一种铝铁共生矿流态化预还原的方法

摘要

一种铝铁共生矿流态化预还原的方法，Al

说明书

技术领域

本发明涉及铝铁共生矿综合利用领域，特别涉及一种铝铁共生矿铁铝综合提取工艺中预还原铁的方法。

背景技术

我国钢铁工业的快速发展对铁矿石的需求十分巨大，而我国铁矿资源贫矿多，富矿少，伴生组份多，冶炼条件差，铁矿石平均品位只有33%。因此，我国铁矿石对外依存度逐年增加，已经达到70%左右，成为我国钢铁工业经济安全的重大隐患。另外，随着氧化铝工业和其他用铝土矿工业的快速发展，铝土矿资源，特别是优质资源的短缺，已充分显现出来。目前优质铝土矿供需矛盾十分突出，矿山均不同程度出现了贫化趋势，众多企业争先抢购有限的优质资源。而我国的“呆滞”铝铁共生矿超过15亿吨，由于铁品位和铝品位低而为得到充分利用。因此，通过工艺技术革新，充分利用这部分铝铁共生矿，可缓解我国铁矿石进口压力和铝土矿的供需矛盾，对我国钢铁工业和铝工业的可持续发展具有重要意义。

铝铁共生矿主要矿物组成为三水铝石、针铁矿、赤铁矿和高岭石，其中Al₂O₃含量20~30%，Fe₂O₃含量30~48%，SiO₂含量4~20%，铝硅比2~3.5。虽然矿石铁品位和铝品位都比较低，但是氧化铝和氧化铁的总含量达到了70%左右，具有综合利用的价值。目前针对铝铁共生矿综合利用有“先选后冶”、“先铝后铁”和“先铁后铝”三种基本方案。对于“先选后冶”方案，专利200410010400.7和200610017376.9公布了高铁铝土矿中铁铝磁选分离的方法，但是由于矿石中含铁矿物和含铝矿物紧密共生、嵌布粒度极细，单体难以解离，铝铁分离效果很难达到预期目标。而专利201010195045.0公布了通过磁化焙烧实现铝铁分分离的方法，但是由于矿石中发生Fe³⁺和Al³⁺的晶格相互取代，类质同象现象明显，磁化焙烧难以将其解离。对于“先铝后铁”方案，无论烧结法、拜耳法还是联合法均要求矿石Al₂O₃含量大于60%，Fe₂O₃含量小于10%，并且氧化铁在流程中不与碱反应，高铁赤泥含量大，而对高铁赤泥的利用率低，其大量堆积对环境造成严重污染。因此，“先铁后铝”方案逐渐得到青睐，专利200510200493.4公布了通过烧结和高炉冶炼提铁，并从铝酸钙炉渣中提铝的铝铁共生矿综合利用方法，由于矿石Al₂O₃含量高，造成炉渣熔点升高、粘度增大，使得渣铁分离困难，高炉利用系数降低。为了降低矿石中的铝含量，专利200710034845.2公布了通过高温焙烧和NaOH溶液浸出脱出矿石中Al₂O₃的方法，其目的是为得到高品位的铁精矿供高炉冶炼使用，并且工艺复杂，能耗高，不符合资源综合利用和节能环保的要求。

发明内容

本发明的技术解决问题：克服现有技术的不足，提供一种铝铁共生矿高效预还原铁的方法，利用非高炉冶炼工艺中终还原产生的高温煤气还原矿粉，既可以摆脱氧化铝含量高对高炉冶炼的限制，还可以节能环保，实现对铝铁共生矿的综合利用。

本发明的技术方案：一种铝铁共生矿流态化预还原的方法，其特点在于：首先将铝铁共生矿进行筛分，筛取粒度范围为0.01～8mm的铝铁共生矿粉作为原料；然后用螺旋进料器将筛选出的铝铁共生矿粉送入多级流化床反应器中的第一级流化床，每级流化床配有旋风分离器；同时还原性高温煤气从最后一级流化床底部通入，所述还原性高温煤气是由终还原炉产生的还原性高温煤气和经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后返回的尾气混合调整而得，所述还原性高温煤气还原成分CO%+H₂%的体积含量为50~98%；所述还原性高温煤气与铝铁共生矿粉逆向流动，依次逆向流过各级流化床和旋风分离器；铝铁共生矿粉由于自身重力作用顺流而下，依次经过各级流化床，而被气体带走的细小矿粉经每级旋风分离器气固分离后通过下料管进入下一级流化床，铝铁共生矿粉与所述还原性高温煤气逆向接触，进行流化还原，其中流化气速为0.1～0.6m/s，所述多级流化床内压力保持范围为0.1～1.0MPa，流化床内还原温度为500～950℃，流化还原的时间为30~90min；最后，铝铁共生矿粉从最后一级流化床排出，还原度可达到50%以上，供终还原炉冶炼使用。

所述多级流化床反应器中的第一级流化床中的旋风分离器排出的还原尾气经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后返回兑入终还原炉出口煤气中进行煤气调整，实现循环利用。

所述多级流化床反应器为2~4级。

所述铝铁共生矿中含有质量百分比为5~30%的Al₂O₃，30~70%的TFe，优选Al₂O₃含量为15～30%，TFe含量30~55%；

所述铝铁共生矿粉的粒度范围为0.05~1mm。

所述还原性高温煤气还原成分CO%+H₂%的体积含量为优选70~98%。

所述流化气速为0.2～0.4m/s。

所述多级流化床内压力保持范围为0.4～0.8MPa。

所述流化床内还原温度为650～950℃。

所述流化还原的时间为50~90min。

本发明与现有技术相比的优点在于：

（1）本发明的铝铁共生矿高效预还原铁的方法，利用非高炉冶炼工艺中终还原产生的高温煤气还原矿粉，既可以摆脱氧化铝含量高对高炉冶炼的限制，还可以节能环保，实现对铝铁共生矿的综合利用。

（2）本发明中流化床技术可以直接利用矿粉，并且传质、传热效率高。同时，铝铁共生矿中高含量的氧化铝可以避免粘结失流的发生，可以实现大批量、连续化生产。

（3）本发明中第一级旋风分离器排出的还原尾气经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后返回兑入终还原炉出口煤气中进行煤气调整，实现循环利用。

（4）本发明铝铁共生矿流态化气基预还原的方法，工艺操作简单、生产效率高，可以连续化大批量处理铝铁共生矿，并且循环利用高温煤气，在铝铁共生矿综合利用的同时，实现节能减排。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图及具体实施例详细介绍本发明。但以下的实施例仅限于解释本发明，本发明的保护范围应包括权利要求的全部内容，不仅仅限于本实施例。

首先筛选出粒度小于8.00mm的铝铁共生矿粉为原料，然后用螺旋进料器将铝铁共生矿粉送入多级流化床反应器中的第一级流化床，同时还原性高温煤气从最后一级流化床底部通入，与矿粉逆向流动，依次逆向流过各级流化床和旋风分离器，矿粉由于自身重力作用顺流而下，依次经过各级流化床，与还原性高温煤气逆向接触，进行流态化还原；最后，矿粉从最后一级流化床排出，还原度达到50%以上，供终还原炉冶炼使用，还原尾气返回兑入终还原炉出口煤气中进行煤气调整，实现循环利用。

实施例1

参见图1，首先将TFe含量31.13%，Al₂O₃含量26.51%的铝铁共生矿进行筛分，选取粒度为0.074~0.150mm的矿粉作为原料。筛分的铝铁共生矿粉通过螺旋进料器进入4级流化床反应器的第一级流化床R1，同时由第四级流化床R4底部通入还原性高温煤气。还原性高温煤气由终还原炉产生的还原性高温煤气和第一级旋风分离器S1排出的尾气经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后混合调整而得，其还原成分CO%为90%。第四级流化床R4排出的高温煤气经过第四级旋风分离器S4的气固分离后气体通入第三级流化床R3，第三级流化床R3排出的高温煤气经过第三级旋风分离器S3的气固分离后气体通入第二级流化床R2，第二级流化床R2排出的高温煤气经过第二级旋风分离器S2的气固分离后气体通入第一级流化床R1，第一级流化床R1排出的高温煤气经过第一级旋风分离器S1的气固分离后气体经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后返回兑入终还原炉出口煤气中进行煤气调整，实现循环利用。另外，进入第一级流化床R1的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第二级流化床R2，同时第一级旋风分离器S1气固分离的矿粉也通过下料管进入第二级流化床R2；进入第二级流化床R2的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第三级流化床R3，同时第二级旋风分离器S2气固分离的矿粉也通过下料管进入第三级流化床R3；进入第三级流化床R3的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第四级流化床R4，同时第三级旋风分离器S3气固分离的矿粉也通过下料管进入第四级流化床R4；进入第四级流化床R4的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管排出，同时第四级旋风分离器S4气固分离的矿粉也通过下料管排出，得到高还原度的矿粉，供终还原炉使用。流化气速为0.23m/s，流化床内压力为0.5MPa，流化床内还原温度为900℃，还原时间为50min。在整个还原过程中没有发生粘结失流现象，还原后矿粉还原度52.64%，金属化率28.96%。

实施例2

参见图1，首先将TFe含量31.13%，Al₂O₃含量26.51%的铝铁共生矿进行筛分，选取粒度为0.074~0.150mm的矿粉作为原料。筛分的铝铁共生矿粉通过螺旋进料器进入4级流化床反应器的第一级流化床R1，同时由第四级流化床R4底部通入高温还原性煤气。还原性高温煤气由终还原炉产生的还原性高温煤气和第一级旋风分离器S1排出的尾气经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后混合调整而得，其还原成分CO%为90%。第四级流化床R4排出的高温煤气经过第四级旋风分离器S4的气固分离后气体通入第三级流化床R3，第三级流化床R3排出的高温煤气经过第三级旋风分离器S3的气固分离后气体通入第二级流化床R2，第二级流化床R2排出的高温煤气经过第二级旋风分离器S2的气固分离后气体通入第一级流化床R1，第一级流化床R1排出的高温煤气经过第一级旋风分离器S1的气固分离后气体经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后返回兑入终还原炉出口煤气中进行煤气调整，实现循环利用。另外，进入第一级流化床R1的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第二级流化床R2，同时第一级旋风分离器S1气固分离的矿粉也通过下料管进入第二级流化床R2；进入第二级流化床R2的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第三级流化床R3，同时第二级旋风分离器S2气固分离的矿粉也通过下料管进入第三级流化床R3；进入第三级流化床R3的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第四级流化床R4，同时第三级旋风分离器S3气固分离的矿粉也通过下料管进入第四级流化床R4；进入第四级流化床R4的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管排出，同时第四级旋风分离器S4气固分离的矿粉也通过下料管排出，得到高还原度的矿粉，供终还原炉使用。流化气速为0.27m/s，流化床内压力为0.58MPa，流化床内还原温度为800℃，还原时间为60min。在整个还原过程中没有发生粘结失流现象，还原后矿粉还原度53.85%，金属化率30.78%。

实施例3

参见图1，首先将TFe含量31.13%，Al₂O₃含量26.51%的铝铁共生矿进行筛分，选取粒度为0.150~0.224mm的矿粉作为原料。筛分的铝铁共生矿粉通过螺旋进料器进入4级流化床反应器的第一级流化床R1，同时由第四级流化床R4底部通入高温还原性煤气。还原性高温煤气由终还原炉产生的还原性高温煤气和第一级旋风分离器S1排出的尾气经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后混合调整而得，其还原成分CO%为98%。第四级流化床R4排出的高温煤气经过第四级旋风分离器S4的气固分离后气体通入第三级流化床R3，第三级流化床R3排出的高温煤气经过第三级旋风分离器S3的气固分离后气体通入第二级流化床R2，第二级流化床R2排出的高温煤气经过第二级旋风分离器S2的气固分离后气体通入第一级流化床R1，第一级流化床R1排出的高温煤气经过第一级旋风分离器S1的气固分离后气体经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后返回兑入终还原炉出口煤气中进行煤气调整，实现循环利用。另外，进入第一级流化床R1的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第二级流化床R2，同时第一级旋风分离器S1气固分离的矿粉也通过下料管进入第二级流化床R2；进入第二级流化床R2的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第三级流化床R3，同时第二级旋风分离器S2气固分离的矿粉也通过下料管进入第三级流化床R3；进入第三级流化床R3的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第四级流化床R4，同时第三级旋风分离器S3气固分离的矿粉也通过下料管进入第四级流化床R4；进入第四级流化床R4的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管排出，同时第四级旋风分离器S4气固分离的矿粉也通过下料管排出，得到高还原度的矿粉，供终还原炉使用。流化气速为0.23m/s，流化床内压力为0.5MPa，流化床内还原温度为900℃，还原时间为60min。在整个还原过程中没有发生粘结失流现象，还原后矿粉还原度54.68%，金属化率32.02%。

实施例4

参见图1，首先将TFe含量31.13%，Al₂O₃含量26.51%的铝铁共生矿进行筛分，选取粒度为0.150~0.224mm的矿粉作为原料。筛分的铝铁共生矿粉通过螺旋进料器进入4级流化床反应器的第一级流化床R1，同时由第四级流化床R4底部通入高温还原性煤气。还原性高温煤气由终还原炉产生的还原性高温煤气和第一级旋风分离器S1排出的尾气经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后混合调整而得，其还原成分CO%为98%。第四级流化床R4排出的高温煤气经过第四级旋风分离器S4的气固分离后气体通入第三级流化床R3，第三级流化床R3排出的高温煤气经过第三级旋风分离器S3的气固分离后气体通入第二级流化床R2，第二级流化床R2排出的高温煤气经过第二级旋风分离器S2的气固分离后气体通入第一级流化床R1，第一级流化床R1排出的高温煤气经过第一级旋风分离器S1的气固分离后气体经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后返回兑入终还原炉出口煤气中进行煤气调整，实现循环利用。另外，进入第一级流化床R1的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第二级流化床R2，同时第一级旋风分离器S1气固分离的矿粉也通过下料管进入第二级流化床R2；进入第二级流化床R2的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第三级流化床R3，同时第二级旋风分离器S2气固分离的矿粉也通过下料管进入第三级流化床R3；进入第三级流化床R3的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第四级流化床R4，同时第三级旋风分离器S3气固分离的矿粉也通过下料管进入第四级流化床R4；进入第四级流化床R4的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管排出，同时第四级旋风分离器S4气固分离的矿粉也通过下料管排出，得到高还原度的矿粉，供终还原炉使用。流化气速为0.23m/s，流化床内压力为0.5MPa，流化床内还原温度为900℃，还原时间为90min。在整个还原过程中没有发生粘结失流现象，还原后矿粉还原度62.87%，金属化率44.30%。

实施例5

参见图1，首先将TFe含量30.71%，Al₂O₃含量21.30%的铝铁共生矿进行筛分，选取粒度为0.150~0.224mm的矿粉作为原料。筛分的铝铁共生矿粉通过螺旋进料器进入4级流化床反应器的第一级流化床R1，同时由第四级流化床R4底部通入高温还原性煤气。还原性高温煤气由终还原炉产生的还原性高温煤气和第一级旋风分离器S1排出的尾气经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后混合调整而得，其还原成分CO%为98%。第四级流化床R4排出的高温煤气经过第四级旋风分离器S4的气固分离后气体通入第三级流化床R3，第三级流化床R3排出的高温煤气经过第三级旋风分离器S3的气固分离后气体通入第二级流化床R2，第二级流化床R2排出的高温煤气经过第二级旋风分离器S2的气固分离后气体通入第一级流化床R1，第一级流化床R1排出的高温煤气经过第一级旋风分离器S1的气固分离后气体经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后返回兑入终还原炉出口煤气中进行煤气调整，实现循环利用。另外，进入第一级流化床R1的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第二级流化床R2，同时第一级旋风分离器S1气固分离的矿粉也通过下料管进入第二级流化床R2；进入第二级流化床R2的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第三级流化床R3，同时第二级旋风分离器S2气固分离的矿粉也通过下料管进入第三级流化床R3；进入第三级流化床R3的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第四级流化床R4，同时第三级旋风分离器S3气固分离的矿粉也通过下料管进入第四级流化床R4；进入第四级流化床R4的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管排出，同时第四级旋风分离器S4气固分离的矿粉也通过下料管排出，得到高还原度的矿粉，供终还原炉使用。流化气速为0.31m/s，流化床内压力为0.67MPa，流化床内还原温度为900℃，还原时间为60min。在整个还原过程中没有发生粘结失流现象，还原后矿粉还原度54.98%，金属化率32.47%。

实施例6

参见图1，首先将TFe含量54.75%，Al₂O₃含量5.1%的铝铁共生矿进行筛分，选取粒度为0.150~0.224mm的矿粉作为原料。筛分的铝铁共生矿粉通过螺旋进料器进入4级流化床反应器的第一级流化床R1，同时由第四级流化床R4底部通入高温还原性煤气。还原性高温煤气由终还原炉产生的还原性高温煤气和第一级旋风分离器S1排出的尾气经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后混合调整而得，其还原成分CO%为80%。第四级流化床R4排出的高温煤气经过第四级旋风分离器S4的气固分离后气体通入第三级流化床R3，第三级流化床R3排出的高温煤气经过第三级旋风分离器S3的气固分离后气体通入第二级流化床R2，第二级流化床R2排出的高温煤气经过第二级旋风分离器S2的气固分离后气体通入第一级流化床R1，第一级流化床R1排出的高温煤气经过第一级旋风分离器S1的气固分离后气体经除尘、洗涤和脱除CO₂工序后返回兑入终还原炉出口煤气中进行煤气调整，实现循环利用。另外，进入第一级流化床R1的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第二级流化床R2，同时第一级旋风分离器S1气固分离的矿粉也通过下料管进入第二级流化床R2；进入第二级流化床R2的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第三级流化床R3，同时第二级旋风分离器S2气固分离的矿粉也通过下料管进入第三级流化床R3；进入第三级流化床R3的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管进入第四级流化床R4，同时第三级旋风分离器S3气固分离的矿粉也通过下料管进入第四级流化床R4；进入第四级流化床R4的矿粉经高温煤气流态化还原后由自重作用通过下料管排出，同时第四级旋风分离器S4气固分离的矿粉也通过下料管排出，得到高还原度的矿粉，供终还原炉使用。流化气速为0.23m/s，流化床内压力为0.5MPa，流化床内还原温度为700℃，还原时间为70min。在整个还原过程中没有发生粘结失流现象，还原后矿粉还原度73.68%，金属化率40.35%。

由此得出结论：通过本发明方法预还原铝铁共生矿，生产效率高，同时避免了粘结失流的发生，从而可以连续化大批量处理铝铁共生矿，并且循环利用高温煤气，在铝铁共生矿综合利用的同时，实现节能减排。

需要说明的是，按照本发明上述各实施例，本领域技术人员是完全可以实现本发明独立权利要求及从属权利的全部范围的，实现过程及方法同上述各实施例；且本发明未详细阐述部分属于本领域公知技术。

以上所述，仅为本发明部分具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本领域的人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。