EA024653B1 - Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля - Google Patents
Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля Download PDFInfo
- Publication number
- EA024653B1 EA024653B1 EA201500202A EA201500202A EA024653B1 EA 024653 B1 EA024653 B1 EA 024653B1 EA 201500202 A EA201500202 A EA 201500202A EA 201500202 A EA201500202 A EA 201500202A EA 024653 B1 EA024653 B1 EA 024653B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- ferronickel
- ore
- nickel
- mixture
- slag
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/02—Obtaining nickel or cobalt by dry processes
- C22B23/023—Obtaining nickel or cobalt by dry processes with formation of ferro-nickel or ferro-cobalt
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к способу переработки латеритных (окисленных никелевых) руд с прямым получением ферроникеля в виде металлических гранул. Способ включает смешивание руды с твердым восстановителем и флюсующими добавками, брикетирование полученной смеси, восстановительный обжиг брикетированной шихты в трубчатых вращающихся печах с формированием крицы ферроникеля и выделение ферроникеля из измельченного клинкера. Флюсующие добавки вводят в смесь в количестве 6-12% СаСО, 6-12% AlO, 0-10% SiOот массы руды, максимальную температуру в зоне крицеобразования поддерживают в пределах 1300-1350°С и содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,05-0,55%, предпочтительно в пределах 0,1-0,4%. В качестве твердого восстановителя используют смесь битуминозного угля и антрацита или кокса. Способ позволяет достигать высоких показателей при обжиге для повышения эффективности прямого получения ферроникеля из высокомагнезиальных силикатных никелевых руд.
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к способу переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля в виде металлических гранул.
Предшествующий уровень техники
Ферроникель является ценным и основным сырьем для производства различных марок нержавеющей стали.
В латеритных никелевых рудах сосредоточено около 70% мировых запасов никеля. По химическому и минеральному составу латеритные руды в основном подразделяются на железистые (лимонитные) и магнезиальные силикатные - сапролитные.
Из-за отсутствия рациональных методов обогащения латеритные никелевые руды поступают непосредственно на металлургическую переработку гидро- и пирометаллургическими способами.
Магнезиальные силикатные руды эффективно перерабатываются пирометаллургическим способом с помощью плавки горячей шихты в руднотермических электропечах после предварительного восстановительного обжига руды во вращающихся трубчатых печах в области температур 750-950°С (Е1кет процесс). Процесс позволяет достичь высокой степени извлечения никеля (около 96%), однако энергоемкий, и может быть перспективным в местах, где есть дешевая электроэнергия. С другой стороны, в случае повышенного содержания в руде железа применение электроплавки становится малоэффективным из-за уменьшения содержания никеля в получаемом продукте (ферроникеле).
В регионах, где существует дефицит электроэнергии, одним из перспективных направлений является переработка латеритных никелевых руд во вращающихся печах с прямым получением ферроникеля в виде крицы. Все энергетические затраты в этом процессе обеспечиваются за счет использования угля или угля совместно с природным газом.
Кричный процесс разработан в 30-е годы XX в. в Германии (под названием Крупп-Ренн процесс) для получения железа из низкокачественных железных руд.
Сущность процесса заключается в том, что латеритная никелевая руда в смеси с твердым восстановителем и флюсующими добавками подвергается восстановительному обжигу в трубчатой печи. Шихта по мере продвижения в печи непрерывно нагревается отопительными газами и в ней в зависимости от температуры нагрева протекают различные физико-химические процессы: до температуры 600°С происходит испарение влаги, затем в области 600-1100°С - восстановление оксидов железа, при более высоких температурах - 1200-1350°С и выше нагретая шихта превращается в полурасплавленное жидко-твердое и вязкое состояние. В указанной температурной области интенсифицируется восстановление никеля из силикатных фаз, в результате чего восстановленные металлические частицы железа и никеля при вращении печи свариваются в круглые частицы - крицы, распределенные по всей массе шлака. После охлаждения и дробления массы (клинкера) металлические гранулы отделяют от шлака грохочением (или отсадкой) и магнитной сепарацией. В зависимости от состава перерабатываемой латеритной руды содержание никеля в гранулах ферроникеля может изменяться от 4 до 10-12%, а при использовании высокомагнезиальных богатых латеритных руд оно может достичь 20-25%. При этом состав получаемых криц главным образом зависит от соотношения Ре/Νί в руде, т.е. чем меньше это соотношение, тем больше содержание никеля в крице.
Для переработки латеритных руд кричным способом (Цейдлер А.А. Металлургия никеля. - М.: Металлургиздат, 1947. - 314 с.) руду подвергают дроблению (предпочтительно до крупности 5-10 мм), дозируют необходимое количество мелкого угля (-0,8 мм) или коксика, известняка и других добавок (например, глины, доменного шлака, алюмосиликатов и т.д.), тщательно смешивают и смесь обжигают во вращающейся печи с постепенным нагревом до температуры 1300°С и выше в течение 6-8 ч. Для достижения положительных результатов рекомендуется поддержание основности - соотношения (СаО+М§О)/ЗЮ2 в пределах 0,15-0,30, плавкости - соотношения Α12Θ3/δίΘ2 в пределах 0,22-0,40. При этом содержание МдО в шлаке не должно превышать 12%. Горячую полурасплавленную массу (клинкер) выгружают из печи, охлаждают и после дробления и измельчения разделяют на магнитных сепараторах с выделением ферроникеля в виде крицы. Отмечено, что содержание никеля в крице зависит от состава руды и может изменяться в пределах от 4 до 8-10%.
Как отмечено выше, эти способы предусматривают использование латеритных никелевых руд с умеренным содержанием МдО (не более 12% в шлаке или до 10% в исходной руде). В случае использования высокомагнезиальных руд, содержащих более 10% МдО, требуется разработать новые рекомендации по составу шихты и расходу флюсующих добавок.
Помимо этого, использование при обжиге во вращающейся печи неагломированной шихты, состоящей из смеси дробленной до 5-12 мм руды, угля, известняка и других флюсующих добавок, создает серьезные трудности, связанные с большим пылевыносом из печи (увеличение пылевыноса из печи требует создания больших пылеулавливающих и газоочистительных сооружений), нарушением теплового режима и работы печи в целом. При дроблении руды определенная часть ее превращается в тонкие фракции, в частности крупности -250 мкм. Присутствие тонкой фракции значительно увеличивает пылевынос из печи. С другой стороны присутствующие в рудах глинистые минералы, состоящие в основном из Ре2О3, А12О3 и ЗЮ2. при сушке и прокаливании в печи быстро рассыпаются с образованием тонкой пыли
- 1 024653 с крупностью частиц менее 5 мкм. При продвижении шихты в трубчатой печи происходит ее расслоение с опусканием тонкого глинистого материала в нижний слой, и эти компоненты в присутствии в системе СаО в восстановительной атмосфере образуют легкоплавкие (т.пл. - 950-1000°С) стеклообразные силикатные фазы. При достижении температуры на внутренней стенке печи 1000-1150°С железистые силикаты оплавляются и прилипают к стенке с образованием настыли. Кроме тонкого материала происходит прилипание к липкому стеклообразному слою и грубого материала из шихты. Постепенно этот слой нарастает и образует сплошное шлаковое кольцо, которое приводит к нарушению и остановке работы печи. Совокупность этих факторов существенно снижает технико-экономические показатели процесса получения ферроникеля из латеритных руд кричным способом.
Известен способ получения ферроникелевых гранул прямым восстановлением латеритных руд в трубчатой печи [Ме11об Тот ртобисшд £етгошске1 дгаии1е \νί(1ι Шгсе1 гебисйои о£ 1а1сг11с тске1 шше \νί(1ι го1агу кйи (ΟΝ 101403043 А)]. Согласно этому способу руду измельчают до - 0,076 мм (-200 меш) 8090%, смешивают с добавками 2-5% угля (антрацита); 5-8% коксовой мелочи; 3-5% СаСО3; 1-3% №-ьСО3; 6-8% глины или гумуса, смесь гранулируют с получением окатышей размером 10-20 мм (влажность окатышей 15-18%), окатыши сушат при температуре 200-400°С в течение 30-90 мин, затем высушенные окатыши обжигают в трубчатой печи в области температур 500-1300°С в течение 6-8 ч. По мере повышения температуры происходит восстановление железа и никеля с последующим их слиянием в виде металлических гранул. В способе используют латеритные руды разного состава:
- высокомагнезиальная руда: Νί 0,92%, Мд 21,47%, Ре 9,81%, А1 0,067%, δί 23,01%;
- железистая латеритная руда: Νί 1,23%, Мд 10,31%, Ре 21,96%, А1 4,73%, δί 12,54%;
- смесь магнезиальной и железистой руды: Νί 1,07%, Мд 15,89%, Ре 15,88 %, А1 2,45%, δί 17,78%.
После завершения обжига клинкер охлаждают водой, подвергают мокрому измельчению до 0,076 мм (-200 меш) 80-90%. Крупные частицы (гранулы) ферроникеля отделяют грохочением, а мелкие частицы ферроникеля из тонкоизмельченного шлака - мокрой магнитной сепарацией. В зависимости от состава используемой латеритной руды содержание никеля в гранулах ферроникеля изменяется в пределах от 6,54 до 9,14% и железа - в пределах от 91,35 до 86,27%. При этом степень извлечения никеля из руды достигает 88,63-93,72%.
Хотя использование в способе гранулированной шихты позволяет уменьшить пылевынос из трубчатой печи, однако не устраняет других недостатков. Основными недостатками данного способа являются следующие:
тонкое измельчение сырьевых материалов и полученного клинкера существенно увеличивает энергетические затраты технологического процесса. Образование после извлечения ферроникеля магнитной сепарацией в большом объеме тонкодисперсного отвального шлака (выход этого шлака составит примерно 80-85% от массы перерабатываемой руды) существенно затрудняет его утилизацию и увеличивает экологическую нагрузку на окружающею среду;
использование в шихте твердого восстановителя с низкой реакционной способностью - антрацита и коксового порошка (коксовой мелочи) способствует развитию протекания побочного процесса - образования в значительном количестве легкоплавких силикатов железа, наличие которых сильно повышает вероятность нежелательного явления - кольцеобразования в печи в области температур 1000-1150°С. Причем чем выше содержание железа в руде, тем больше становится вероятность кольцеобразования.
Совокупность вышеуказанных факторов отрицательно влияет на технико-экономические показатели описанного способа в целом.
Наиболее близким по технической сущности является способ переработки высокомагнезиальных латеритных (гарниеритных) руд с прямым получением ферроникеля (усовершенствованный Крупп-Ренн процесс), применяемый на заводе ОНеуата Компании №ррои Уакт Кодуо Со., Япония |\Уа1апаЬе Т., Оио, δ., Ага1 Н., Ма18итот1 Т. Эпес! КебисНои о£ СапиегПе Оге £от Ргобисбои о£ Регго-№ске1 \\ίΐΗ а Ро1агу Кйи а! №ррои Уакт Кодуо Со., Ыб., ОНеуата ^откз. ίηΐ. ί. Мтет. Ргосезз., 19, 1987, р. 173-187]. Способ заключается в следующем: разные высокомагнезиальные латеритные никелевые руды грубо измельчают и смешивают, к смеси руд с 17% влажности добавляют битуминозный уголь, антрацит, коксовую мелочь, около 8% известняка, затем их измельчают до -150 мкм (-100 меш) и усредняют в стержневой мельнице, полученную смесь брикетируют. Брикеты в непрерывном режиме подаются в решетчатое сушильное устройство, где осуществляется сушка брикетов при температуре 300°С за счет тепла отходящих газов. Затем упрочненные горячие брикеты подаются во вращающуюся обжиговую печь, где происходят последовательно процессы дегидратации (до 600°С), восстановления (600-1100°С) и крицеобразования (1200-1400°С). В зоне крицеобразования в области температур около 1250°С начинается размягчение материала, с повышением температуры от 1250 до 1400°С по мере продвижения полурасплавленной массы происходит довосстановление никеля из силикатных фаз, мелкие частицы восстановленного железа и никеля свариваются и образуют металлические гранулы, в результате чего формируются крицы ферроникеля. Продолжительность обжига шихты во вращающейся печи составляет 7-8 ч и больше. Расход восстановителя в виде битуминозного угля, антрацита и коксового порошка примерно в 4 раза превышает стехиометрическое количество, необходимое для восстановления железа и никеля из руды до металлического состояния. Следует отметить, что в промышленных условиях расход твердого восстановителя су- 2 024653 щественно превышает стехиометрическое количество и зависит от температуры и продолжительности процесса обжига. При обжиге шихты во вращающейся печи часть угля, присутствующего в шихте выгорает топочными газами, поэтому, чем больше продолжительность процесса, тем больше количество возгораемого угля. При выходе из печи полурасплавленную массу (клинкер) с температурой около 1250°С закаливают (гранулируют) в воде, измельчают до 2 мм, отделяют крицы ферроникеля от шлака отсадкой и магнитной сепарацией. Концентрат, выделенный в результате магнитной сепарации - мелкодисперсные частицы металла со шлаком (в виде включений), возвращается в обжиговую печь для дальнейшего укрупнения в результате слияния с другими металлическими частицами. Ферроникель представлен в виде частиц крупностью от 0,5 до 20 мм и содержит 1-2% шлака. Он имеет следующий химический состав: С < 0,10%, Νί 18-22%, δ 0,45%, Р 0,015%. Общая степень извлечения никеля из руды достаточно высокая и достигает 95%.
Шлаковые хвосты пропускают через классификатор для отделения от тонкой фракции (шлама), сыпучий материал в виде песка реализуют в качестве строительного материала для производства бетона, асфальта и др.
Использование при обжиге брикетированной шихты сильно уменьшает пылевынос из печи, заметно уменьшает вероятность кольцеобразования в области температур 1000-1150°С, существенно улучшает тепловой режим печи и технико-экономические показатели процесса обжига в целом. Благодаря использованию для обжига богатой по никелю (2,3-2,6% Νί) и с низким содержанием железа (11-15% Ре) сапролитных руд (гарниерита) получается ферроникель с высоким содержанием никеля (от 18 до 25%).
Основными недостатками известного способа являются высокая температура обжига (1400°С), большая продолжительность обжига (7-8 ч), низкая производительность процесса и высокое содержание серы (0,44%) в ферроникеле. Сера считается нежелательной примесью для нержавеющей стали, что сильно затрудняет реализацию ферроникеля с повышенным содержанием серы.
С другой стороны известно, что присутствие серы играет важную роль в агломерации частиц восстановленного металла в условиях обжига шихты во вращающейся печи. Оно способствует снижению температуры плавления металла, благодаря содержанию в нем небольшого количества сульфидов никеля и железа, и частичному снижению поверхностного напряжения металлических частиц. Совокупность этих факторов улучшает слияние и укрупнение металлических частиц никеля и железа.
В описанном способе необходимость присутствия серы в шихте можно объяснить очень высокой температурой размягчения высокомагнезиального силикатного шлака, образующегося в зоне крицеобразования во вращающейся печи при обжиге высокомагнезиальных никелевых руд с флюсующими добавками известняка. В связи с этим, в данном способе при обжиге шихты в качестве серосодержащего компонента используют высокосернистый уголь (1,5% δ).
Высокая температура и большая продолжительность процесса обжига значительно увеличивает энергетические затраты при обжиге, существенно уменьшает срок службы футеровки печи из-за агрессивного действия железистого силикатного расплава при высокой температуре. Помимо этого, большая продолжительность обжига заметно снижает производительность процесса. Совокупность этих факторов отрицательно влияет на себестоимость конечного продукта - ферроникеля.
Для снижения температуры обжига в другом известном способе японской компании Νίρροη Уакш Кодуо Со. (υδ 3765873), предлагается уменьшить содержание МдО в руде путем обработки части высокомагнезиальной (гарниеритной) руды следующим образом: руду измельчают до -150 мкм (-100 меш), обжигают при температуре 500-800°С для разрушения кристаллической структуры магнезиальных силикатов с высвобождением МдО, затем продукт обжига выщелачивают водой с подачей углекислого газа под давлением при температуре 20-50°С в течение 0,5-3 ч для растворения МдО в виде Мд(НСО3)2. При этом около 30-40% магния из руды переходит в раствор. После отделения раствора обработанную руду (твердый остаток) смешивают с исходной рудой, и смесь с добавками твердого восстановителя и известняка после брикетирования подвергают обжигу для получения ферроникелевых гранул по методике, описанной в известном способе. Показано, что уменьшение содержания МдО в шихте позволяет снизить температуру обжига от 1400 до 1300°С при одновременном обеспечении высокой степени извлечения никеля в ферроникель. Однако процесс, предложенный для уменьшения содержания магния в руде, является достаточно сложным и существенно повысит себестоимость получаемого ферроникеля. В связи с вышеизложенным требуется разработать способ, позволяющий достигать высоких показателей при обжиге для повышения эффективности прямого получения ферроникеля из высокомагнезиальных силикатных никелевых руд.
Раскрытие изобретения
Задачей предлагаемого изобретения является разработка способа переработки высокомагнезиальных силикатных латеритных руд, в которых содержание МдО и δΏ2 могут изменяться в широком диапазоне (от 15 до 25% МдО и от 30 до 45% и выше δΏ^, с прямым получением ферроникеля.
Решение поставленной задачи заключается в том, что в способе переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникеля, включающем смешивание руды с твердым восстановителем и флюсующими добавками, брикетирование полученной шихты, восстановительный обжиг брикетированной шихты в трубчатых вращающихся печах с формированием крицы ферроникеля и выде- 3 024653 ление ферроникеля из клинкера, при смешивании руды с восстановителем флюсующие добавки вводят в смесь в количестве 6-12% СаСО3, предпочтительно 8-10%, 6-12% А12О3, предпочтительно 8-10%, 0-10% δίϋ2, предпочтительно 0-7,5% от массы руды, максимальную температуру в зоне крицеобразования поддерживают в пределах 1300-1350°С и содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,05-0,55%, предпочтительно в пределах 0,1-0,4%.
В качестве флюсующих добавок можно использовать различные кальций-, алюминий- и кремнийсодержащие материалы, например известняк, глину, боксит, алюмосиликаты, алюминийсодержащие шлаки, кварцевый песок, отходы обогащения и металлургического производства и т.д. Основное требование к составу этих материалов - незначительное содержание серы и фосфора и ограниченное содержание магния. При обжиге магнезиальных силикатных руд для прямого получения ферроникелевых гранул применение комплексных добавок СаСО3, А12О3 и, при необходимости, δίθ2 в вышеуказанных количествах позволяет проводить процесс обжига при достаточно низких температурах 1300-1350°С, уменьшить продолжительность восстановительного обжига брикетированной шихты до 5-7 ч с максимальной степенью извлечения никеля (до 95%) из руды. Полагают, что это обусловлено тем, что добавки СаСО3 и А12О3 в установленных количествах позволяют снизить температуру плавления шлака благодаря образованию силикатов сложного состава пироксеновой группы - Са (Мд,Ре,А1)[(§1,А1)2О6] с низкой температурой плавления (1300-1400°С); добавки А12О3 и δίθ2 уменьшают основность шлаков и увеличивают температурный интервал их текучести и вязкость, в результате чего улучшаются технологические свойства кричных шлаков. При этом часть МдО связывается с указанными добавками в легкоплавкие силикаты, что приводит к уменьшению в шлаке доли высокотемпературных магнезиальных силикатов, особенно форстерита (Мд2§Ю4) с температурой плавления - 1890°С. Благодаря этому в области температур от 1250 до 1350°С, обожженный материал переходит в вязкое полурасплавленное состояние, что существенно облегчает слияние и укрупнение восстановленных частиц никеля и железа с формированием металлических гранул ферроникеля. Совокупность этих факторов позволяет уменьшить обитую продолжительность обжига брикетированной шихты.
Уменьшение расхода добавок А12О3 ниже 6% не позволяет снизить температуру плавления шлака до 1300-1350°С, а в случае увеличение расхода его более 12% шлаки становятся более текучими, что отрицательно влияет на формирование крицы ферроникеля в условиях восстановительного обжига латеритных руд. Помимо этого увеличение флюсующих добавок приводит к увеличению материальных потоков при обжиге, в результате чего увеличиваются энергетические затраты и уменьшается производительность процесса. Предпочтительно расход добавок А12О3 составляет 8-10%.
Уменьшение расхода добавок СаСО3 ниже 6% приводит к уменьшению жидкой фазы шлака и заставляет повысить температуру в зоне крицеобразования, что ухудшает показатели технологического процесса, а увеличение расхода СаСО3 более 12% приводит к увеличению основности шлака, что отрицательно влияет на формирование крицы ферроникеля в условиях восстановительного обжига латеритных руд. Предпочтительно расход добавок СаО составляет 8-10%. Помимо этого, как отмечено выше, увеличение флюсующих добавок приводит к увеличению материальных потоков при обжиге, в результате чего увеличиваются энергетические затраты и уменьшается производительность процесса.
Количество вводимого §Ю2 варьируется от 0 до 10%, предпочтительно 0-7,5%, таким образом, чтобы поддерживать основность и плавкость шлака на уровне, обеспечивающем возможность работы в заданном интервале температур.
При оптимальном расходе флюсующих добавок увеличение температуры в зоне крицеобразования от установленного значения 1300-1350°С, во-первых, экономически не выгодно, во-вторых, не считается целесообразным, так как оно приводит к увеличению текучести шлака (как в случае увеличения добавок А12О3), и шлак не удерживает крупные металлические частицы ферроникеля в объеме из-за большой удельной плотности их, эти частицы быстро оседают и отделяются от шлака. В результате не обеспечивается полное слияние содержащихся в шлаке мелких частиц металлического никеля с более крупными частицами, что приводит к уменьшению выхода ферроникеля. При обжиге шихты во вращающейся печи крупные металлические частицы, быстро оседая, прилипают к ее стенке, что в результате приводит к нарушению работы печи и уменьшению срока службы футеровки.
Использование флюсующих добавок в указанных количествах одновременно позволяет уменьшить продолжительность обжига до 5-7 ч, что уменьшает энергетические затраты при обжиге. Совокупность этих факторов существенно улучшает технико-экономические показатели процесса в целом.
Как отмечено выше, в предлагаемом способе в качестве указанных добавок можно использовать различные кальций-, алюминий- и кремнийсодержащие материалы, например известняк, глину, боксит, алюминийсодержащие шлаки и отходы и др., но при условии поддержания массовых отношений активных компонентов в установленных пределах.
В предлагаемом способе содержание остаточного углерода в шлаке после завершения обжига шихты должно изменяться в пределах 0,05-0,55%, более предпочтительно 0,1-0,4%. Уменьшение содержания остаточного углерода в шлаке меньше 0,05 может привести к снижению степени восстановления никеля из силикатных фаз и соответственно к увеличению его потери со шлаковыми хвостами магнитного обогащения измельченного клинкера. Увеличение содержания углерода более 0,55% способствует увеличе- 4 024653 нию степени восстановления железа из шлака, что приводит к обогащению гранул ферроникеля железом и обеднению никелем, в результате существенно снижается качество получаемого конечного продукта. Помимо этого, ухудшаются технологические свойства кричных шлаков. Допустимость изменения содержания остаточного углерода в широких пределах от 0,05 до 0,55% существенно облегчает операции дозировки твердого восстановителя при подготовке шихты, и снимает некоторые затруднения при обжиге брикетированной шихты во вращающихся печах. В способе по изобретению для получения качественного ферроникеля (по содержанию серы) используют низкосернистые твердые восстановители, битуминозный уголь и кокс (или антрацит). Необходимые благоприятные условия для формирования металлических гранул ферроникеля при обжиге высокомагнезиальных латеритных руд обеспечиваются не за счет наличия в шихте определенного количества серы, как в способах уровня техники, а за счет использования комплексных добавок при их соотношении в установленных пределах.
Для осуществления процессов в низко- и высокотемпературной областях при обжиге латеритных никелевых руд во вращающейся печи целесообразно использовать восстановители разного вида - битуминозный уголь, антрацит или кокс. При наличии в шихте битуминозного угля существенно ускоряются процессы восстановления свободных оксидов железа до металлического состояния в области 700-900°С. В результате ограничивается развитие протекания побочных процессов с преждевременным образованием легкоплавких силикатных фаз, что, следовательно, уменьшает вероятность кольцеобразования во вращающейся печи - очень нежелательного явления при прямом получении ферроникеля из латеритных руд. В отличие от битуминозного угля антрацит и кокс являются пассивными твердыми восстановителями, восстановительная способность их заметно проявляется при температурах выше 1000°С. Использование их в определенном количестве позволяет поддерживать восстановительную атмосферу во вращающейся печи в области высоких температур (1200-1300°С и выше), при которых, наряду с восстановлением никеля из силикатных фаз, постепенно и медленно происходит слияние и укрупнение металлических частиц с образованием ферроникелевых гранул. Кокс и антрацит более дорогие восстановители, чем битуминозный уголь. Поэтому использование в качестве восстановителя определенного количества битуминозного угля также благоприятно влияет на себестоимость получаемого ферроникеля.
Варианты осуществления изобретения
Далее изобретение будет проиллюстрировано с помощью примеров.
Для осуществления способа были использованы высокомагнезиальные латеритные руды с разным содержанием железа. Химические составы этих руд приведены в таблице. В качестве углеродсодержащего твердого восстановителя служили битуминозный уголь зольностью 7,5% и коксовый порошок зольностью 10,6%. Содержание летучих веществ и общей серы в битуминозном угле 51 и 0,29%, а в коксовом порошке 2 и 0,2% соответственно. Испытания проб проводили в лабораторной трубчатой печи, затем полученные результаты проверяли в опытно-промышленных условиях. Пробы руд, твердые восстановители и флюсующие добавки измельчали до крупности -150 мкм, смешивали в определенных пропорциях, из смеси изготавливали таблетки (брикеты). В лабораторных условиях таблетки обжигали в атмосфере инертного газа - аргона. После завершения процесса продукты обжига быстро охлаждали в воде, измельчали, частицы ферроникеля отделяли от шлака мокрой магнитной сепарацией. В ферроникеле определяли содержание железа и никеля, а в шлаке - содержание никеля, железа и остаточного углерода. Приводимые ниже примеры на пробах латеритных руд иллюстрируют возможности способа.
Химический состав проб латеритных никелевых руд
N° РУДЫ | Содержание в руде, % | ||||||||||
№ | Со | Ре | 8 Юг | АЬОЗ | СггОз | СаО | ΜβΟ | МпО | ΜβΟ/δΐΟί | П.п.л. | |
1 | 2,45 | 0,05 | 16,6 | 43,5 | 2,29 | 0,42 | 0,1 | 15,6 | 0,26 | 0,36 | 10,6 |
2 | 2,36 | 0,03 | 13,2 | 42,6 | 2,01 | 0,70 | ОД | 21,2 | 0,23 | 0,50 | 11,2 |
3 | 2,14 | 0,03 | 17,3 | 37,1 | 1,91 | 0,98 | ОД | 22,1 | 0,28 | 0,60 | 10,1 |
Пример 1.
Брикеты из смеси руды № 1 (при массовом отношении Μ§Ο/δίΟ2 = 0,36) с добавками 8% битуминозного угля, 2% кокса, 8% СаСО3, 8% Α12Ο3 (Λ12Ο3/δίΟ2 = 0,24), без добавки δίΟ2, при массовом отношении (СаО+М§О)/(А12О3+81О2) = 0,37 обжигали в области температур от 300 до 1300°С в течение 5,5 ч. При этом продолжительность нагрева в зоне крицеобразования, где происходит постепенное повышение температуры шихты от 1200°С до максимальной температуры процесса 1300-1350°С, и последующее охлаждение до 1250°С составила 45 мин.
В этой температурной зоне происходит размягчение материала с переходом его в полурасплавленное состояние, при котором, наряду с завершением процессов восстановления никеля и железа, происходит их слияние и коагуляция с формированием металлических гранул ферроникеля. После охлаждения и измельчения продукта обжига металлические частицы отделяли от шлака мокрой магнитной сепарацией. Содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 14,9 и 81,6% соответственно. Степень извлечения никеля из руды составила 93,1%, а железа - 75,1%. Содержание остаточного С в шлаке 0,36%.
- 5 024653
Пример 2.
Брикеты из смеси руды № 1 с добавками твердых восстановителей и флюсующих добавок 8% СаСО3, 8% А12О3 обжигали в условиях примера 1. Однако в этом случае расход кокса составил 3% от массы руды. При этом металлические гранулы содержали 13,9% Νί и 82,1% Ре. Степень извлечения никеля из руды составила 93,8%, а железа - 81,6%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,55%.
Пример 3.
Брикеты из смеси руды № 1 с добавками 8% битуминозного угля, 1% кокса, 8% СаСО3, 6% А12О3 (А12О3/8Ю2 = 0,17) и 5% δίθ2 при массовом отношении (СаО+М§О)/(А12О3+8Ю2) = 0,35 обжигали в условиях примера 1. При этом металлические гранулы содержали 15,6% Νί и 80,8% Ре. Степень извлечения никеля из руды составила 91,8%, а железа - 70,4%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,05%.
Пример 4.
Брикеты из смеси руды № 2 (М§О/8Ю2 = 0,50) с добавками 6% битуминозного угля, 2% кокса, 10% СаСО3 и 10% А12О3 (А12О3/8Ю2 = 0,28) при массовом отношении (СаО+МдО)/(А12О3+8Ю2) - 0,49 подвергали обжигу в области температур от 300 до 1325°С в течение 6 ч. При этом продолжительность нагрева в области 1200-1325°С и последующее охлаждение до 1250°С составила 50 мин. Дальнейшие операции осуществляли в условиях примера 1. После сепарации содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 20,3 и 75,9% соответственно. Степень извлечения никеля из руды - 94,2%, а железа 62,8%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,34%.
Пример 5.
Брикеты из смеси руды № 2 с добавками твердых восстановителей и флюсующих добавок 10% СаСО3 и 10% А12О3 обжигали в условиях примера 4. Однако в этом случае расход кокса составил 1% от массы руды. При этом содержание никеля в ферроникеле достигло 21,8%, а содержание железа находилось на уровне 74% при степени извлечения никеля - 92,6%, а железа - 56,3%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,13%.
Пример 6.
Брикеты из смеси руды № 3 (М§О/8Ю2 = 0,60) с добавками 8% битуминозного угля, 2% кокса, 8% СаСО3 и 12% А12О3 (А12О3/8Ю2 = 0,37) при (СаО+МдО)/(А12О3+8Ю2) = 0,52 подвергали обжигу в области температур от 300 до 1350°С в течение 6,5 ч. При этом продолжительность нагрева в области 12001350°С и последующее охлаждение до 1250°С составила 60 мин. После охлаждения клинкера, измельчения и магнитной сепарации полученные гранулы содержали 12,0% Νί и 84,6% Ре. Степень извлечения никеля и железа 92,1 и 80,1% соответственно.
Пример 7.
Брикеты из смеси руды № 3 с добавками 8% битуминозного угля, 2% кокса, 8% СаСО3, 10% А12О3 и 7,5% §Ю2 (А12О3/8Ю2 = 0,27) при массовом отношении (СаО+МдО)/(А12О3+8Ю2) = 0,47 подвергали обжигу в области температур от 300 до 1325°С. Продолжительность обжига, как в примере 6. При этом продолжительность нагрева в области 1200-1325°С и последующее охлаждение до 1250°С составила 60 мин. Содержание никеля и железа в полученном ферроникеле составило 12,7% Νί и 83,8% Ре. Степень извлечения никеля и железа 90,7 и 74,1% соответственно.
Пример 8.
Брикеты из смеси руды № 3 с добавками 8% битуминозного угля, 3% кокса, 12% СаСО3, 8% А12О3 и 10% §1О2 (А12О3/8Ю2 = 0,21) при массовом отношении (СаО+МдО)/(А12О3+8Ю2) = 0,61 подвергали обжигу в условиях примера 7. В ферроникеле содержание никеля и железа составило 11,9% Νί и 83,9% Ре. Степень извлечения никеля и железа 88,5 и 76,8% соответственно.
Пример 9.
Было изготовлено около 600 кг брикетов из смеси, состоящей из руды № 2, 6% битуминозного угля, 10% кокса, флюсующих добавок известняка и боксита. При этом массовое отношение (СаО+М§О)/(8Ю2+А12О3) в брикетах составляло 0,47. Брикеты после предварительной сушки при 300°С подвергали восстановительному обжигу во вращающейся печи размера 0,75x8 м, отопляемой природным газом. По мере продвижения материала в печи с постепенным повышением температуры от 300 до 1325°С поэтапно происходили процессы полной дегидратации сапролитной руды в брикетах, восстановления оксидов железа, при более высоких температурах (1250°С и выше) размягчение брикетов с переходом материала в полурасплавленное состояние. Продолжительность процесса обжига в печи составила 6 ч. Горячий клинкер из печи с температурой около 1200-1250°С выгружали в воду для охлаждения. Затем охлажденную массу дробили, измельчали в шаровой мельнице до крупности 2 мм. Крупные гранулы ферроникеля отделяли гравитационным методом - отсадкой, а тонкодисперсные металлические частицы - мокрой магнитной сепарацией. Полученные гранулы ферроникеля содержали 22,4% Νί и 80,9% Ре. Содержание шлака в виде включений в гранулах изменялось в пределах 1,5-2,5%, а содержание никеля в шлаке находилось на уровне 0,15%. Степень извлечения никеля из руды достигла - 95,3%, а железа - 61,4%. Содержание серы в ферроникеле - 0,061%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,36%.
- 6 024653
Как видно из приведенных примеров способ переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникелевых гранул, наряду с высокой степенью извлечения никеля из руды (91-95%), позволяет проводить процесс при более низких температурах (1300-1350°С, предпочтительно 1300-1325°С) и меньшей продолжительности, т.е. с меньшими энергетическими затратами, и при этом получить низкосернистый (0,06% §), высококачественный ферроникелевый продукт, который является ценным сырьем для производств широкого ассортимента нержавеющей стали.
Claims (5)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникеля, включающий смешивание руды с твердым восстановителем и флюсующими добавками, брикетирование полученной смеси, восстановительный обжиг полученной брикетированной шихты в трубчатых вращающихся печах с формированием крицы ферроникеля и выделение ферроникеля из измельченного клинкера, отличающийся тем, что флюсующие добавки вводят в смесь в количестве СаСО3 6-12%, А12О3 6-12%, δίθ2 0-10% от массы руды, максимальную температуру в зоне крицеобразования поддерживают в пределах 1300-1350°С и содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,05-0,55%.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что флюсующие добавки вводят в смесь в количестве СаСО3 8-10%; А12О3 8-10%; δίθ2 0-7,5% от массы руды.
- 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,1-0,4%.
- 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве твердого восстановителя используют смесь битуминозного угля и антрацита или кокса.
- 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве флюсующих добавок используют известняк, глину, боксит, алюмосиликаты, алюминийсодержащие шлаки, кварцевый песок, отходы обогащения и металлургического производства.
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
PCT/RU2014/000240 WO2014133421A1 (ru) | 2014-04-02 | 2014-04-02 | Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
EA201500202A1 EA201500202A1 (ru) | 2015-06-30 |
EA024653B1 true EA024653B1 (ru) | 2016-10-31 |
Family
ID=51428570
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
EA201500202A EA024653B1 (ru) | 2014-04-02 | 2014-04-02 | Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля |
Country Status (2)
Country | Link |
---|---|
EA (1) | EA024653B1 (ru) |
WO (1) | WO2014133421A1 (ru) |
Families Citing this family (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN104694754A (zh) * | 2015-03-16 | 2015-06-10 | 四川金广实业(集团)股份有限公司 | 调整矿热炉冶炼红土矿炉渣的方法 |
WO2016171579A1 (ru) * | 2015-04-21 | 2016-10-27 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" | Низкотемпературный способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля |
CN107309079A (zh) * | 2016-04-26 | 2017-11-03 | 上海鑫和镍业科技有限公司 | 一种处理低品位红土镍矿的方法及其选矿方法 |
CN106834743A (zh) * | 2017-02-20 | 2017-06-13 | 宝钢德盛不锈钢有限公司 | 回转窑一步法还原焙烧红土镍矿生产镍铁颗粒的工艺 |
WO2018101855A1 (ru) * | 2017-05-18 | 2018-06-07 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" | Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля |
CN109385527B (zh) * | 2018-10-17 | 2020-02-21 | 福建通海镍业科技有限公司 | 一种综合回收镍铬合金的方法 |
CN112063834B (zh) * | 2020-03-26 | 2021-10-08 | 中南大学 | 一种不锈钢酸洗污泥返回回转窑-矿热炉工艺利用的方法 |
CN114015865B (zh) * | 2021-11-17 | 2023-07-04 | 昆明理工大学 | 一种利用废旧阴极炭还原红土镍矿的方法 |
CN115449628B (zh) * | 2022-07-29 | 2023-06-27 | 中南大学 | 一种改善高碱金属球团还原粉化的方法及应用 |
CN115747542B (zh) * | 2022-11-02 | 2023-11-07 | 中南大学 | 一种镍吹炼渣还原制备Fe-Ni-Co-Cu高熵合金的方法 |
Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPH05125465A (ja) * | 1991-10-17 | 1993-05-21 | Nisshin Steel Co Ltd | フエロニツケルの製造方法 |
CN101403043A (zh) * | 2008-10-27 | 2009-04-08 | 昆明理工大学 | 回转窑直接还原红土镍矿生产镍铁粒的方法 |
-
2014
- 2014-04-02 WO PCT/RU2014/000240 patent/WO2014133421A1/ru active Application Filing
- 2014-04-02 EA EA201500202A patent/EA024653B1/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPH05125465A (ja) * | 1991-10-17 | 1993-05-21 | Nisshin Steel Co Ltd | フエロニツケルの製造方法 |
CN101403043A (zh) * | 2008-10-27 | 2009-04-08 | 昆明理工大学 | 回转窑直接还原红土镍矿生产镍铁粒的方法 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
TETSUYA WATANABE et al., Direct reduction of garnierite ore for production of ferro-nickel with a rotary kiln Nippon Yakin Kogyo Co, International journal of mineral processing, 19, 1987, c. 173-187 * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
WO2014133421A1 (ru) | 2014-09-04 |
EA201500202A1 (ru) | 2015-06-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EA024653B1 (ru) | Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля | |
CN102719676B (zh) | 一种还原气氛窑炉中快速还原铜渣生产铁铜合金的方法 | |
CN101984080B (zh) | 一种赤泥分离铁、铝硅渣和碱金属去除的工艺方法及设备 | |
CN102534194A (zh) | 一种红土镍矿生产镍铁的方法 | |
CN104018008A (zh) | 一种红土镍矿闪速炉还原熔炼生产镍铁的方法 | |
CN108441636B (zh) | 一种二段真空还原处理赤泥的方法 | |
Bölükbaşı et al. | Steelmaking slag beneficiation by magnetic separator and impacts on sinter quality | |
CA2907991C (en) | Method for processing steel slag and hydraulic mineral binder | |
Mohanty et al. | A novel technique for making cold briquettes for charging in blast furnace | |
Kuldeyev et al. | Promising ways to increase raw material base of the chrome industry of the metallurgical industry of the Kazakhstan | |
CN106148679A (zh) | 一种高铝型贫镍铁矿的利用方法 | |
CN102168157B (zh) | 用还原回转窑还原镍矿经锈蚀电炉生产镍铁的方法 | |
RU2241771C1 (ru) | Брикет для выплавки чугуна | |
WO2018101855A1 (ru) | Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля | |
EP3670677A1 (en) | Process for manufacturing a slag conditioning agent for steel desulfurization | |
CN201933128U (zh) | 一种赤泥分离铁、铝硅渣和碱金属去除的设备 | |
JP2012107288A (ja) | 非焼成含炭塊成鉱を用いる高炉操業方法 | |
RU2441927C2 (ru) | Способ переработки шламов глиноземного производства | |
JP5194111B2 (ja) | ニッケル含有溶鉄の製造方法 | |
KR102180727B1 (ko) | 라테라이트광으로부터 페로니켈의 제조방법 | |
KR101153887B1 (ko) | 제철제강용 알카리 칼슘페라이트 플럭스의 제조방법 | |
AU673758B2 (en) | The production of ferronickel from nickel containing laterite ores | |
RU2699090C1 (ru) | Способ получения высокоглинозёмистого цемента | |
Bhoi et al. | Production of green steel from red mud: a novel concept | |
WO2016171579A1 (ru) | Низкотемпературный способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KG TJ TM |
|
PC4A | Registration of transfer of a eurasian patent by assignment | ||
MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): KZ |
|
MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): RU |