中粒径-0.074mm的部分占总质量的30～55％；

(2)预氧化焙烧温度830℃；预氧化焙烧炉6内固体物料的停留时间为5min；

(3)还原焙烧温度550℃进行；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9内的氮气和还原气的体积流量比为1:1；蓄热还原焙烧炉9内固体物料的停留时间为40min；

(4)温度降至230℃形成冷却还原物料；还原物料在氮气冷却旋风分离器10内的停留时间为3min；冷却还原物料在空气冷却旋风分离器14内的停留时间为2min；

(5)球磨至粒径-0.074mm的部分占总质量的80％获得二次矿粉；弱磁选的磁场强度1600oe；铁精矿的铁品位tfe61.96％，fe的回收率85.88％。