移动床内氧化铁还原及还原气体氧化行为分析

为了研究工艺参数对移动床内氧化铁还原及还原气体氧化的影响规律,建立了移动床内氧化铁还原及煤气氧化耦合动力学模型。以C-3000的竖炉预还原为例,动力学模型研究主要结果与实际工艺相吻合。气矿比一定条件下,标况气速提高,会增加移动床的产量,但金属化率和煤气利用率都将下降;标况气速一定条件下,气矿比提高,能够提高金属化率,但产量和气体利用率下降。煤气还原势对移动床内的还原效率有明显影响,为了提高金属化率,建议将还原势提高到95%左右的水平。当标况气速一定时,煤气压力的增加,提高了金属化率和煤气利用率。煤气中的惰性气体含量对移动床内的还原有不利影响。适度增加球团矿比例或向煤气中适度提高氢气含量,有助于移动床内还原效果的提高。     

COREX煤气富氢改质的数值模拟

考虑到COREX熔融还原炼铁工艺中高温煤气物理余热的有效利用和富氢预还原的可行性,模拟了在某一假想碳基填充床内待改质气流通量和气体温度对改质过程的影响。模拟结果表明,在碳基填充床内进行煤气富氢改质是可行的;水消耗量随气流通量或气体温度的提高而增加,碳消耗量随气体温度的提高而增大,但随气流通量的增加而减少;改质后φ（CO）随气流通量或气体温度的提高而减少,φ（H2）随气体温度的提高而增加,但随气流通量的增加则先增加后减少。     

预氧化在攀枝花钛铁矿固态还原过程中的作用

研究了预氧化对攀枝花钛铁矿还原行为的影响.结果表明:预氧化加快了钛铁矿铁氧化物的还原速率,提高了还原产物铁的金属化率.其作用机理是:钛铁矿在预氧化过程中形成了假金红石、三氧化二铁、金红石和三价铁板钛矿等新的物相,破坏了原有矿物结构,颗粒内部形成了大量孔隙,有利于增大颗粒的比表面积,改善还原过程气体的扩散条件;经预氧化处理的钛铁矿在预氧化过程中形成的新物相将被重新还原,新生钛铁矿活性高,还原产物的显微结构也得到了进一步的改善.     

天然气部分氧化-气基竖炉流程的模拟研究

建立天然气部分氧化转化炉与气基竖炉联产直接还原铁流程的模型,进行热合成气与循环炉顶气混合进竖炉、冷合成气与循环炉顶气混合加热进竖炉两种工艺流程的稳态模拟对比。两个工艺相比,前者热损失小,但还原气中有效气体含量低;后者热损失大,但还原气中有效气体含量高,有利于竖炉内的还原反应。     

不同生物质还原氧化铁的特性

以木屑、玉米秸秆、咖啡废渣和水解木质素4种生物质为还原剂,采用TG-FTIR联用、XRD、SEM等方法分析了各物质的化学成分及官能团构成,研究了不同生物质中碳和氢对氧化铁的还原反应特性。研究表明,生物质还原氧化铁的作用由气体和固定碳决定,其中气基还原的特征温度为806~822 K,碳还原的特征温度为1 116~1 132 K。4种生物质中,碳还原氧化铁的能力由强到弱依次是木屑>水解木质素>咖啡废渣>玉米秸秆,氢还原能力大小则为玉米秸秆>咖啡废渣>木屑>水解木质素。     

焦炉煤气竖炉法生产DRI的煤气用量及利用率

根据中国资源特点及国内焦炉煤气利用不合理的现状,认为部分地区发展中小型焦炉煤气-气基竖炉工艺生产高品质直接还原铁在技术上是可行的。将焦炉煤气应用于MIDREX竖炉工艺,基于理论计算,探讨焦炉煤气-MIDREX竖炉生产DRI的煤气用量以及煤气利用率,为中国气基竖炉工艺的发展提供工艺参数。结果表明,焦炉煤气经重整后所得还原气体的H_2和CO体积分数比值为2.18,每生产1tDRI需要消耗焦炉煤气599.70m3。当向竖炉通入1 800m~3/t的还原气体时,竖炉内H_2、CO的利用率分别为32.14%和36.14%,还原气综合利用率为33.61%。     

折流式移动流化床改质焦炉煤气预还原铁矿粉的数值模拟

 建立了折流式移动流化床内利用改质焦炉煤气进行气基粉铁矿预还原的数学模型。模型求解采用FLUENT和PHOENICS的联合求解。冷态工况的数值模拟结果和试验结果进行了比较。通过比较床层平均压降和分析气固相的流动行为,对提出的数学模型的可靠性进行了验证。利用所建立的数学模型对利用该反应器和采用改质COG(焦炉煤气)对铁矿粉预还原的工艺过程进行了热态模拟。在模拟的工况条件下,指出了反应器内分布板布置上的缺陷;反应器必须采用气体分布板振动才可以保持气固正常流动,同时保持较小的流化气速。还原气温度的整体降幅达到770K,气相还原势的利用率达到35%,矿粉的还原分数达到0.7,反映出该反应器内良好的气固换热和对还原势的利用率。该反应器在一个紧凑的结构下实现了对还原气热能和还原势的梯级利用。     

低温还原铁矿微粉过程的数值模拟

研究了H2在360～400 ℃之间还原铁矿微粉的过程,并提出了微空间尺度下瞬时气固反应动力学模型,以模拟氧化铁微粉在低温下的还原过程.这个模型包括了非均相化学反应动力学方程、颗粒内的传热方程和气体扩散方程,采用全隐式有限差分方法对控制方程进行数值求解.通过数值计算得到不同颗粒度矿粉在不同温度下还原率随时间的变化, 并根据反应热和气体浓度在反应过程中的行为得知化学反应和气体内扩散在反应速率控制过程中所起的作用.数值模拟结果与试验结果基本吻合.     

铁基载氧体化学链燃烧还原过程的数学模型

为了研究铁基载氧体的反应特性,基于未反应缩核模型建立了移动床内铁基载氧体颗粒还原过程的一维数学模型.模型中考虑了铁基载氧体与H2、CO的多级还原反应,气体组分体积分数模拟值与实验值的平均误差为6.9%,总还原度的平均误差为11.2%.研究表明:铁基载氧体在移动床反应器内最终还原度约为23%,主要进行的反应是第一级和第二级还原反应,第一级和第二级还原度分别为95%和40%;提高反应器内温度、选择合适的载氧体粒径及气固比有助于增加反应的深度,提高合成气及铁基载氧体的利用率,载氧体粒径建议取1~2 mm.      

不同生物质还原氧化铁的特性

以木屑、玉米秸秆、咖啡废渣和水解木质素4种生物质为还原剂,采用TG-FTIR联用、XRD、SEM等方法分析了各物质的化学成分及官能团构成,研究了不同生物质中碳和氢对氧化铁的还原反应特性。研究表明,生物质还原氧化铁的作用由气体和固定碳决定,其中气基还原的特征温度为806～822 K,碳还原的特征温度为1 116～1 132 K。4种生物质中,碳还原氧化铁的能力由强到弱依次是木屑水解木质素咖啡废渣玉米秸秆,氢还原能力大小则为玉米秸秆咖啡废渣木屑水解木质素。     

工艺参数对连续流化床内铁矿粉还原效果的影响

为了研究工艺参数对连续流化床内铁矿粉还原效果的影响规律,建立了两级连续流化床内氧化铁还原及煤气氧化耦合动力学模型.R1级流化床主要为FeO的还原,采用优质煤气作为还原剂,FeO来自R2级反应器;R2级流化床主要将Fe₂O₃还原到FeO,Fe₂O₃来自预热的R3流化床反应器,还原气来自R1还原尾气.模型主要计算结果与文献吻合.并以此为模型研究了矿粉粒度、流化床内压力等参数对流化床还原效果的影响.为了取得矿粉平均金属化率不小于85%、煤气利用率不低于38%和气矿比950~1050 m3·t-1的还原效果,流化床应满足如下工艺条件:矿粉平均粒度1.5 mm以下,流化床温度780~800℃,煤气还原势不低于93%,惰性气体体积分数小于5%,R1流化床内煤气平均压力3.5×105~4.0×105 Pa,停留时间的倒数u_g/H=1.0~1.1 s-1,R1流化床矿粉平均停留时间30 min,R2流化床矿粉平均停留时间20 min.      

Analysis of reduction of iron ore and oxidation of reducing gas in moving bed

To investigate the influence of technical parameters on reduction of iron ore and oxidation of reducing gas in moving bed, the coupling kinetic model of iron oxide reduction and reducing gas oxidation in moving bed was established. The model was applied in pre- reduction shaft furnace of C- 3000, and main calculating results were in a good accordance with production data. At a certain ratio of gas flow to ore mass, improving gas velocity at standard state can increase output of metal iron, yet decrease ratio of metallization and gas utilization rate. At a certain gas velocity at standard state, improving ratio of gas flow to ore mass can increase ratio of metallization, yet decrease output of metal iron and gas utilization rate. Reduction potential of gas has a substantial effect on reduction efficiency. It is suggested to improve reduction potential of gas to a 95% level for a high ratio of metallization. At a certain gas velocity at standard state, increasing gas pressure can improve ratio of metallization and gas utilization rate. Inert gas content has a disadvantageous effect on reduction reaction in moving bed. It is advantageous for improving reduction efficiency in moving bed by adjusting increasing ratio of pellet or adding part of rich- hydrogen gas in reducing gas.     

煤中挥发分对热解过程的行为影响分析

较高的还原温度易造成结圈,使回转窑直接还原铁工艺发展受限,为此,需研究低温条件下煤中还原性气体释放和铁矿石的还原过程。通过热重分析仪-傅里叶红外光谱仪-质谱仪(TG-FTIR-MS)联用方法分析不同挥发分煤的热解特性和铁矿石还原过程。结果显示,高挥发分煤在热解过程中具有更加优越的反应活性,随着挥发分的提高,煤中还原性气体的释放温度更低,释放含量更高。整个热解过程中有机气体主要为CH₄、CH3+碎片、苯、甲苯以及同系物;无机气体为SO₂、CO、CO₂、H₂O。高挥发分煤种的还原性气体CO释放温度较低。此外,热解过程中,高挥发分煤种表观活化能更低,热解过程更容易进行;相较于无烟煤,采用烟煤还原铁矿石时还原反应进程更快,还原过程更加彻底。为此,采用高挥发分煤种进行煤基还原将会为有效降低煤基还原温度提供新思路。     

脱除烧结烟气中NOx的初步研究

在填有铁矿石的反应器内加入添加剂,对模拟烟气进行脱除NOx的研究。结果表明:随着温度的升高、矿石粒度减小、料层高度增加,NOx的脱除率增加。铁矿石对脱除NOx有催化作用,钒钛磁铁矿中TiO2和V2O5的含量较高,催化能力最强,NO的脱除率接近100%。通过烧结杯实验研究了工艺条件对脱氮的影响。研究发现,添加剂分解产生的NH3在烧结过程中会发生氧化反应生成NO,烧结温度过高会加剧氧化反应的进行,因此选择合适的添加剂配比及配碳量在实际生产中显得十分重要。烧结矿碱度的提高有利于脱氮。     

还原气氛对流态化还原铁矿粉黏结失流的影响

采用热态可视流化床装置研究了973~1173 K不同气氛条件对流态化还原铁矿粉黏结失流的影响.研究发现,一定表观气速条件下温度和还原气氛组成对失流时铁矿粉的金属化率影响不大,而失流时颗粒微观形态受还原气种类和温度的影响较显著,但还原气体积分数对形态的影响较小.此外,流化时间随着还原气体积分数的增大而逐渐缩矩,并通过线性拟合得到了不同温度时二者间的数学关系式.      

低温冶金技术理论和技术发展

低温冶金通过细化铁矿粉、并运用催化等手段来研究加快铁矿粉在较低反应温度下的还原速度的理论和方法,为开发低能耗、低碳排放、高效的非高炉炼铁新工艺提供理论基础。低温还原理论方面的研究成果,包括细微铁矿粉具有纳米晶粒、储能的铁矿粉能够提高还原气体的利用效率、细粒度改善反应效率、催化剂提高反应速度、改善低温冶金反应的传输条件、多级循环流化床的流化规律以及低温还原冶炼粒铁等理论。在低温还原冶金新技术方面包括改进的熔融还原炼铁工艺、优质海绵铁和粒铁的低温还原工艺。低温还原工艺有望实现节能、低碳、高效和低成本冶金,并能应用于低品位铁矿、含铁冶金渣、赤泥以及钒铁磁铁矿、钛精矿等的综合利用。     

Low Temperature Reduction Degradation Characteristics of Sinter, Pellet and Lump Ore

 The reduction degradation characteristics of typical sinter, pellet and lump ore were tested with the reducing gas conditions simulating two kinds of iron-making processes. The results show that, in the same condition of gas composition and temperature, the reduction degradation degree (RDI＜3.15 mm) of sinter is high, RDI＜3.15 mm of lump ore is low and RDI＜3.15 mm of pellet is in the middle level. With two kinds of gas composition simulating different iron-making processes, the reduction degradation indices (RDI) of three kinds of iron ores all present the tendency of “inverted V-shape” in the temperature range from 450 to 650 ℃, and the RDI reach the maximum value at 550 ℃. The reduction degradation degrees of iron ores are extended when mixing the gas with hydrogen to increase the reduction potential, and the influence extent is discrepant for different iron ores. Colligating the increase amplitude of grains in small size fraction, the influence of reducing gas on lump ore is the greatest, the influence on sinter is the second, and the sensitivity of pellet on the reducing gas properties change is relatively small. As for the degradation form, lump ore and sinter both present the degradation of cracking, and the distribution of small grains generated from the cracking is in the range from 0.5 to 6.3 mm uniformly. The lump ore presents surface cracking, while sinter presents integral cracking. The pellet presents the degradation of surface stripping, and the proportion of grains smaller than 0.5 mm is the highest, which is up to 90% in the grains smaller than 3.15 mm.     

黄梅褐铁矿悬浮闪速磁化焙烧试验研究

以湖北黄梅褐铁矿为主要原料,研究焙烧气氛、温度和固气比等操作条件对褐铁矿焙烧指标的影响。研究结果表明:在一氧化碳含量(体积分数)3.50%左右,反应炉温度800～950℃,固气比0.5～0.8kg/m3条件下,通过闪速磁化焙烧得到的焙烧矿,品位在33%左右,可选性良好,采用简单的选矿流程,可得到较好的选矿指标,铁精矿品位达到60.67%,回收率达到94.49%.可见新研制的闪速磁化焙烧装置对褐铁矿的焙烧效果是很显著的。     

Direct Reduction of Mixtures of Manganese Ore and Iron Ore

This paper presents recent results of direct reduction investigation of different combination of blends of manganese ore, iron ore and coal at the Department of Ferrous Metallurgy (IEHK) of RWTH Aachen University. A mixture of iron and manganese ore in a ratio of 75/25 is a good raw material for steelmaking of high Mn‐alloyed grades. The experimental studies consisting of reduction of (a) fine material and (b) agglomerated material (briquettes) were carried out in the range of 1273 to 1673 K. The behaviour of combined reduction of manganese ore and iron ore and the employment in the direct reduction on a coal and gas basis for production of steels with high Mn content were investigated. It was found that a high metallization degree for Mn can be reached at 1273 K with the reduction of manganese ore by hydrogen‐containing gas. Addition of carbon monoxide to the reducing gas retarded the reduction process. The addition of coal to manganese ore and iron ore blends increased the degree of reduction. The results of carbothermic reduction of briquettes consisting of a mixture of manganese ore and iron ore combined with coal as reducing agent show that a high temperature, a low Mn/Fe ratio and a high Fe₂O₃ content have a favourable effect on the degree of reduction. In order to obtain a high degree of metallization, the temperature should be higher than 1473 K. The reduction of briquettes at higher temperatures (up 1573 K) has shown a molten phase and the separation of slag and metal.