NO343430B1 - Process and plant for the production of titanium slag from ilmenite - Google Patents
Process and plant for the production of titanium slag from ilmenite Download PDFInfo
- Publication number
- NO343430B1 NO343430B1 NO20072742A NO20072742A NO343430B1 NO 343430 B1 NO343430 B1 NO 343430B1 NO 20072742 A NO20072742 A NO 20072742A NO 20072742 A NO20072742 A NO 20072742A NO 343430 B1 NO343430 B1 NO 343430B1
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- ilmenite
- reactor
- fluidized bed
- reduction
- electric furnace
- Prior art date
Links
- YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N iron;titanium;trihydrate Chemical compound O.O.O.[Ti].[Fe] YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 68
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 60
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 29
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 14
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 title description 4
- 239000010936 titanium Substances 0.000 title description 4
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 title description 4
- GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N Titan oxide Chemical compound O=[Ti]=O GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 73
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 17
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 14
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 7
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 78
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 39
- 238000003763 carbonization Methods 0.000 claims description 35
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 31
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 26
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 20
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 19
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 19
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 claims description 18
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims description 17
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 16
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 12
- 239000004408 titanium dioxide Substances 0.000 claims description 11
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims description 7
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 claims description 7
- 239000006096 absorbing agent Substances 0.000 claims description 6
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 6
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 6
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 claims description 5
- 238000011144 upstream manufacturing Methods 0.000 claims description 5
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 claims description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 4
- 239000002918 waste heat Substances 0.000 claims description 4
- 239000012530 fluid Substances 0.000 claims 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 abstract description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 239000002912 waste gas Substances 0.000 description 9
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000005243 fluidization Methods 0.000 description 3
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 3
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011651 chromium Substances 0.000 description 2
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 2
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 229910001882 dioxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 2
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 2
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 description 1
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 1
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 1
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 description 1
- 150000002430 hydrocarbons Chemical class 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 239000012528 membrane Substances 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 description 1
- 239000000049 pigment Substances 0.000 description 1
- 239000011148 porous material Substances 0.000 description 1
- 238000002203 pretreatment Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000002407 reforming Methods 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 239000008247 solid mixture Substances 0.000 description 1
- 150000003609 titanium compounds Chemical class 0.000 description 1
- -1 titanium dioxide Chemical class 0.000 description 1
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
- C22B4/00—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
- C22B4/08—Apparatus
-
- 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
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/10—Obtaining titanium, zirconium or hafnium
- C22B34/12—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08
- C22B34/1204—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent
- C22B34/1209—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent by dry processes, e.g. with selective chlorination of iron or with formation of a titanium bearing slag
-
- 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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
-
- 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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/12—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
- C22B5/14—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases fluidised material
-
- 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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/18—Reducing step-by-step
Abstract
Det beskrives en fremgangsmåte for produsering av titaniaslagg fra ilmenitt, der granulær ilmenitt først partielt reduseres med et reduksjonsmiddel i en reduksjonsreaktor, hvoretter det varme materialet med en innløpstemperatur på minst 550?C overføres til en elektrisk ovn og der smeltes i nærvær av et reduksjonsmiddel under dannelse av flytende råjern og titaniaslagg. Reduksjonsreaktoren består av en sirkulerende virvelsjiktreaktor.A method for the production of titania slag from ilmenite is described, where granular ilmenite is first partially reduced with a reducing agent in a reduction reactor, after which the hot material with an inlet temperature of at least 550?C is transferred to an electric furnace and melted there in the presence of a reducing agent under formation of liquid pig iron and titania slag. The reduction reactor consists of a circulating fluidized bed reactor.
Description
Teknisk område Technical area
Foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte for fremstilling av titaniaslagg fra ilmenitt, og den angår et tilsvarende anlegg. The present invention relates to a method for producing titania slag from ilmenite, and it relates to a corresponding plant.
Ilmenitt som ved siden av titandioksid inneholder store mengder jernoksider (x ·TiO2+ y ·FeO z ·Fe2O3) er et av de viktigste utgangsmaterialer, bortsett fra rutil, for å fremstille metallisk titan og titanforbindelser som titandioksid, som benyttes for pigmentfremstilling. Separering av jern fra malmen gjennomføres vanligvis ved elektrisk smelting av ilmenitt i en metallurgisk ovn, der jernoksidene reduseres til metallisk jern som så presipiteres fra slagget inneholdende titandioksid. Imidlertid er en mangel ved denne prosess det meget høye behov for elektrisk energi som nemlig ligger rundt 2200 kWt pr. tonn titaniaslagg og representerer hovedandelen av produksjonsomkostningene. Ilmenite, which, in addition to titanium dioxide, contains large amounts of iron oxides (x ·TiO2+ y ·FeO z ·Fe2O3) is one of the most important starting materials, apart from rutile, for producing metallic titanium and titanium compounds such as titanium dioxide, which are used for pigment production. Separation of iron from the ore is usually carried out by electric melting of ilmenite in a metallurgical furnace, where the iron oxides are reduced to metallic iron which is then precipitated from the slag containing titanium dioxide. However, a shortcoming of this process is the very high need for electrical energy, namely around 2200 kWt per tonnes of titania slag and represents the main share of the production costs.
Fra US 3.765.868 er det kjent en fremgangsmåte for fremstilling av titaniaslagg fra ilmenitt der råmalmen først partielt reduseres i en rotasjonsovn og deretter avkjøles til en temperatur på minst 150ºC før den magnetiske fraksjon inneholdende titandioksid separeres fra den ikke-magnetiske aske og forkullede stoffer ved hjelp av en magnetisk separator og som så til slutt smeltes i en elektrisk ovn. Denne prosess karakteriseres også ved et høyt energibehov. En annen mangel ved prosessen ovenfor er det faktum at før reduksjonen må den benyttede ilmenitt først pelletiseres. From US 3,765,868, a method for producing titania slag from ilmenite is known in which the raw ore is first partially reduced in a rotary kiln and then cooled to a temperature of at least 150ºC before the magnetic fraction containing titanium dioxide is separated from the non-magnetic ash and charred substances by with the help of a magnetic separator and which is then finally melted in an electric furnace. This process is also characterized by a high energy requirement. Another shortcoming of the above process is the fact that before reduction the ilmenite used must first be pelletised.
Beskrivelse av oppfinnelsen Description of the invention
Det er derfor et formål som ligger under foreliggende oppfinnelse, å tilveiebringe en fremgangsmåte for fremstilling av titaniaslagg med hvilken minst den samme kvalitet av titaniaslagg som fremstilles har et lavt energibehov. It is therefore an object of the present invention to provide a method for producing titania slag with which at least the same quality of titania slag that is produced has a low energy requirement.
Ifølge oppfinnelsen oppnås dette formål ved en fremgangsmåte og et anlegg med de trekk som er gitt i kravene 1 henholdsvis 18. Fordelaktige aspekter ved oppfinnelsen er åpenbare fra de avhengige krav. According to the invention, this purpose is achieved by a method and a plant with the features given in claims 1 and 18 respectively. Advantageous aspects of the invention are obvious from the dependent claims.
I henhold til oppfinnelsen kunne det overraskende finnes at behovet for energi for fremstilling av titaniaslagg fra ilmenitt kan reduseres med 40 til 50% sammenlignet med prosesser kjent så langt, når ilmenitten forreduseres før elektrisk smelting og innføres i den elektriske ovn i varm tilstand, dvs. uten avkjøling eller etter avkjøling kun i liten grad etter den partielle reduksjon. En annen fordel ved denne prosedyre ligger i økningen av den magnetiske mottagelighet for ilmenitt i forhold til urenheter som krom, inneholdt i utgangsmalmen, slik at når det gjelder magnetisk separering, kan det oppnås en pålitelig separering mellom fraksjoner inneholdende titandioksid og fraksjoner som er frie for titan. According to the invention, it could surprisingly be found that the need for energy for the production of titania slag from ilmenite can be reduced by 40 to 50% compared to processes known so far, when the ilmenite is reduced before electric melting and introduced into the electric furnace in a hot state, i.e. without cooling or after cooling only to a small extent after the partial reduction. Another advantage of this procedure lies in the increase of the magnetic susceptibility of ilmenite in relation to impurities such as chromium, contained in the starting ore, so that when it comes to magnetic separation, a reliable separation can be achieved between fractions containing titanium dioxide and fractions free of titanium.
I prinsippet kan den partielle reduksjon a) gjennomføres i en hvilken som helst apparatur som er velkjent for fagmannen på området for dette formålet, for eksempel i en rotasjonsovn. Spesielt gode resultater oppnås imidlertid når den partielle reduksjon a) av ilmenitt gjennomføres i et virvelsjikt, særlig i et sirkulerende virvelsjikt, nemlig enten i en én-trinns- eller flere-trinnsoperasjon. På grunn av den høye masse og varmeoverføring i virvelsjikt, oppnås det derved en enhetlig reduksjon av materialet som benyttes med et minimalt forbruk av energi. In principle, the partial reduction a) can be carried out in any apparatus well known to the person skilled in the art for this purpose, for example in a rotary kiln. However, particularly good results are obtained when the partial reduction a) of ilmenite is carried out in a fluidized bed, in particular in a circulating fluidized bed, namely either in a one-stage or multi-stage operation. Due to the high mass and heat transfer in the fluidized bed, a uniform reduction of the material used is thereby achieved with a minimal consumption of energy.
Fortrinnsvis er kornstørrelsen for den granulære ilmenitt som benyttes mindre enn 1 mm og spesielt fortrinnsvis mindre enn 400 µm. Preferably, the grain size of the granular ilmenite used is less than 1 mm and particularly preferably less than 400 µm.
Som reduksjonsmiddel for den partielle reduksjon a) av ilmenitt, kan man i prinsippet benytte alle stoffer som er velkjente for fagfolk på dette området for dette formål og spesielt kull, koks, molekylært hydrogen, gassblandinger inneholdende molekylært hydrogen, karbonmonoksid og gassblandinger inneholdende karbonmonoksid, for eksempel reformgass, som alle har vist seg å være nyttige. Som reduksjonsmiddel benyttes derved fortrinnsvis en gassblanding inneholdende karbonmonoksid og molekylært hydrogen, spesielt foretrukket en gassblanding på 60 til 80 volum-% karbonmonoksid og 40 til 20 volum-% molekylært hydrogen, og helt spesielt en gassblanding av 70 volum-% karbonmonoksid og 30 volum-% hydrogen i kombinasjon med kull. Hvis den partielle reduksjon gjennomføres i et sirkulerende virvelsjikt, kan dette for eksempel lett realiseres ved at ilmenitten som partielt skal reduseres og kull, kontinuerlig mates til virvelsjiktreaktoren via en faststoffmatekanal, og faststoffene i reaktoren fluidiseres ved hjelp av en gassblanding inneholdende karbonmonoksid og molekylært hydrogen. As a reducing agent for the partial reduction a) of ilmenite, one can in principle use all substances that are well known to professionals in this area for this purpose and in particular coal, coke, molecular hydrogen, gas mixtures containing molecular hydrogen, carbon monoxide and gas mixtures containing carbon monoxide, for for example, reforming gas, all of which have been shown to be useful. As a reducing agent, a gas mixture containing carbon monoxide and molecular hydrogen is preferably used, particularly preferably a gas mixture of 60 to 80 volume-% carbon monoxide and 40 to 20 volume-% molecular hydrogen, and especially a gas mixture of 70 volume-% carbon monoxide and 30 volume- % hydrogen in combination with coal. If the partial reduction is carried out in a circulating fluidized bed, this can, for example, be easily realized by the ilmenite that is to be partially reduced and coal being continuously fed to the fluidized bed reactor via a solids feed channel, and the solids in the reactor are fluidized using a gas mixture containing carbon monoxide and molecular hydrogen.
For den partielle reduksjon a) blir prosessbetingelsene fortrinnsvis justert slik at graden av metallisering av produktet som oppnås i dette prosesstrinn, er 50 til 95% og særlig 70 til 80%, beregnet på jerninnholdet. For the partial reduction a), the process conditions are preferably adjusted so that the degree of metallization of the product achieved in this process step is 50 to 95% and in particular 70 to 80%, calculated on the iron content.
For ytterligere å redusere energibehovet i prosessen, foreslås det ifølge en utvikling av oppfinnelsen først å forvarme ilmenitt før den partielle reduksjon a) i en eller flere varmevekslere til en temperatur på 500 til 900ºC, og særlig 600 til 850ºC, og helt spesielt rundt 800ºC, og deretter å varme opp det forvarmede materialet i en kalsineringsreaktor oppstrøms reaktoren, fortrinnsvis en reaktor med stasjonært virvelsjikt, til en temperatur på over 900ºC og særlig fortrinnsvis mer enn 1000ºC. In order to further reduce the energy requirement in the process, according to a development of the invention, it is proposed to first preheat ilmenite before the partial reduction a) in one or more heat exchangers to a temperature of 500 to 900ºC, and in particular 600 to 850ºC, and especially around 800ºC, and then heating the preheated material in a calcination reactor upstream of the reactor, preferably a stationary fluidized bed reactor, to a temperature of more than 900ºC and particularly preferably more than 1000ºC.
I henhold til en spesiell utførelsesform av oppfinnelsen blir produksjonen av det kull (char) som benyttes som reduksjonsmiddel gjennomført i et prosesstrinn med oppvarming av ilmenitt i en stasjonær virvelsjiktreaktor. For dette formål blir forvarmet ilmenitt sammen med kull, fortrinnsvis kull med en kornstørrelse på mindre enn 5 mm og molekylært oksygen eller en gassblanding inneholdende molekylært oksygen, innført i virvelsjiktreaktor og varmet opp der til en temperatur på fortrinnsvis mer enn 900ºC og spesielt foretrukket mer enn 1000ºC. Ved hjelp av denne sammenligningsvis høye karboniseringstemperatur vil dannelse av hydrokarboner, for eksempel tjære, som vil forstyrre i de etterfølgende prosesstrinn, lett forhindres. Fluidisering av faststoffene gjennomføres fortrinnsvis ved hjelp av gassblandingen som benyttes som reduksjonsmiddel i de etterfølgende trinn med partiell reduksjon der graden av karbonisering kan justeres ved å justere retensjonstiden til en egnet verdi. According to a special embodiment of the invention, the production of the coal (char) used as a reducing agent is carried out in a process step with heating of ilmenite in a stationary fluidized bed reactor. For this purpose, preheated ilmenite together with coal, preferably coal with a grain size of less than 5 mm and molecular oxygen or a gas mixture containing molecular oxygen, is introduced into a fluidized bed reactor and heated there to a temperature of preferably more than 900ºC and particularly preferably more than 1000ºC. With the help of this comparatively high carbonisation temperature, the formation of hydrocarbons, for example tar, which will interfere in the subsequent process steps, will be easily prevented. Fluidization of the solids is preferably carried out using the gas mixture which is used as a reducing agent in the subsequent stages of partial reduction where the degree of carbonisation can be adjusted by adjusting the retention time to a suitable value.
For å oppnå en spesiell effektiv prosedyre, foreslås det ifølge et trekk ved oppfinnelsen å sirkulere den fluidiserende gass. Dette kan for eksempel gjennomføres slik at avgassen fra reduksjonsreaktoren føres gjennom en eller flere varmevekslere som benyttes for forvarming av ilmenitt, hvoretter avgassen eventuelt føres gjennom en spillvarmekoker ved generering av damp der damp genereres, før støv fjernes fra avkjølt spillgass og denne eventuelt avkjøles ytterligere, i en CO2absorber som eventuelt er adskilt fra karbondioksidet som oppnås under partialreduksjonen av ilmenitt, oppvarmes i en etterfølgende gassvarmer og til slutt igjen mates til reduksjonsreaktoren og eventuelt karboniseringsreaktoren som fluidiserende gass. In order to achieve a particularly efficient procedure, it is proposed according to a feature of the invention to circulate the fluidizing gas. This can, for example, be carried out so that the waste gas from the reduction reactor is passed through one or more heat exchangers that are used for preheating ilmenite, after which the waste gas is possibly passed through a waste heat boiler for the generation of steam where steam is generated, before dust is removed from the cooled waste gas and this is possibly cooled further, in a CO2 absorber which is possibly separated from the carbon dioxide obtained during the partial reduction of ilmenite, is heated in a subsequent gas heater and finally again fed to the reduction reactor and possibly the carbonization reactor as fluidizing gas.
Hvis råilmenitt som benyttes har et forholdsvis høyt innhold av FeO, ble det funnet å være rimelig å underkaste den en oksidativ forbehandling før den partielle reduksjon a) for heller helt å oksidere FeO for å oppnå Fe2O3. Dette er fordelaktig fordi FeO er tilstede i en krystallgitterstruktur som i stor grad motstår angrep fra reduserende gasser, mens gitterstrukturen for Fe2O3som skyldes oksidering av FeO tillater effektiv diffusjon av gass inn i porene av materialet. Fortrinnsvis gjennomføres oksidasjonen slik at FeO-innholdet av det behandlede materialet etter oksidasjonen er mindre enn 5 vekt-% og spesielt mindre enn 3 vekt-%. If the raw ilmenite used has a relatively high content of FeO, it was found to be reasonable to subject it to an oxidative pre-treatment before the partial reduction a) in order to completely oxidize the FeO to obtain Fe2O3. This is advantageous because FeO is present in a crystal lattice structure that largely resists attack from reducing gases, while the lattice structure for Fe2O3 resulting from oxidation of FeO allows efficient diffusion of gas into the pores of the material. Preferably, the oxidation is carried out so that the FeO content of the treated material after the oxidation is less than 5% by weight and in particular less than 3% by weight.
I henhold til et trekk ved oppfinnelsen foreslås det å gjennomføre oksidasjonen av uren ilmenitt så vel som den partielle reduksjon i et virvelsjikt og særlig ved en temperatur mellom 600 og 1000ºC. According to a feature of the invention, it is proposed to carry out the oxidation of impure ilmenite as well as the partial reduction in a fluidized bed and in particular at a temperature between 600 and 1000ºC.
Spesielt når ilmenittholdig krom benyttes som utgangsmateriale eller kull og/eller char benyttes som reduksjonsmiddel, viste det seg fordelaktig å underkaste den partielt reduserte ilmenitt en magnetisk separering før chargering til den elektriske ovn for derved å separere magnetiske fraksjoner som er rike på titandioksid fra en ikkemagnetisk fraksjon som i det vesentlige inneholder kromitt, aske og, hvis benyttet som reduksjonsmiddel, char, å kunne overføre den magnetiske fraksjon som derved oppnås til den elektriske ovn. I dette tilfellet er temperaturen for det partielt reduserte materialet som benyttes ved den magnetiske separasjon fortrinnsvis minst 600ºC, fortrinnsvis minst 675ºC, og helt spesielt rundt 700ºC. Especially when ilmenite-containing chromium is used as starting material or coal and/or char is used as reducing agent, it proved advantageous to subject the partially reduced ilmenite to a magnetic separation before charging to the electric furnace in order to thereby separate magnetic fractions rich in titanium dioxide from a non-magnetic fraction which essentially contains chromite, ash and, if used as a reducing agent, char, to be able to transfer the magnetic fraction thereby obtained to the electric furnace. In this case, the temperature of the partially reduced material used in the magnetic separation is preferably at least 600ºC, preferably at least 675ºC, and most particularly around 700ºC.
Spesielt foretrukket er at den magnetiske fraksjon deretter overføres til den elektriske ovn uten avkjøling eller oppvarming. Energien som kreves for avkjøling av det partielt reduserte materialet etter den partielle reduksjon på den ene siden og energien som kreves for oppvarming av materialet som mates til den elektriske ovn til driftstemperaturer i ovnen på den annen side, blir derved minimalisert uten vesentlig deoksidering av det partielt reduserte materialet før inngang i den elektriske ovn. Den ikke-magnetiske fraksjon kan videre prosesseres og den angjeldende char i den ikkemagnetiske fraksjon kan benyttes om igjen i prosessen, for eksempel som fødemateriale. It is particularly preferred that the magnetic fraction is then transferred to the electric furnace without cooling or heating. The energy required for cooling the partially reduced material after the partial reduction on the one hand and the energy required for heating the material fed to the electric furnace to operating temperatures in the furnace on the other hand are thereby minimized without significant deoxidation of the partial reduced the material before entering the electric furnace. The non-magnetic fraction can be further processed and the relevant char in the non-magnetic fraction can be used again in the process, for example as feed material.
Fortrinnvis inneholder titaniaslagget som trekkes av fra den elektriske ovn 75 til 90 vekt-%, og spesielt fortrinnsvis rundt 85 vekt-% titandioksid, og det flytende råjern inneholder mer enn 94 vekt-% metallisk jern. Preferably, the titania slag withdrawn from the electric furnace contains 75 to 90% by weight, and particularly preferably about 85% by weight titanium dioxide, and the liquid pig iron contains more than 94% by weight metallic iron.
Et anlegg ifølge oppfinnelsen som kan benyttes spesielt for gjennomføring av prosessen som beskrevet ovenfor, omfatter en karboniseringsreaktor bestående av en stasjonær virvelsjiktreaktor for karbonisering av kull ved oppvarming av ilmenitt samtidig, en reduksjonsreaktor bestående av en sirkulerende virvelsjiktreaktor for partiell reduksjon av ilmenitt og en elektrisk ovn. A plant according to the invention which can be used in particular for carrying out the process as described above, comprises a carbonisation reactor consisting of a stationary fluidized bed reactor for the carbonisation of coal by heating ilmenite at the same time, a reduction reactor consisting of a circulating fluidised bed reactor for the partial reduction of ilmenite and an electric furnace .
Fortrinnsvis er karboniseringsreaktoren forbundet med reduksjonsreaktor via en forbindelse slik at faststoff-gassuspensjonen kan passere fra den øvre del av karboniseringsreaktoren til den nedre del av reduksjonsreaktoren, og nedstrøms reduksjonsreaktoren er det anordnet en syklon for å separere faststoffer fra faststoff/ gassuspensjonen, en faststoffreturledning som forløper fra syklonen til karboniseringsreaktoren. Preferably, the carbonization reactor is connected to the reduction reactor via a connection so that the solids-gas suspension can pass from the upper part of the carbonization reactor to the lower part of the reduction reactor, and downstream of the reduction reactor a cyclone is arranged to separate solids from the solids/gas suspension, a solids return line extending from the cyclone to the carbonization reactor.
I henhold til en utførelsesform av oppfinnelsen foreslås det å tilveiebringe minst et forvarmingstrinn som inkluderer en faststoff/gassuspensjonsvarmeveksler og en nedstrøms syklon oppstrøms karboniseringsreaktoren, der ilmenitt forvarmes til en temperatur på 500 til 900ºC, og spesielt 600 til 850ºC og helt spesielt rundt 800ºC, før chargering til karboniseringsreaktoren. According to one embodiment of the invention, it is proposed to provide at least one preheating step which includes a solid/gas suspension heat exchanger and a downstream cyclone upstream of the carbonization reactor, where ilmenite is preheated to a temperature of 500 to 900ºC, and especially 600 to 850ºC and most especially around 800ºC, before charging to the carbonization reactor.
I henhold til en utførelsesform av oppfinnelsen foreslås det å tilveiebringe midler for sirkulering av fluidiserende gass i anlegget. According to one embodiment of the invention, it is proposed to provide means for circulating fluidizing gas in the plant.
I henhold til en spesiell utførelsesform av oppfinnelsen omfatter anlegget i tillegg en magnetisk separator. According to a special embodiment of the invention, the facility also includes a magnetic separator.
Oppfinnelsen skal nå beskrives i detalj under henvisning til utførelsesformer og figurene. Alle trekk som er beskrevet og/eller illustrert i figurene utgjør beskrivelse av oppfinnelsen per se i en hvilken som helst kombinasjon, uavhengig av deres inklusjon i kravene eller deres referanser. The invention will now be described in detail with reference to embodiments and the figures. All features described and/or illustrated in the figures constitute description of the invention per se in any combination, regardless of their inclusion in the claims or their references.
KORT BESKRIVELSE AV FIGURENE BRIEF DESCRIPTION OF THE FIGURES
Fig. 1 viser et prosessdiagram av en prosess og et anlegg i henhold til en første utførelsesform av oppfinnelsen; og Fig. 1 shows a process diagram of a process and a plant according to a first embodiment of the invention; and
Fig. 2 viser et prosessdiagram for en prosess og et anlegg ifølge en andre utførelsesform av oppfinnelsen. Fig. 2 shows a process diagram for a process and a plant according to a second embodiment of the invention.
BESKRIVELSE AV FORETRUKNE UTFØRELSESFORMER DESCRIPTION OF PREFERRED EMBODIMENTS
I prosessen for fremstilling av titaniaslagg fra ilmenitt som vist i fig.1 blir en blanding av char og ilmenitt som i forkant var trukket av fra bingene 2, 3 og blandet med hverandre i blandetanken 4, kontinuerlig chargert via faststoffmateledningen 1 til suspensjonsvarmeveksleren 5 i et første forvarmingstrinn, der materialet fortrinnsvis suspenderes og forvarmes av avgass som trekkes av fra det andre forvarmingstrinn. Deretter blir suspensjonen ført av gasstrømmen til en syklon 6 der faststoffer separeres fra gassen. De separerte faststoffer avgis så via ledningen 7 til en andre Venturi-type suspensjonsvarmeveksler 8 der de ytterligere forvarmes til en temperatur rundt 800ºC, og i en nedstrøms syklon 9 nok en gang skilles fra gasstrømmen. In the process for the production of titania slag from ilmenite as shown in Fig. 1, a mixture of char and ilmenite which had previously been withdrawn from the bins 2, 3 and mixed with each other in the mixing tank 4, is continuously charged via the solid feed line 1 to the suspension heat exchanger 5 in a first preheating stage, where the material is preferably suspended and preheated by exhaust gas drawn off from the second preheating stage. The suspension is then carried by the gas stream to a cyclone 6 where solids are separated from the gas. The separated solids are then discharged via line 7 to a second Venturi-type suspension heat exchanger 8 where they are further preheated to a temperature of around 800ºC, and in a downstream cyclone 9 are once again separated from the gas stream.
Malmen som således er forvarmet avgis via faststoffledningen 7’ til karboniseringsreaktoren 10, hvortil karbon med en kornstørrelse mindre enn 5 mm så vel som oksygen mates til via faststoffledningen 7”. Videre blir en fluidiseringsgass bestående av 70 volum-% karbonmonoksid og 30 volum-% molekylært hydrogen med en temperatur på rundt 600ºC, matet til karboniseringsreaktoren 10 via gassledningen 11 for fluidisering av faststoffene i reaktoren 10 ved å danne et stasjonært, fluidisert sjikt. Matehastigheten for oksygen og fluidiserende gass så vel som retensjonstiden for faststoffene i karboniseringsreaktoren 10 justeres slik at det oppnås en temperatur rundt 1050ºC i virvelsjiktet og en tilstrekkelig karbonisering av kullet oppnås. Kullet som mates til rørledningen 7” kan være fortørket eksternt og/eller prekarbonisert eksternt før inntreden i reaktoren 10. The ore which is thus preheated is delivered via the solids line 7' to the carbonization reactor 10, to which carbon with a grain size smaller than 5 mm as well as oxygen is fed via the solids line 7". Furthermore, a fluidization gas consisting of 70% by volume carbon monoxide and 30% by volume molecular hydrogen with a temperature of around 600ºC is fed to the carbonization reactor 10 via the gas line 11 to fluidize the solids in the reactor 10 by forming a stationary, fluidized bed. The feed rate for oxygen and fluidizing gas as well as the retention time for the solids in the carbonization reactor 10 is adjusted so that a temperature of around 1050ºC is achieved in the fluidized bed and sufficient carbonization of the coal is achieved. The coal which is fed to the pipeline 7" can be pre-dried externally and/or pre-carbonised externally before entering the reactor 10.
Gass-faststoffblandingen føres kontinuerlig fra karboniseringsreaktoren 10 via forbindelsespassasjen 12 til reduksjonsreaktoren 13, hvori faststoffene fluidiseres av den fluidiserende gass som mates til via gassledningen 11’ ved å danne et sirkulerende hvirvelsjikt, og ilmenitt reduseres av reduksjonsmidlene, særlig av karbonmonoksid, til en metalliseringsgrad på minst rundt 70%, beregnet på jerninnholdet. The gas-solids mixture is continuously fed from the carbonization reactor 10 via the connecting passage 12 to the reduction reactor 13, in which the solids are fluidized by the fluidizing gas which is fed via the gas line 11' by forming a circulating fluidized bed, and ilmenite is reduced by the reducing agents, in particular by carbon monoxide, to a degree of metallization of at least around 70%, calculated on the iron content.
Deretter blir suspensjonen ført av gasstrømmen til syklonen 14 nedstrøms reaktoren 13 der faststoffene separeres fra gassen. Deretter blir de separerte faststoffer resirkulert gjennom returledningen 15 til karboniseringsreaktoren 10 der avgassen inneholdende CO, H2og CO2med en temperatur på rundt 1000ºC, overføres via gassledningen 16 først til suspensjonsvarmeveksleren 8 i det andre forvarmingstrinn og derfra via syklonen 9 og gassledningen 16’ til den etterfølgende varmeveksleren 5 i det første forvarmingstrinn, der den avkjøles til rundt 500ºC. Via gassledningen 16” blir avgass som er separert i syklonen 6 nedstrøms suspensjonsvarmeveksleren 5 først ført via en spillvarmekoker (ikke vist), der avgassen avkjøles til rundt 200ºC ved å generere damp (4 bar) før separering fra støv i en vasker 17 og ytterligere avkjølt til rundt 30ºC. The suspension is then carried by the gas flow to the cyclone 14 downstream of the reactor 13 where the solids are separated from the gas. The separated solids are then recycled through the return line 15 to the carbonization reactor 10 where the exhaust gas containing CO, H2 and CO2 with a temperature of around 1000ºC is transferred via the gas line 16 first to the suspension heat exchanger 8 in the second preheating stage and from there via the cyclone 9 and the gas line 16' to the subsequent heat exchanger 5 in the first preheating stage, where it cools to around 500ºC. Via the gas line 16", waste gas separated in the cyclone 6 downstream of the suspension heat exchanger 5 is first led via a waste heat boiler (not shown), where the waste gas is cooled to around 200ºC by generating steam (4 bar) before being separated from dust in a washer 17 and further cooled to around 30ºC.
Faststoff-slamutløpet fra vaskeren (finstoffer av malm og karbon) kan ytterligere benyttes i prosessen, for eksempel etter pelletisering som fødemateriale til blandetanken og/eller reaktoren 10 og/eller 13 og/eller ovnen 22. Deretter blir karbondioksid fjernet fra avgassen CO2-absorberen 18 og gassblandingen som renses på denne måte kan forvarmes i en varmeveksler, for eksempel med gass fra ledning 16”, og varmes opp til rundt 600ºC i gassvarmeren 19 før resirkulering som fluidiserende gass til karboniseringsreaktoren 10 og reduksjonsreaktoren 13 via ledningene 11, 11’. Videre kan verdien av hydrogen og/eller vann og/eller vanndamp i den sirkulerende gasstrøm kontrolleres for eksempel ved en hydrogenpermeabel membran eller en vannkondensator-absorber eller vannfordamper. The solid sludge discharge from the washer (fines of ore and carbon) can be further used in the process, for example after pelletizing as feed material for the mixing tank and/or the reactor 10 and/or 13 and/or the furnace 22. Carbon dioxide is then removed from the exhaust CO2 absorber 18 and the gas mixture that is cleaned in this way can be preheated in a heat exchanger, for example with gas from line 16", and heated to around 600ºC in the gas heater 19 before recycling as fluidizing gas to the carbonization reactor 10 and the reduction reactor 13 via the lines 11, 11'. Furthermore, the value of hydrogen and/or water and/or water vapor in the circulating gas stream can be controlled, for example, by a hydrogen-permeable membrane or a water condenser-absorber or water evaporator.
Fra reduksjonsreaktoren 13 blir en blanding av delvis redusert ilmenitt og char med en temperatur rundt 1000ºC kontinuerlig trukket av via den pneumatiske produktutslippsledning 20, avkjølt til rundt 700ºC i en ikke vist varmeveksler og chargert med denne temperatur til den magnetiske separator 21 der en titandioksidrik fraksjon separeres som magnetisk produkt fra en ikke-magnetisk fraksjon som i det vesentlige omfatter kromitt, aske og char, før den magnetiske fraksjon chargeres til den elektriske ovn 22. From the reduction reactor 13, a mixture of partially reduced ilmenite and char with a temperature of around 1000ºC is continuously withdrawn via the pneumatic product discharge line 20, cooled to around 700ºC in a heat exchanger not shown and charged at this temperature to the magnetic separator 21 where a titanium dioxide-rich fraction is separated as a magnetic product from a non-magnetic fraction which essentially comprises chromite, ash and char, before the magnetic fraction is charged to the electric furnace 22.
I den elektriske ovn som arbeider ved rundt 1600ºC blir titaniaslagg med 75 til 90 vekt-% titandioksidinnhold og flytende råjern med mer enn 94 vekt-% metallisk jern, oppnådd som produkter. Avgassen fra den elektriske ovn inneholder mer enn 90 volum-% karbonmonoksid og etter, avstøving, brennes den i et ikke-vist etterbrennerkammer, og de varme røykgasser mates til gassvarmeren 19 for oppvarming av fluidiserende gass. Også en del av sirkulasjonsgasstrømmen kan brennes og mates til gassvarmeren 19. In the electric furnace operating at about 1600ºC, titania slag with 75 to 90 wt% titanium dioxide content and liquid pig iron with more than 94 wt% metallic iron are obtained as products. The exhaust gas from the electric furnace contains more than 90% by volume of carbon monoxide and, after dedusting, it is burned in an afterburner chamber not shown, and the hot flue gases are fed to the gas heater 19 for heating fluidizing gas. Part of the circulation gas flow can also be burned and fed to the gas heater 19.
I motsetning til anlegget som beskrevet ovenfor inkluderer anlegget som vist i fig.2 i tillegg en oksidasjonsreaktor 23 oppstrøms karboniseringsreaktoren 10. Malm som er forvarmet i suspensjonsvarmevekslerne 5 og 8 innføres i oksidasjonsreaktoren 23 via faststoffledningen 7’ og fluidiseres med fluidiserende gasser som mates til via gassledningen 11” som i forkant var forvarmet i varmeveksleren 24 med spillgass fra syklonen 14 nedstrøms reduksjonsreaktoren 13, ved å danne et sirkulerende virvelsjikt. Videre mates brennstoff til oksidasjonsreaktoren 23 via rørledningen 16”’. In contrast to the plant as described above, the plant as shown in Fig.2 additionally includes an oxidation reactor 23 upstream of the carbonization reactor 10. Ore that has been preheated in the suspension heat exchangers 5 and 8 is introduced into the oxidation reactor 23 via the solids line 7' and fluidized with fluidizing gases which are fed to via the gas line 11" which was preheated at the front in the heat exchanger 24 with waste gas from the cyclone 14 downstream of the reduction reactor 13, by forming a circulating vortex layer. Furthermore, fuel is fed to the oxidation reactor 23 via the pipeline 16"'.
Suspensjonen føres av gasstrømmen inn i syklonen 25 nedstrøms oksidasjonsreaktoren 23, hvori faststoffene separeres fra gassen. En del av faststoffene resirkuleres til oksidasjonsreaktoren 23, mens den andre del innføres til karboniseringsreaktoren 10 via faststoffledningen 7”’. Avgass som trekkes av fra syklonen 25 overføres via gassledningen 26 til suspensjonsvarmeveksleren i det andre forvarmingstrinn 8 og derfra via syklonen 8, suspensjonsvarmeveksleren i det første forvarmingstrinn 5 og syklonen 6, til en ikke vist spillgassrenseenhet. The suspension is carried by the gas stream into the cyclone 25 downstream of the oxidation reactor 23, in which the solids are separated from the gas. A part of the solids is recycled to the oxidation reactor 23, while the other part is introduced to the carbonisation reactor 10 via the solids line 7''. Exhaust gas drawn off from the cyclone 25 is transferred via the gas line 26 to the suspension heat exchanger in the second preheating stage 8 and from there via the cyclone 8, the suspension heat exchanger in the first preheating stage 5 and the cyclone 6, to a waste gas purification unit not shown.
Oppfinnelsen skal nå forklares under henvisning til et eksempel som viser oppfinnelsen, men ikke begrenser den. The invention will now be explained with reference to an example which shows the invention, but does not limit it.
Eksempel Example
I et anlegg tilsvarende fig.2 ble suspensjonsvarmeveksleren 5 chargert via faststoffmateledningen 1 med 12 kg/t rå ilmenitt med en kornstørrelse mindre enn 1 mm og følgende sammensetning: In a plant corresponding to Fig.2, the suspension heat exchanger 5 was charged via the solids feed line 1 with 12 kg/t of raw ilmenite with a grain size smaller than 1 mm and the following composition:
TiO250,04 vekt-% TiO250.04% by weight
Fe2O313,44 vekt-% Fe2O3 13.44% by weight
FeO 32,79 vekt-% FeO 32.79% by weight
MnO 0,58 vekt-% MnO 0.58% by weight
SiO20,62 vekt-% SiO20.62% by weight
Al2O30,53 vekt-% Al2O30.53% by weight
MgO 0,68 vekt-% MgO 0.68% by weight
CaO 0,05 vekt-% CaO 0.05% by weight
S 0 vekt-% S 0% by weight
C 0 vekt-% C 0% by weight
Andre 0,37 vekt-% Others 0.37% by weight
Tap ved forbrenning (LOI) 0,90 vekt-% Loss on combustion (LOI) 0.90% by weight
Total 100,00 vekt-% Total 100.00% by weight
Titotal30 vekt-% Titotal30% by weight
Fetotal34,90 vekt-% Fetotal34.90% by weight
Etter passasjen gjennom de første og andre forvarmingstrinn innføres den forvarmede malm inn i oksidasjonsreaktoren 23 via rørledningen 7’ for så å si fullstendig å oksideres fra FeO for å danne Fe2O3. Videre ble brenn- og fluidiseringsgass matet til oksidasjonsreaktoren 23 via rørledningen 11”. Etter separering av faststoffene fra gassen i syklonen 25 nedstrøms oksidasjonsreaktoren 23, ble faststoffene innført i karboniseringsreaktoren 10 via faststoffledningen 7”’. Oksygeninnholdet av spillgassen fra syklonen 25 var 6 volum-%. Videre ble oksygen og 7,5 kg/t kull (Blair Athol, Cfix: 62%) tilsvarende et forhold Fe:Cfixpå 1, matet til karboniseringsreaktoren 10 via faststoffledningen 7'', og i reaktoren 10 ble faststoffene fluidisert med en gassblanding på 70 volum-% karbonmonoksid og 30 volum-% hydrogen ved å danne et stasjonært virvelsjikt. After the passage through the first and second preheating stages, the preheated ore is introduced into the oxidation reactor 23 via the pipeline 7' to be, so to speak, completely oxidized from FeO to form Fe2O3. Furthermore, combustion and fluidization gas was fed to the oxidation reactor 23 via the pipeline 11". After separating the solids from the gas in the cyclone 25 downstream of the oxidation reactor 23, the solids were introduced into the carbonization reactor 10 via the solids line 7"'. The oxygen content of the waste gas from cyclone 25 was 6% by volume. Furthermore, oxygen and 7.5 kg/t of coal (Blair Athol, Cfix: 62%) corresponding to a Fe:Cfix ratio of 1, were fed to the carbonization reactor 10 via the solids line 7'', and in the reactor 10 the solids were fluidized with a gas mixture of 70 vol.% carbon monoxide and 30 vol.% hydrogen by forming a stationary fluidized bed.
Fra karboniseringsreaktoren 10 ble gass-faststoffblandingen kontinuerlig innført i reduksjonsreaktoren 13 via den forbindende passasje 12 og oksidert ilmenitt ble partielt redusert til en metalliseringsgrad på 70%, beregnet på jerninnholdet. From the carbonization reactor 10, the gas-solid mixture was continuously introduced into the reduction reactor 13 via the connecting passage 12 and oxidized ilmenite was partially reduced to a metallization degree of 70%, calculated on the iron content.
Faststoffer som ble trukket av fra reduksjonsreaktoren 13 via rørledningen 20 ble først separert magnetisk i den magnetiske separator 21, og den magnetiske fraksjon som derved ble oppnådd, ble chargert til en elektrisk ovn 22. Den installerte transformerkapasitet for ovnen 22 var 2 MVA. Titaniaslagget ble tappet hver 2. time og svampjernet ble tappet to ganger pr. dag. Solids withdrawn from the reduction reactor 13 via the pipeline 20 were first separated magnetically in the magnetic separator 21, and the magnetic fraction thus obtained was charged to an electric furnace 22. The installed transformer capacity for the furnace 22 was 2 MVA. The titania slag was drained every 2 hours and the sponge iron was drained twice per day.
I henhold til en kjemisk analyse hadde titaniaslagget og svampjernet som ble oppnådd på denne måten den sammensetning som er vist i tabell 1. Det beregnede, elektriske energiforbruket for prosessen var 1,004 kWt pr. tonn slagg. According to a chemical analysis, the titania slag and sponge iron thus obtained had the composition shown in Table 1. The calculated electrical energy consumption for the process was 1.004 kWt per tons of slag.
Sammenligningseksempel Comparative example
For sammenligning ble rå ilmenitt med den sammensetning som er gitt ovenfor, og som verken var underkastet oksidering eller noen partiell reduksjon, chargert til den elektriske ovn 22 som beskrevet ovenfor i stedet for forredusert ilmenitt, og smeltet. For comparison, raw ilmenite of the composition given above, which had undergone neither oxidation nor any partial reduction, was charged to the electric furnace 22 as described above in place of pre-reduced ilmenite, and melted.
Sammensetningene for titanislagg og svampjernet som ble oppnådd på denne måten er angitt i tabell 1. Det beregnede, elektriske energiforbruk for prosessen var 2.050 kWt pr. tonn slagg. The compositions for the titanium slag and the sponge iron obtained in this way are given in table 1. The calculated electrical energy consumption for the process was 2,050 kWt per tons of slag.
TABELL 1 TABLE 1
Kjemisk sammensetning for titaniaslagg og svampjern oppnådd i eksempelet henholdsvis i sammenligningseksempelet. Chemical composition for titania slag and sponge iron obtained in the example and in the comparative example.
Liste over henvisningstall List of referral numbers
1 faststoffmateledning 1 solid feed line
2 reservoir for char 2 reservoir for char
3 reservoir for ilmenitt 3 reservoir for ilmenite
4 blandetank 4 mixing tank
5 suspensjonsvarmeveksler for det første forvarmingstrinn 6 syklon for det første forvarmingstrinn 5 suspension heat exchanger for the first preheating stage 6 cyclone for the first preheating stage
7,7',7'',7’’’ faststoffledning 7,7',7'',7''' solid wire
8 suspensjonsvarmeveksler for det andre forvarmingstrinn 9 syklon for det andre forvarmingstrinn 8 suspension heat exchanger for the second preheating stage 9 cyclone for the second preheating stage
10 (karbonisering) reaktor 10 (carbonization) reactor
11,11',11'' gassledning for fluidiserende gass 11,11',11'' gas line for fluidizing gas
12 forbindende passasje 12 connecting passage
13 reduksjonsreaktor 13 reduction reactor
14 syklon i reduksjonsreaktoren 14 cyclone in the reduction reactor
15 faststoffreturledning 15 solids return line
16,16',16'',16''' gassledning 16,16',16'',16'' gas line
17 vasker 17 sinks
18 CO2absorber 18 CO2 absorber
19 gassvarmer 19 gas heater
20 produktutslippsledning 20 product discharge line
21 magnetisk separator 21 magnetic separator
22 elektrisk ovn 22 electric oven
23 oksidasjonsreaktor 23 oxidation reactor
24 varmeveksler 24 heat exchangers
25 syklon i oksidasjonsreaktoren 25 cyclone in the oxidation reactor
26 spillgassutslippsledning 26 waste gas discharge line
Claims (22)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DE200410053676 DE102004053676B4 (en) | 2004-11-03 | 2004-11-03 | Process and plant for the production of titanium slag from ilmenite |
| PCT/EP2005/011761 WO2006048283A1 (en) | 2004-11-03 | 2005-11-03 | Process and plant for producing titania slag from ilmenite |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| NO20072742L NO20072742L (en) | 2007-07-19 |
| NO343430B1 true NO343430B1 (en) | 2019-03-04 |
Family
ID=35432419
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| NO20072742A NO343430B1 (en) | 2004-11-03 | 2007-05-30 | Process and plant for the production of titanium slag from ilmenite |
Country Status (8)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN100540698C (en) |
| AU (1) | AU2005300680B2 (en) |
| CA (1) | CA2583359C (en) |
| DE (1) | DE102004053676B4 (en) |
| NO (1) | NO343430B1 (en) |
| UA (1) | UA92729C2 (en) |
| WO (1) | WO2006048283A1 (en) |
| ZA (1) | ZA200704343B (en) |
Families Citing this family (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE102007032085A1 (en) * | 2007-07-09 | 2009-01-15 | Outotec Oyj | Fluidized bed reactor for treating vortex substances and method therefor |
| DE102009038052B4 (en) * | 2009-08-19 | 2012-09-27 | Wolfgang Krumm | Smelting process by using a pre-reduced Ilmeniterzstromes and / or Hematitezstromes |
| DE102010022773B4 (en) | 2010-06-04 | 2012-10-04 | Outotec Oyj | Process and plant for the production of pig iron |
| CN102399998B (en) * | 2011-11-18 | 2014-03-26 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | Method for reducing and smelting titania slag by utilizing vanadium-titanium-iron ore concentrates in molten state |
| AU2013383015B2 (en) * | 2013-03-18 | 2016-09-08 | Outotec (Finland) Oy | Process and plant for producing titanium slag from ilmenite |
| CN103421925B (en) * | 2013-08-26 | 2015-04-22 | 江苏大学 | Method of preparing titanium dichloride slag |
| FI20155066A (en) * | 2015-01-30 | 2016-07-31 | Outotec Finland Oy | A process for the production of slag and crude iron containing titanium oxide from ilmenite and a plant |
| EP3106531A1 (en) * | 2015-06-15 | 2016-12-21 | Improbed AB | Use of pre-oxidized ilmenite in fluidized bed boilers |
| CN109609759B (en) * | 2019-01-24 | 2020-11-03 | 东北大学 | Separation and enrichment method of valuable components in titanium-iron-containing mineral |
Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3765868A (en) * | 1971-07-07 | 1973-10-16 | Nl Industries Inc | Method for the selective recovery of metallic iron and titanium oxide values from ilmenites |
Family Cites Families (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE810156C (en) * | 1946-11-18 | 1951-08-06 | Titan Co As | Process for the extraction of iron and titanium-containing slag from titanium-containing iron ores |
| JPS5031526B1 (en) * | 1969-05-12 | 1975-10-13 | ||
| US3713781A (en) * | 1970-10-21 | 1973-01-30 | W Dunn | Cross-flow fluid bed reactor |
| DE2234843A1 (en) * | 1972-07-15 | 1974-01-31 | Bayer Ag | PROCESS FOR THE MANUFACTURING OF TITANIUM DIOXIDE CONCENTRATES |
| SE419129B (en) * | 1979-05-29 | 1981-07-13 | Stora Kopparbergs Bergslags Ab | DEVICE FOR REDUCING FINE DISTRIBUTED IRON OXIDE-CONTAINING MATERIAL IN A CIRCULATING FLOAT BED |
| DE10260767A1 (en) * | 2002-12-23 | 2004-07-01 | Koenig & Bauer Ag | Device for format adjustment on sheet-guiding drums of sheet-fed printing machines |
| DE10260737B4 (en) * | 2002-12-23 | 2005-06-30 | Outokumpu Oyj | Process and plant for the heat treatment of titanium-containing solids |
| CN1233560C (en) * | 2003-02-21 | 2005-12-28 | 中南大学 | Method for preparing rutile type titanium dioxide |
-
2004
- 2004-11-03 DE DE200410053676 patent/DE102004053676B4/en not_active Expired - Fee Related
-
2005
- 2005-03-11 UA UAA200706095A patent/UA92729C2/en unknown
- 2005-11-03 ZA ZA200704343A patent/ZA200704343B/en unknown
- 2005-11-03 CA CA2583359A patent/CA2583359C/en not_active Expired - Fee Related
- 2005-11-03 AU AU2005300680A patent/AU2005300680B2/en not_active Ceased
- 2005-11-03 WO PCT/EP2005/011761 patent/WO2006048283A1/en active Application Filing
- 2005-11-03 CN CNB2005800375976A patent/CN100540698C/en not_active Expired - Fee Related
-
2007
- 2007-05-30 NO NO20072742A patent/NO343430B1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3765868A (en) * | 1971-07-07 | 1973-10-16 | Nl Industries Inc | Method for the selective recovery of metallic iron and titanium oxide values from ilmenites |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| DE102004053676A1 (en) | 2006-05-04 |
| NO20072742L (en) | 2007-07-19 |
| CA2583359C (en) | 2013-10-08 |
| CA2583359A1 (en) | 2006-05-11 |
| UA92729C2 (en) | 2010-12-10 |
| CN100540698C (en) | 2009-09-16 |
| AU2005300680A1 (en) | 2006-05-11 |
| CN101052732A (en) | 2007-10-10 |
| DE102004053676B4 (en) | 2010-02-25 |
| AU2005300680B2 (en) | 2010-02-25 |
| WO2006048283A1 (en) | 2006-05-11 |
| ZA200704343B (en) | 2008-08-27 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| NO343430B1 (en) | Process and plant for the production of titanium slag from ilmenite | |
| US8709128B2 (en) | Process for production of direct reduced iron | |
| RU2439165C2 (en) | Direct reduction method of iron oxides to metallic iron, which uses gas of coke ovens or gas similar to it | |
| KR0159789B1 (en) | A smelting reduction | |
| US4045214A (en) | Method for producing steel | |
| EP2576845B1 (en) | Process and plant for producing hot metal | |
| EP0864658B1 (en) | Refining iron ore | |
| CA2202917C (en) | Plant and process for producing raw iron and/or sponge iron | |
| CA1150518A (en) | Recovering non-volatile metals from dust containing metal oxides | |
| KR850001644B1 (en) | Direct reduction of iron using coke oven gas | |
| SU869562A3 (en) | Method of producing metal from its oxides | |
| JP3543837B2 (en) | Method for directly reducing iron oxide-containing raw materials using a solid carbon-containing reducing agent | |
| CA2408720C (en) | Method and device for producing pig iron or liquid steel pre-products from charge materials containing iron ore | |
| CA2563375A1 (en) | Method and apparatus for gasifying waste automotive tires to produce high quality solid carbon and non-condensable synthesis gas | |
| US4416689A (en) | Process for the manufacture of crude iron and energy-rich gases | |
| WO2015041834A2 (en) | Steel production in a coke dry quenching system | |
| Astier et al. | Technico-economic potentialities of hydrogen utilization for steel production | |
| GB2077768A (en) | Recovering Non-volatile Metals from Dust Containing Metal Oxides | |
| US3822125A (en) | Flash smelting of iron ore and concentrate | |
| KR910008141B1 (en) | Method of smetting reduction of ores containing metal oxides | |
| EP0054926A2 (en) | A process for the production of reduced iron and thermal cracking of heavy oils | |
| US5464464A (en) | Method for reducing particulate iron ore to molten iron with hydrogen as reductant | |
| CA2019050C (en) | Method and apparatus for steel making | |
| Havemann | Direct iron ore reduction for Asia | |
| KR20020051308A (en) | Method For Producing Molten Iron And Iron Carbide |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM1K | Lapsed by not paying the annual fees |