RU2399680C2 - Procedure for metallisation of titanium-magnesium concentrates at production of iron pellets and titanium-vanadium slag - Google Patents
Procedure for metallisation of titanium-magnesium concentrates at production of iron pellets and titanium-vanadium slag Download PDFInfo
- Publication number
- RU2399680C2 RU2399680C2 RU2008135487/02A RU2008135487A RU2399680C2 RU 2399680 C2 RU2399680 C2 RU 2399680C2 RU 2008135487/02 A RU2008135487/02 A RU 2008135487/02A RU 2008135487 A RU2008135487 A RU 2008135487A RU 2399680 C2 RU2399680 C2 RU 2399680C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- iron
- slag
- vanadium
- pellets
- titanium
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к черной и цветной металлургии и может быть использовано при переработке ванадийсодержащих титаномагнетитовых концентратов с целью прямого получения железа в виде металлических гранул и извлечения ванадия.The invention relates to ferrous and non-ferrous metallurgy and can be used in the processing of vanadium-containing titanomagnetite concentrates in order to directly obtain iron in the form of metal granules and extract vanadium.
Титаномагнетитовые концентраты являются главным сырьем для извлечения ванадия, на их долю приходится около 90% мирового производства ванадия. Промышленная переработка титаномагнетитов с извлечением ванадия осуществляется двумя способами: гидрометаллургическим и пирометаллургическим.Titanium magnetite concentrates are the main raw material for the extraction of vanadium, they account for about 90% of the global production of vanadium. Industrial processing of titanomagnetites with the extraction of vanadium is carried out in two ways: hydrometallurgical and pyrometallurgical.
Гидрометаллургический метод, основанный на процессах «обжиг-выщелачивание» [см. Evans R.K. Spotlight of vanadium//Metals and Mater. 1978. April. P.19-26., Rohrmann B. Vanadium in South Africa. (Metal Reiew Series no.2). J.S.Afr. Inst. Min. Metall., vol.85, no.5. 1985. pp.141-150.], отличается более высоким извлечением ванадия (80-90%), но он применяется только для переработки высокованадистых руд и концентратов (≥1% V2O5) при относительно небольших объемах их добычи. Недостатками этого способа являются большие материальные потоки, связанные с процессами извлечения ванадия, и образование в большом объеме тонкодисперсных титансодержащих железорудных остатков.Hydrometallurgical method based on firing-leaching processes [see Evans RK Spotlight of vanadium // Metals and Mater. 1978. April. P.19-26., Rohrmann B. Vanadium in South Africa. (Metal Reiew Series no.2). JSAfr. Inst. Min. Metall., Vol. 85, no.5. 1985. pp. 141-150.], Characterized by a higher extraction of vanadium (80-90%), but it is used only for the processing of high-vanadium ores and concentrates (≥1% V 2 O 5 ) with relatively small volumes of extraction. The disadvantages of this method are the large material flows associated with the processes of extraction of vanadium, and the formation in a large volume of finely dispersed titanium-containing iron ore residues.
Пирометаллургический способ извлечения ванадия [см. Дерябин Ю.А., Смирнов Л.А., Дерябин А.А. Перспективы переработки чинейских титаномагнетитов. - Екатеринбург: Сред.-Урал. кн. Изд-во, 1999. 368 с., Rohman В. And Raper A.G. Recovery of vanadium from hot metal using the shaking ladle process: a preliminary report // Iron and Steel Inst. 1970. v.208. April. P.336-341] включает процессы получения ванадиевого чугуна путем восстановительной плавки титаномагнетитовых руд или концентратов с флюсовыми добавками в доменных или руднотермических электропечах и продувки его кислородом в конвертерах или специальных ковшах с получением углеродистого полупродукта (передельный чугун) и ванадиевого шлака, содержащего 15-25% V2O5. Углеродистый полупродукт используют для производства стали, а шлак перерабатывают гидрометаллургическим способом с получением V2O5. Недостатком пирометаллургического способа является низкое извлечение ванадия из титаномагнетитовых концентратов из-за многостадийности технологического цикла переработки. Сквозное извлечение ванадия из концентрата в ванадиевый шлак колеблется в пределах 60-80%, а в конечный продукт - 45-65% в зависимости от состава концентрата и применяемой технологии плавки.Pyrometallurgical method for extracting vanadium [see Deryabin Yu.A., Smirnov L.A., Deryabin A.A. Prospects for processing Chinean titanomagnetites. - Yekaterinburg: Sred.-Ural. Prince Publishing House, 1999. 368 pp., Rohman B. And Raper AG Recovery of vanadium from hot metal using the shaking ladle process: a preliminary report // Iron and Steel Inst. 1970.v.208. April P.336-341] includes processes for producing vanadium cast iron by reducing smelting of titanomagnetite ores or concentrates with flux additives in blast furnaces or ore-thermal furnaces and blowing it with oxygen in converters or special ladles to produce carbon intermediate (pig iron) and vanadium slag containing 15- 25% V 2 O 5 . The carbon intermediate is used for the production of steel, and the slag is processed by a hydrometallurgical method to obtain V 2 O 5 . The disadvantage of the pyrometallurgical method is the low extraction of vanadium from titanomagnetite concentrates due to the multi-stage processing cycle. The through extraction of vanadium from the concentrate to vanadium slag ranges from 60-80%, and to the final product - 45-65%, depending on the composition of the concentrate and the melting technology used.
Известен способ переработки титаномагнетитовых концентратов [см. Резниченко В.А., Садыхов Г.Б., Карязин И.А. Титаномагнетиты - сырье для новой модели производства//Металлы, 1997, №6, стр.3-7]. Согласно этому способу окатыши титаномагнетитового концентрата (55-64% Fe, 2,5-17% TiO2, 0,5-1,3% V2O5, 0,5-3% SiO2, 0,5-4% Al2O3, 0,1-1,05% Cr2O3, 0,5-3% MgO, 0,1-1,7% MnO и т.д.) без флюсовых добавок сначала подвергают предварительной металлизации с применением газового восстановителя, затем металлизованные окатыши плавят в руднотермических электропечах с прямым получением металлического железа, минуя выплавку ванадиевого чугуна, и комплексного титанованадиевого шлака. При этом практически весь ванадий или большая часть его концентрируется в титановом шлаке. В зависимости от состава используемого концентрата содержание V2O5 колеблется в пределах 2-7%, а TiO2 в пределах 24-60%. В дальнейшем металл перерабатывают для получения качественной стали, а шлак - гидрометаллургическим способом для извлечения ванадия и титана. Основным недостатком указанного способа является применение для разделения металлизованного железа и ванадийсодержащего титанового шлака энергоемкого процесса - плавки в электропечах.A known method of processing titanomagnetite concentrates [see Reznichenko V.A., Sadykhov G.B., Karyazin I.A. Titanomagnetites - raw materials for a new production model // Metals, 1997, No. 6, p. 3-7]. According to this method, pellets of a titanomagnetite concentrate (55-64% Fe, 2.5-17% TiO 2 , 0.5-1.3% V 2 O 5 , 0.5-3% SiO 2 , 0.5-4% Al 2 O 3 , 0.1-1.05% Cr 2 O 3 , 0.5-3% MgO, 0.1-1.7% MnO, etc.) without flux additives are first subjected to preliminary metallization using gas reducing agent, then metallized pellets are melted in ore-thermal electric furnaces with direct production of metallic iron, bypassing the smelting of vanadium cast iron, and complex titanium-vanadium slag. Moreover, almost all of vanadium or most of it is concentrated in titanium slag. Depending on the composition of the concentrate used, the content of V 2 O 5 ranges from 2-7%, and TiO 2 within 24-60%. Subsequently, the metal is processed to produce high-quality steel, and the slag is hydrometallurgically used to extract vanadium and titanium. The main disadvantage of this method is the use for the separation of metallized iron and vanadium-containing titanium slag energy-intensive process - melting in electric furnaces.
В другом известном способе титаномагнетитовый концентрат, содержащий 57,5% Fe, 0,66% V (в пересчете на V2O5 - 1,18%) и 16,6% TiO2, подвергают восстановительной плавке в руднотермических электропечах в присутствии твердого углерода [Jena, B.C., Dresler W., Reilly I.G. Extraction of titanium, vanadium and iron from titanomagnetite deposits at Pipestone Lake, Manitoba, Canada. Minerals Engineering, Vol.8, No.1-2, 1995, pp.159-168]. При этом получают металлический продукт, содержащий до 99% Fe, и шлак с содержанием 9-35% FeO, 31-46% TiO2 и 1,2-1,6% V (2,14-2,9% V2O5). Около 98% титана и ванадия остается в шлаковой фазе. Шлак в дальнейшем обрабатывают для извлечения ванадия и титана. Аналогичный способ переработки титаномагнетитового концентрата описан в другой работе [см. Gupta, C.K., and Krishnamurthy, N., 1992, Extractive metallurgy of Vanadium-Process Metallurgy 8, the Netherlands, Elsevier Science Publishers B.V., pp.295-298]. Концентрат, содержащий 64% Fe, 7,6% TiO2 и 1,6% V2O5, окатывают, и окатыши с добавлением 26% углерода (от массы концентрата) подвергают восстановительной плавке в электропечи с получением чугуна и ванадийсодержащего титанового шлака. При этом большое количество ванадия совместно с титаном концентрируется в шлаке. Содержание ванадия в чугуне составляет около 0,07%. В условиях восстановительной плавки исходного концентрата скорость процесса металлизации железа в жидкой фазе протекает медленно, в результате чего существенно увеличивается продолжительность процесса электроплавки. Это приводит к большому расходу электроэнергии.In another known method, a titanomagnetite concentrate containing 57.5% Fe, 0.66% V (in terms of V 2 O 5 - 1.18%) and 16.6% TiO 2 is subjected to reduction smelting in ore-thermal electric furnaces in the presence of solid carbon [Jena, BC, Dresler W., Reilly IG Extraction of titanium, vanadium and iron from titanomagnetite deposits at Pipestone Lake, Manitoba, Canada. Minerals Engineering, Vol.8, No.1-2, 1995, pp. 159-168]. This gives a metal product containing up to 99% Fe, and slag with a content of 9-35% FeO, 31-46% TiO 2 and 1.2-1.6% V (2.14-2.9% V 2 O 5 ). About 98% of titanium and vanadium remain in the slag phase. Slag is further processed to extract vanadium and titanium. A similar method for processing titanomagnetite concentrate is described in another work [see Gupta, CK, and Krishnamurthy, N., 1992, Extractive metallurgy of Vanadium-Process Metallurgy 8, the Netherlands, Elsevier Science Publishers BV, pp. 295-298]. A concentrate containing 64% Fe, 7.6% TiO 2 and 1.6% V 2 O 5 is pelletized, and pellets with the addition of 26% carbon (by weight of the concentrate) are remelted in an electric furnace to produce cast iron and vanadium-containing titanium slag. At the same time, a large amount of vanadium, together with titanium, is concentrated in the slag. The vanadium content in cast iron is about 0.07%. Under conditions of reductive smelting of the initial concentrate, the rate of iron metallization in the liquid phase proceeds slowly, as a result of which the duration of the electric melting process significantly increases. This leads to high energy consumption.
Известен способ переработки титаножелезистых материалов с получением железного продукта и титанового шлака [Патент РФ №2238989]. Способ включает смешение измельченных титаножелезистого и углеродосодержащего материалов с добавками 3,5% (от массы смеси) жидкого стекла, брикетирование смеси при давлении 40-60 МПа, предварительный нагрев брикетов при температуре 800-1000°С в специальном устройстве, загрузку горячих брикетов в кольцевую (карусельную) печь, термообработку их при 1500-1700°С в течение 3-10 мин топочными газами. По окончании процесса продукт восстановления выгружают, охлаждают, измельчают и разделяют на металл и шлак методом магнитной сепарации. Способ разработан для обработки богатых по титану железосодержащих материалов, в частности различного вида ильменитовых концентратов, с целью удаления железа в виде товарного продукта и получения богатого титанового шлака. Высокая температура процесса исключает применение способа для переработки ванадийсодержащих титаномагнетитовых концентратов с получением гранулированного железа и титанованадиевого шлака.A known method of processing titanium-iron materials to obtain an iron product and titanium slag [RF Patent No. 2238989]. The method includes mixing crushed titanium-iron and carbon-containing materials with additives of 3.5% (by weight of the mixture) of liquid glass, briquetting the mixture at a pressure of 40-60 MPa, preheating the briquettes at a temperature of 800-1000 ° C in a special device, loading hot briquettes into a ring (rotary) furnace, heat treatment them at 1500-1700 ° C for 3-10 minutes with flue gases. At the end of the process, the reduction product is unloaded, cooled, crushed and separated into metal and slag by magnetic separation. The method is developed for processing titanium-rich iron-containing materials, in particular various types of ilmenite concentrates, in order to remove iron in the form of a commercial product and obtain rich titanium slag. The high process temperature excludes the use of the method for the processing of vanadium-containing titanomagnetite concentrates to obtain granular iron and titanium-vanadium slag.
Известен способ получения металлизованных окатышей [Авт.св. СССР №396368], согласно которому для разделения металлического железа и шлака в условиях восстановительного обжига получают двухслойные металлизованные окатыши с металлическим ядром и шлаковой оболочкой. В способе в качестве железосодержащего сырья берут бурохромистую руду, содержащую 39-44% Fe, 0,3-0,4% Ni. Сырьевую шихту, содержащую 10% мазута, окатывают, полученные окатыши диаметром 8-20 мм обжигают в слое дробленного коксика крупностью 2-3 мм сначала при 1100-1250°С в течение 1 часа до восстановления железа 85-100%, а затем повышают температуру до 1500°С для коагуляции металла внутри окатыша. После этого металлизованные окатыши охлаждают, отделяют от избыточного коксика грохочением. При последующем дроблении металлизованных окатышей происходит легкое отделение шлаковой оболочки от металлического ядра. Металлическое железо содержит 0,93% С и 0,89% Ni, а шлаковая фаза - 3,5% FeO и 0,057% Ni. Недостатками способа являются проведение процесса в две стадии, а также большая продолжительность процесса в целом. Помимо этого данный способ разработан для переработки конкретного вида железосодержащего сырья, в частности бурохромистой руды, и не предусматривает использование ванадийсодержащих титаномагнетитов с извлечением ванадия в шлаковую фазу.A known method of producing metallized pellets [Auth. USSR No. 396368], according to which two-layer metallized pellets with a metal core and a slag shell are obtained for the separation of metallic iron and slag under reductive firing. In the method, a chrome ore containing 39-44% Fe, 0.3-0.4% Ni is taken as iron-containing raw material. A feed mixture containing 10% fuel oil is doused, the obtained pellets with a diameter of 8-20 mm are fired in a layer of crushed coke powder with a grain size of 2-3 mm, first at 1100-1250 ° C for 1 hour until the iron is reduced to 85-100%, and then the temperature is increased up to 1500 ° C for coagulation of metal inside the pellet. After that, metallized pellets are cooled, separated from excess coke by screening. Subsequent crushing of metallized pellets results in easy separation of the slag shell from the metal core. Metallic iron contains 0.93% C and 0.89% Ni, and the slag phase contains 3.5% FeO and 0.057% Ni. The disadvantages of the method are the process in two stages, as well as the long duration of the process as a whole. In addition, this method is designed for the processing of a specific type of iron-containing raw materials, in particular chrome ore, and does not involve the use of vanadium-containing titanomagnetites with the extraction of vanadium into the slag phase.
Известны способы металлизации железосодержащих материалов углеродосодержащим восстановителем и устройство для осуществления процесса с получением железа в виде монолитных металлических гранул [СА Patent 2248273, US Patent 2699388, US Patent 5865875, US Patent 6063156, US Patent 6210462, US Patent 6432533, US Patent 6506231, US Patent 6648942, WO/1997/034018, WO/1998/029573, WO/1999/020801, WO/2003/064708 и др.]. Сущность этих способов заключается в том, что окатыши железосодержащего материала с углеродсодержащим восстановителем подвергаются металлизации с последующим повышением температуры процесса выше 1300°С для плавления шлака и железа с образованием монолитных металлических гранул. В этих условиях имеет место полное восстановление оксидов железа до металлического состояния. При коагуляции металлического железа происходит его науглероживание в присутствии избыточного углерода в окатышах с уменьшением температуры плавления металла. Это облегчает плавление железа при относительно низких температурах и разделение его от шлака в виде чистых металлических гранул. Восстановление железа в окатышах протекает достаточно быстро, и весь процесс металлизации с образованием гранулированного железа завершается в течение 10-15 мин. Для осуществления процесса металлизации окатышей предлагается печь с вращающимся подом (карусельная печь). Однако эти способы предусматривают использование только рядового железосодержащего сырья для получения железа в виде гранулированного металла. Шлаковая фаза не представляет интерес и выделяется в виде отходов.Known methods of metallization of iron-containing materials with a carbon-containing reducing agent and a device for carrying out the process of producing iron in the form of monolithic metal granules [CA Patent 2248273, US Patent 2699388, US Patent 5865875, US Patent 6063156, US Patent 6210462, US Patent 6432533, US Patent 6506231, US Patent 6648942, WO / 1997/034018, WO / 1998/029573, WO / 1999/020801, WO / 2003/064708, etc.]. The essence of these methods lies in the fact that the pellets of iron-containing material with a carbon-containing reducing agent are metallized with a subsequent increase in the process temperature above 1300 ° C to melt slag and iron with the formation of monolithic metal granules. Under these conditions, a complete reduction of iron oxides to a metallic state takes place. During the coagulation of metallic iron, it is carburized in the presence of excess carbon in the pellets with a decrease in the melting temperature of the metal. This facilitates the melting of iron at relatively low temperatures and its separation from the slag in the form of pure metal granules. The reduction of iron in the pellets proceeds quite quickly, and the entire metallization process with the formation of granular iron is completed within 10-15 minutes. To implement the process of metallization of pellets, a rotary hearth furnace (rotary kiln) is proposed. However, these methods include the use of only ordinary iron-containing raw materials for producing iron in the form of a granular metal. The slag phase is not of interest and is allocated as waste.
Наиболее близким по технической сущности является способ производства восстановленного железа [WO/2001/0773 95, Publication Date 18.10.2001, IPC: C21B 13/10], включающий использование в качестве сырья железорудного концентрата, окомкование смеси железорудного концентрата и твердых углеродосодержащего и кальцийсодержащего материалов со связующим компонентом с получением железорудных окатышей, ввод железорудных окатышей в печь с вращающимся подом, их нагрев в печи, охлаждение, дробление и отделение железных гранул от шлака.The closest in technical essence is the method of producing reduced iron [WO / 2001/0773 95, Publication Date 10/18/2001, IPC: C21B 13/10], including the use of iron ore concentrate as a raw material, pelletizing a mixture of iron ore concentrate and solid carbon-containing and calcium-containing materials with a binder component to obtain iron ore pellets, introducing iron ore pellets into a rotary hearth furnace, heating them in the furnace, cooling, crushing and separation of iron granules from slag.
Процесс осуществляют следующим образом. Железорудное сырье крупностью ≤75 мкм смешивают с определенным количеством твердого восстановителя, в частности угля, кальцийсодержащего оксидного материала (СаО, Са(ОН)2, СаСО3 и т.д.) и связующего, смесь окатывают с получением окатышей размером от 3 до 10 мм, окатыши после сушки по поверхности загружают в горячую печь. Избыток углерода в смеси составляет 1,5% от необходимого количества для 100%-ного восстановления железа в окатышах. Это способствует науглероживанию при коагуляции и плавлению восстановленных частиц железа с получением чугуна, продукта с более низкой температурой плавления, чем ковкое железо или сталь. Кальцийсодержащая добавка служит для регулирования основности шлака (отношение CaO/SiO2) и в качестве десульфуратора способствует снижению содержания серы в получаемом гранулированном железе. Согласно данному способу для снижения содержания серы в металле до 0,05-0,08% отношение CaO/SiO2 в шлаке необходимо поддерживать в пределах 0,6-1,8 в зависимости от содержания серы в исходных материалах (в железорудном сырье и угле). Регулирование основности шлака достигается введением в шихту перед скатыванием необходимого количества кальцийсодержащих добавок. Для увеличения прочности сырых окатышей в шихту вводят 1-2% связующего компонента, например бентонита, крахмала и др. Для предотвращения раздавливания окатышей, а также зарастания бункерного питателя загрузку их в печь производят после предварительной сушки, по крайней мере, поверхностного слоя окатышей.The process is as follows. Iron ore raw materials with a particle size of ≤75 μm are mixed with a certain amount of a solid reducing agent, in particular coal, a calcium-containing oxide material (CaO, Ca (OH) 2 , CaCO 3 , etc.) and a binder; the mixture is doused with pellets from 3 to 10 in size mm, pellets after drying on the surface are loaded into a hot oven. The excess carbon in the mixture is 1.5% of the required amount for 100% reduction of iron in the pellets. This contributes to the carburization during coagulation and melting of the reduced iron particles to produce cast iron, a product with a lower melting point than ductile iron or steel. The calcium-containing additive serves to control the basicity of the slag (CaO / SiO 2 ratio) and, as a desulfurizer, helps to reduce the sulfur content in the resulting granular iron. According to this method, to reduce the sulfur content in the metal to 0.05-0.08%, the CaO / SiO 2 ratio in the slag must be maintained in the range of 0.6-1.8, depending on the sulfur content in the starting materials (in iron ore and coal ) The regulation of the basicity of the slag is achieved by introducing into the mixture before rolling the required amount of calcium-containing additives. To increase the strength of raw pellets, 1-2% of a binder component, for example, bentonite, starch, etc. is introduced into the charge. To prevent crushing of the pellets, as well as overgrowing of the hopper feeder, they are loaded into the furnace after preliminary drying of at least the surface layer of pellets.
Металлизация окатышей проводится в печи с вращающимся подом (карусельная печь) в области температур 1200-1500°С. Окатыши загружаются в горячую печь в несколько слоев. Для ускорения процесса восстановления железа температуру окатышей в печи за 3-4 мин повышают до 1200°С, затем за остальное время плавно повышают до 1300-1500°С. При этом общая продолжительность процесса составляет 10-13 мин. В этих условиях наряду с завершением процесса восстановления происходит плавление и слияние частиц железа с образованием монолитных металлических гранул. Это способствует разделению металлической и шлаковой фаз. При плавлении железа происходит и его науглероживание с образованием чугуна (2-4% С) с относительно низкой температурой плавления по сравнению с железом. После прохождения горячей зоны расплавленные продукты восстановления несколько охлаждаются и с помощью специального устройства выгружаются из печи. Для отделения от шлаковой фазы с получением чистых железных гранул выгружаемый продукт охлаждают, дробят и подвергают магнитной сепарации.Pellet metallization is carried out in a rotary hearth furnace (rotary kiln) in the temperature range 1200-1500 ° С. Pellets are loaded into a hot oven in several layers. To speed up the process of iron reduction, the temperature of the pellets in the furnace is increased to 1200 ° C for 3-4 minutes, then gradually increased to 1300-1500 ° C for the rest of the time. Moreover, the total duration of the process is 10-13 minutes. Under these conditions, along with the completion of the reduction process, iron particles melt and merge to form monolithic metal granules. This helps to separate the metal and slag phases. When iron is melted, its carburization also occurs with the formation of cast iron (2-4% C) with a relatively low melting point compared to iron. After passing through the hot zone, the molten reduction products are somewhat cooled and discharged from the furnace using a special device. To separate from the slag phase to obtain pure iron granules, the discharged product is cooled, crushed and subjected to magnetic separation.
В способе создаются условия только для полного восстановления железа и науглероживания его при коагуляции и плавлении с получением чугуна (или железа). Способ не предусматривает использование шлаковой фазы, она выделяется в виде отхода при магнитной сепарации продукта металлизации. Помимо этого, приведенные условия металлизации эффективно не могут быть применены для ванадийсодержащих титаномагнетитовых концентратов с повышенным содержанием тугоплавких шлакообразующих компонентов, таких как TiO2, Al2O3, MgO, V2O3. В случае полной металлизации железа, во-первых, шлаковая фаза становится тугоплавкой и не расплавляется в области указанных температур, во-вторых, значительная часть ванадия переходит в металлическую фазу, т.е. ванадий распределяется между металлической и шлаковой фазами. Восстановление ванадия из шлаковой фазы в металл крайне нежелательно при металлизации титаномагнетитов с получением гранулированного железа.In the method, conditions are created only for the complete reduction of iron and its carburization during coagulation and melting to produce pig iron (or iron). The method does not involve the use of a slag phase, it is allocated as waste during magnetic separation of the metallization product. In addition, the metallization conditions given above cannot be effectively applied to vanadium-containing titanomagnetite concentrates with a high content of refractory slag-forming components, such as TiO 2 , Al 2 O 3 , MgO, V 2 O 3 . In the case of complete metallization of iron, firstly, the slag phase becomes refractory and does not melt in the region of the indicated temperatures, and secondly, a significant part of the vanadium passes into the metal phase, i.e. Vanadium is distributed between the metal and slag phases. The reduction of vanadium from the slag phase to the metal is extremely undesirable in the metallization of titanomagnetites to obtain granular iron.
Задачей предложенного изобретения является разработка способа металлизации окатышей титаномагнетитового концентрата с получением железных гранул и титанованадиевого шлака.The objective of the invention is to develop a method of metallization of pellets of a titanomagnetite concentrate to obtain iron granules and titanium vanadium slag.
Техническим результатом изобретения является получение при металлизации окатышей титаномагнетитового концентрата низкоуглеродистых (0,01-0,05% С) железных гранул и титанованадиевого шлака с высокой степенью (95-99%) извлечения ванадия из концентрата.The technical result of the invention is to obtain, upon metallization of pellets, titanomagnetite concentrate of low-carbon (0.01-0.05% C) iron granules and titanium vanadium slag with a high degree (95-99%) of vanadium extraction from the concentrate.
Решение поставленной задачи заключается в том, что в способе металлизации железорудного сырья, включающем окомкование смеси железорудного сырья, твердых углеродосодержащего и кальцийсодержащего материалов со связующим компонентом с получением железорудных окатышей, ввод железорудных окатышей в печь с вращающимся подом, их нагрев, охлаждение, дробление и отделение железных гранул от шлака, в качестве железорудного сырья используют ванадийсодержащий титаномагнетитовый концентрат, в условиях металлизации окатышей в шлаке содержание FeO поддерживают в пределах 8-25%, а массовое отношение оксида кальция к кремнезему (CaO/SiO2) в пределах 1,25-4,0. Процесс металлизации окатышей завершают при температуре 1535-1540°С.The solution to this problem lies in the fact that in the method of metallization of iron ore raw materials, including pelletizing a mixture of iron ore, solid carbon-containing and calcium-containing materials with a binder component to obtain iron ore pellets, the introduction of iron ore pellets in a rotary hearth furnace, heating, cooling, crushing and separation iron granules from slag, vanadium-containing titanomagnetite concentrate is used as iron ore, in the conditions of metallization of pellets in the slag the content is F eO support in the range of 8-25%, and the mass ratio of calcium oxide to silica (CaO / SiO 2 ) in the range of 1.25-4.0. The process of metallization of the pellets is completed at a temperature of 1535-1540 ° C.
Сущность предлагаемого способа заключается в том, что при металлизации окатышей титаномагнетитового концентрата поддержание содержания FeO в шлаковой фазе в пределах 8-25% позволяет получить металлическое железо с низким содержанием углерода (0,01-0,05% С) и предотвратить восстановление ванадия в металлическую фазу, т.е. сохранить практически весь ванадий вместе с титаном в шлаковой фазе. Помимо этого содержащееся в шлаковой фазе остаточное невосстановленное железо, в количестве 8-25% FeO, способствует снижению температуры плавления титанового шлака, что создает благоприятные условия для коагуляции восстановленных частиц металлического железа и слияния их с образованием монолитных гранул при 1535-1540°С, т.е. в области температуры плавления железа. Благодаря совокупности этих факторов при металлизации титаномагнетитового концентрата обеспечивается получение низкоуглеродистого железа и отделение его в виде металлических гранул от другого ценного и важного в титаномагнетитовом концентрате компонента - оксида ванадия в составе титанового шлака. При этом извлечение железа из концентрата в металлические гранулы достигает 93-99,6%. После завершения процесса продукт металлизации титаномагнетитового концентрата выгружают из печи, охлаждают, дробят и подвергают магнитной сепарации для отделения металлических гранул, содержащих ≥99% Feмет, 0,01-0,05% С, 0,005-0,05% V, от шлака. Однако, в отличие от прототипа, в предлагаемом способе шлаковая фаза является вторым (после гранулированного железа) товарным продуктом и представляет собой комплексное сырье для дальнейшего извлечения ванадия и титана. В зависимости от состава исходного титаномагнетитового концентрата (55-65% Fe, 2,5-17% TiO2, 0,5-1,5% V2O5, 0,5-3% SiO2, 0,5-4% Al2O3, 0,1-1,05% Cr2O3, 0,5-3% MgO, 0,1-1,7% MnO и т.д.) и условий его металлизации содержание оксидов титана и ванадия в шлаке может изменяться в следующих пределах: 20-50% TiO2 и 2-8,5% V2O5.The essence of the proposed method lies in the fact that when metallizing pellets of a titanomagnetite concentrate, maintaining the content of FeO in the slag phase in the range of 8-25% allows to obtain metallic iron with a low carbon content (0.01-0.05% C) and to prevent the recovery of vanadium into metallic phase i.e. keep almost all vanadium together with titanium in the slag phase. In addition, the residual unreduced iron contained in the slag phase, in an amount of 8-25% FeO, helps to reduce the melting temperature of titanium slag, which creates favorable conditions for coagulation of reduced particles of metallic iron and their fusion with the formation of monolithic granules at 1535-1540 ° С, t .e. in the region of the melting point of iron. Due to the combination of these factors, metallization of a titanomagnetite concentrate ensures the production of low-carbon iron and its separation in the form of metal granules from another valuable and important component in a titanomagnetite concentrate - vanadium oxide in titanium slag. In this case, the extraction of iron from the concentrate into metal granules reaches 93-99.6%. After completion of the metallization process, titaniferous magnetite concentrate product is discharged from the furnace, cooled, crushed and subjected to magnetic separation to separate metal granules containing meth ≥99% Fe, 0.01-0.05% C, 0,005-0,05% V, from slag . However, unlike the prototype, in the proposed method, the slag phase is the second (after granular iron) commodity product and is a complex raw material for further extraction of vanadium and titanium. Depending on the composition of the initial titanomagnetite concentrate (55-65% Fe, 2.5-17% TiO 2 , 0.5-1.5% V 2 O 5 , 0.5-3% SiO 2 , 0.5-4 % Al 2 O 3 , 0.1-1.05% Cr 2 O 3 , 0.5-3% MgO, 0.1-1.7% MnO, etc.) and its metallization conditions the content of titanium oxides and vanadium in the slag can vary in the following ranges: 20-50% TiO 2 and 2-8.5% V 2 O 5 .
В предлагаемом способе металлизация окатышей титаномагнетитового концентрата с добавками углеродистого восстановителя проводится в области 1200-1550°С в печи с вращающимся подом. Окатыши загружают тонкими слоями в печь в установленную на уровне 1200°С температурную зону, температуру окатышей поднимают до 1535-1540°С, при которой, наряду с завершением восстановления оксидов железа до металлического состояния, происходит коагуляция и плавление металлических частиц железа с последующим слиянием их в монолитные железные гранулы. При этом общая продолжительность процесса металлизации окатышей составляет 10-13 мин. При температуре ниже 1535°С, т.е. ниже температуры плавления железа, не обеспечивается полное разделение металлической и шлаковой фаз, часть шлака (10-15%) в виде включений остается в спеченных железных гранулах. А повышение температуры от 1535-1540°С увеличивает энергетические затраты, поэтому экономически не выгодноIn the proposed method, the metallization of pellets of titanomagnetite concentrate with additives of a carbon reducing agent is carried out in the range of 1200-1550 ° C in a rotary hearth furnace. Pellets are loaded into the furnace in thin layers in a temperature zone set at 1200 ° C, the temperature of the pellets is raised to 1535-1540 ° C, at which, along with the completion of the reduction of iron oxides to a metallic state, coagulation and melting of metallic iron particles occurs, followed by their fusion into monolithic iron granules. Moreover, the total duration of the process of metallization of the pellets is 10-13 minutes At a temperature below 1535 ° C, i.e. below the melting point of iron, the complete separation of the metal and slag phases is not ensured, part of the slag (10-15%) in the form of inclusions remains in sintered iron granules. A temperature increase from 1535-1540 ° C increases energy costs, therefore, it is not economically profitable
Слияние мелких корольков железа облегчается благодаря расплавлению ванадий- и титансодержащей шлаковой фазы и переходу ее в жидкое состояние в области 1520-1535°С. Температура плавления шлаковой фазы сильно зависит от содержания в ней оксида железа. При содержании 20-25% расплавление шлака с образованием жидкой фазы происходит в области 1520-1525°С. Повышение содержания FeO в шлаке выше 25% не выгодно из-за увеличения потери железа со шлаком. С уменьшением содержания FeO от 20 до 5% температура перехода шлака в жидкое состояние увеличивается от 1520-1525 до 1525-1535°С.The fusion of the small kings of iron is facilitated by the melting of the vanadium and titanium-containing slag phases and its transition to a liquid state in the region of 1520-1535 ° C. The melting point of the slag phase is highly dependent on the content of iron oxide in it. At a content of 20-25%, the slag melts to form a liquid phase in the range of 1520-1525 ° C. An increase in the content of FeO in the slag above 25% is not beneficial due to an increase in the loss of iron with slag. With a decrease in the FeO content from 20 to 5%, the temperature of the transition of slag to a liquid state increases from 1520-1525 to 1525-1535 ° C.
В предлагаемом способе другим важным фактором является влияние содержания железа в шлаке на распределение ванадия между металлической и шлаковой фазами. Путем поддержания содержания железа в шлаке в определенных пределах становится возможным ограничение и практически полное предотвращение восстановления и перехода ванадия в металлическую фазу. Так, при содержании в шлаке FeO в пределах 20-25% практически весь ванадий (>99%) концентрируется в шлаковой фазе. При содержании FeO в шлаке менее 20% происходит постепенное увеличение степени восстановления ванадия в металлическую фазу. Заметное восстановление ванадия (от 5 до 20%) происходит при содержании FeO в шлаке от 8 до 5%. Таким образом, при металлизации титаномагнетитового концентрата с получением металлических гранул и ванадийсодержащего титанового шлака в температурной области 1535-1540°С содержание FeO в шлаковой фазе необходимо поддерживать в пределах 8-25%. Это обеспечивается путем дозировки необходимого количества твердого углеродсодержащего восстановителя при изготовлении окатышей из титаномагнетитового концентрата.In the proposed method, another important factor is the influence of the iron content in the slag on the distribution of vanadium between the metal and slag phases. By maintaining the iron content in the slag within certain limits, it becomes possible to limit and almost completely prevent the reduction and transition of vanadium into the metal phase. Thus, when the content of FeO in the slag is in the range of 20–25%, almost all vanadium (> 99%) is concentrated in the slag phase. When the content of FeO in the slag is less than 20%, a gradual increase in the degree of reduction of vanadium into the metal phase occurs. A noticeable reduction of vanadium (from 5 to 20%) occurs when the FeO content in the slag is from 8 to 5%. Thus, when metallizing a titanomagnetite concentrate to obtain metal granules and vanadium-containing titanium slag in the temperature range 1535-1540 ° C, the content of FeO in the slag phase must be maintained within 8-25%. This is achieved by dosing the required amount of solid carbon-containing reducing agent in the manufacture of pellets from titanomagnetite concentrate.
Выбор углеродсодержащего восстановителя ограничивается содержанием серы и минеральных составляющих (зольностью). Считается целесообразным использование угля с зольностью 5-15%. В случае использования высокозольного угля минеральные составляющие, концентрируясь в шлаковой фазе, снижают в ней содержание ценных компонентов, оксидов ванадия и титана.The choice of carbon-containing reducing agent is limited by the content of sulfur and mineral components (ash). It is considered advisable to use coal with an ash content of 5-15%. In the case of using high-ash coal, mineral components, concentrating in the slag phase, reduce the content of valuable components, vanadium and titanium oxides in it.
В предлагаемом способе (как и в прототипе) при металлизации концентрата для ограничения перехода серы в металлическую фазу (десульфурация железа) можно использовать кальцийсодержащие добавки, например СаО, СаСО3, Са(ОН)2, CaSiO3 и т.п. Эти добавки вводятся в шихту перед скатыванием. Кроме десульфурации железа, оксид кальция снижает вязкость железистой стекловидной фазы шлака, в результате чего создает благоприятные условия для коагуляции и слияния металлических частиц железа с образованием монолитных гранул.In the proposed method (as in the prototype) during metallization of the concentrate, calcium-containing additives, for example CaO, CaCO 3 , Ca (OH) 2 , CaSiO 3 , etc., can be used to limit the transition of sulfur to the metal phase (iron desulfurization). These additives are introduced into the mixture before rolling. In addition to desulfurization of iron, calcium oxide reduces the viscosity of the glandular vitreous phase of the slag, as a result of which it creates favorable conditions for coagulation and fusion of metal particles of iron with the formation of monolithic granules.
В отличие от прототипа, в предлагаемом способе при металлизации титаномагнетитового концентрата образуется не силикатный шлак, а шлак с повышенным содержанием оксида титана. Учитывая, что при высоких температурах (в условиях металлизации) помимо кремнезема, диоксид титана тоже интенсивно связывается с СаО в CaTiO3, это приводит к некоторому увеличению расхода кальцийсодержащих добавок. Поэтому в предлагаемом способе количество вводимых кальцийсодержащих добавок по отношению к SiO2 значительно превышает приведенные в прототипе значения. Если в прототипе для снижения содержания серы в металле до 0,05-0,08% отношение CaO/SiO2 в шлаке необходимо поддерживать в пределах 0,6-1,8, то в предлагаемом способе это обеспечивается отношением CaO/SiO2 в пределах 1,25-4,0, более предпочтительно 2,0-3,5. Для получения металлических гранул с низким содержанием серы при металлизации титаномагнетитового концентрата используют (как в прототипе) низкосернистые угли (0,2-0,5% S), в противном случае получаются железные гранулы с повышенным содержанием серы (>0,1% S), что отрицательно сказывается на цене товарного продукта из-за необходимости применения дополнительной операции десульфурации металла перед переработкой его в качественную сталь.Unlike the prototype, in the proposed method, when metallizing a titanomagnetite concentrate, not silicate slag is formed, but slag with a high content of titanium oxide. Given that at high temperatures (under metallization conditions) in addition to silica, titanium dioxide also intensively binds to CaO in CaTiO 3 , this leads to a slight increase in the consumption of calcium-containing additives. Therefore, in the proposed method, the number of introduced calcium-containing additives in relation to SiO 2 significantly exceeds the values given in the prototype. If in the prototype to reduce the sulfur content in the metal to 0.05-0.08%, the ratio of CaO / SiO 2 in the slag must be maintained in the range of 0.6-1.8, then in the proposed method this is achieved by the ratio of CaO / SiO 2 in the range 1.25-4.0, more preferably 2.0-3.5. To obtain metal granules with a low sulfur content when metallizing a titanomagnetite concentrate, low-sulfur coals (0.2-0.5% S) are used (as in the prototype), otherwise iron granules with a high sulfur content (> 0.1% S) are obtained , which negatively affects the price of a commodity product due to the need to use an additional operation of metal desulfurization before processing it into high-quality steel.
Расход твердого углеродсодержащего восстановителя зависит от многих факторов (содержания летучих компонентов, минеральных составляющих и условий проведения процесса). В угле содержание летучих компонентов (СО, Н2, углеводороды, CO2, H2O, NH3, и т.д.) может изменяться от 10 до 50%. Большая доля летучих компонентов угля возгоняется при низких температурах (300-700°С). При этом содержащиеся в них газообразные восстановители не успевают вступить в реакции, происходящие при высокотемпературном (1200°С и выше) процессе металлизации концентрата. Поэтому с ростом содержания в угле летучих компонентов увеличивается его расход при высокотемпературном восстановлении железа. В этих условиях в качестве восстановителя выступает в основном не углерод, связанный с летучими компонентами, а фиксированный элементарный углерод угля.The consumption of a solid carbon-containing reducing agent depends on many factors (content of volatile components, mineral components and process conditions). In coal, the content of volatile components (CO, H 2 , hydrocarbons, CO 2 , H 2 O, NH 3 , etc.) can vary from 10 to 50%. A large proportion of the volatile components of coal is sublimated at low temperatures (300-700 ° C). At the same time, the gaseous reducing agents contained in them do not have time to enter into the reactions occurring during the high-temperature (1200 ° С and above) metallization of the concentrate. Therefore, with an increase in the content of volatile components in coal, its consumption increases during high-temperature reduction of iron. Under these conditions, the reducing agent is mainly not carbon associated with volatile components, but a fixed elemental carbon of coal.
Аналогичным образом на расход твердого восстановителя влияет и содержание минеральных составляющих (SiO2, Al2O3, MgO и др.) угля. Обычно содержание минеральных компонентов в угле колеблется от 5 до 20% и выше. Наличие минеральных компонентов, во-первых, увеличивает расход угля при металлизации железорудного сырья, а, во-вторых, эти компоненты в случае металлизации титаномагнетитового концентрата концентрируются в титанованадиевом шлаке и снижают его качество.In a similar way, the content of mineral constituents (SiO 2 , Al 2 O 3 , MgO, etc.) of coal also affects the consumption of solid reducing agent. Typically, the content of mineral components in coal ranges from 5 to 20% and higher. The presence of mineral components, firstly, increases the consumption of coal during metallization of iron ore raw materials, and, secondly, in the case of metallization of titanomagnetite concentrate, these components are concentrated in titanium-vanadium slag and reduce its quality.
На расход твердого восстановителя определенным образом влияет также присутствие в шихте или окатышах кальцийсодержащих добавок (СаО, CaCO3 и др.). В условиях металлизации титаномагнетитового концентрата СаО интенсивно связывается с SiO2, TiO2 и Al2O3, в результате чего существенно облегчается восстановление FeO до металлического железа путем извлечения FeO из шлаковой фазы (титанатов, силикатов и алюмосиликатов). Другими словами, увеличение количества кальцийсодержащих добавок в окатышах способствует некоторому уменьшению расхода углеродсодержащего восстановителя. Это вызвано облегчением восстановления FeO из шлаковой фазы с участием СО, т.е. газообразным продуктом, образующимся в процессе металлизации твердым углеродом.The presence of calcium-containing additives (CaO, CaCO 3 , etc.) also influences the consumption of solid reducing agent in a certain way. Under the conditions of metallization of the titanomagnetite concentrate, CaO intensively binds to SiO 2 , TiO 2, and Al 2 O 3 , as a result of which FeO reduction to metallic iron is significantly facilitated by extracting FeO from the slag phase (titanates, silicates, and aluminosilicates). In other words, an increase in the amount of calcium-containing additives in the pellets contributes to a certain decrease in the consumption of carbon-containing reducing agent. This is due to the facilitation of the reduction of FeO from the slag phase with the participation of CO, i.e. a gaseous product formed in the process of metallization with solid carbon.
Таким образом, в зависимости от состава угля и условий процесса расход восстановителя может сильно отличаться. Его расход определяется для каждого конкретного вида угля экспериментально и контролируется содержанием железа в шлаковой фазе. Поэтому в предлагаемом способе основным критерием при определении количества восстановителя является содержание оксида железа в шлаке. От содержания FeO в шлаке непосредственно зависит распределение ванадия между металлической и шлаковой фазами при металлизации титаномагнетитовых концентратов.Thus, depending on the composition of the coal and process conditions, the flow rate of the reducing agent can vary greatly. Its consumption is determined experimentally for each specific type of coal and is controlled by the iron content in the slag phase. Therefore, in the proposed method, the main criterion in determining the amount of reducing agent is the content of iron oxide in the slag. The distribution of vanadium between the metal and slag phases during the metallization of titanomagnetite concentrates directly depends on the FeO content in the slag.
Для разработки предлагаемого способа металлизации был использован титаномагнетитовый концентрат состава в %: 62,8 Fe, 6,14 TiO2, 1,09 V2O5, 0,59 SiO2, 3,81 Al2O3, 0,58 Cr2O3, 0,5 MgO, 0,013 S, 0,044 P2O5 и т.д. Крупность концентрата - 0,075 мм. В качестве углеродсодержащего восстановителя применяли каменный уголь с зольностью 13,4% (состав золы в %: 45,76 SiO2, 25,26 Al2O3, 8,45 Fe2O3, 7,89 СаО и др.). Содержание летучих компонентов в угле составило 9,5%, а общей серы - 0,35%. Приводимые ниже примеры на этих материалах (концентрате и конкретном угле) иллюстрируют возможности предлагаемого способа.To develop the proposed metallization method, a titanomagnetite concentrate of the composition was used in%: 62.8 Fe, 6.14 TiO 2 , 1.09 V 2 O 5 , 0.59 SiO 2 , 3.81 Al 2 O 3 , 0.58 Cr 2 O 3 , 0.5 MgO, 0.013 S, 0.044 P 2 O 5 , etc. The size of the concentrate is 0.075 mm. Coal with an ash content of 13.4% (ash composition in%: 45.76 SiO 2 , 25.26 Al 2 O 3 , 8.45 Fe 2 O 3 , 7.89 CaO, etc.) was used as a carbon-containing reducing agent. The content of volatile components in coal was 9.5%, and total sulfur - 0.35%. The following examples on these materials (concentrate and specific coal) illustrate the possibilities of the proposed method.
Пример 1. Сухие окатыши титаномагнетитового концентрата с углеродсодержащим восстановителем (каменным углем в количестве 16,75% от массы концентрата), добавками СаСО3 (из расчета массового отношения в окатышах CaO/SiO2=0,75) и связующим помещали в горячую печку в зону с температурой около 1200°С. Температуру окатышей в течение 10 минут повышали до 1535°С путем продвижения их в высокотемпературную зону печи. Затем продукт восстановления охлаждали в холодной зоне, выгружали и после дробления подвергали магнитной сепарации для отделения шлака от гранулированного металлического железа. Состав шлака (%): 27,8 FeO, 27,7 TiO2, 4,86 V2O5, 7,1 SiO2, 5,3 СаО, 20,3 Al2O3, 2,6 Cr2O3, 2,6 MgO и т.д. При этом гранулированное железо содержало 0,012% С, 0,005% V и 0,155% S. Извлечение железа из концентрата в металл составило 93,1%, а извлечение ванадия в шлак - 99,6%.Example 1. Dry pellets of a titanomagnetite concentrate with a carbon-containing reducing agent (coal in an amount of 16.75% by weight of the concentrate), CaCO 3 additives (based on the mass ratio in CaO / SiO 2 pellets = 0.75) and a binder were placed in a hot oven in zone with a temperature of about 1200 ° C. The temperature of the pellets was increased to 1035 ° C over 10 minutes by moving them into the high-temperature zone of the furnace. Then, the reduction product was cooled in a cold zone, discharged, and after crushing it was subjected to magnetic separation to separate slag from granular metallic iron. Slag composition (%): 27.8 FeO, 27.7 TiO 2 , 4.86 V 2 O 5 , 7.1 SiO 2 , 5.3 CaO, 20.3 Al 2 O 3 , 2.6 Cr 2 O 3 , 2.6 MgO, etc. The granular iron contained 0.012% C, 0.005% V, and 0.155% S. The extraction of iron from the concentrate to the metal was 93.1%, and the extraction of vanadium to slag was 99.6%.
Пример 2. Металлизацию окатышей концентрата с углем, добавками СаСО3 и связующим осуществляли в условиях примера 1, однако в окатышах величина массового отношения CaO/SiO2 составила 1,25. При этом шлак содержал 23,7% FeO, а V2O5 - 4,81%, а гранулированное железо - 0,014% С, 0,006% V и 0,125% S. Извлечение железа из концентрата в металл составило 93,7%, а извлечение ванадия в шлак - 99,4%.Example 2. Metallization of concentrate pellets with coal, CaCO 3 additives and a binder was carried out under the conditions of Example 1, however, in the pellets, the CaO / SiO 2 mass ratio was 1.25. In this case, the slag contained 23.7% FeO, and V 2 O 5 - 4.81%, and granular iron - 0.014% C, 0.006% V and 0.125% S. The extraction of iron from the concentrate to the metal was 93.7%, and recovery of vanadium to slag - 99.4%.
Пример 3. Металлизацию окатышей титаномагнетитового концентрата с углеродсодержащим восстановителем, добавками СаСО3 и связующим проводили в условиях примера 1 за исключением того, что отношение CaO/SiO2 в окатышах увеличено до 2,5. При содержании FeO в шлаке - 19,11%, гранулированное железо содержало 0,012% С, 0,009% V и 0,081% S. Извлечение железа из концентрата в металл составило 94,0%, а извлечение ванадия в шлак практически не изменилось и находилось на уровне 99,1%. Содержание V2O5 в шлаке - 4,57%.Example 3. Metallization of pellets of a titanomagnetite concentrate with a carbon-containing reducing agent, CaCO 3 additives and a binder was carried out under the conditions of Example 1, except that the CaO / SiO 2 ratio in the pellets was increased to 2.5. When the FeO content in the slag was 19.11%, the granular iron contained 0.012% C, 0.009% V, and 0.081% S. The extraction of iron from the concentrate to the metal was 94.0%, and the extraction of vanadium to the slag was practically unchanged and was at a level 99.1%. The content of V 2 O 5 in the slag is 4.57%.
Пример 4. Состав окатышей аналогичен приведенному в примере 3. Однако процесс металлизации окатышей для коагуляции и слиянии частиц железа в гранулы завершали при 1540°С. При этом общая продолжительность процесса составила 12 мин. Результаты опыта практически не отличаются. В шлаке - 19,20% FeO, 4,60% V2O5, в металле - 0,010% С, 0,008% V и 0,079% S.Example 4. The composition of the pellets is similar to that in example 3. However, the process of metallization of the pellets for coagulation and fusion of iron particles into granules was completed at 1540 ° C. The total duration of the process was 12 minutes. The results of the experiment are practically the same. In the slag - 19.20% FeO, 4.60% V 2 O 5 , in the metal - 0.010% C, 0.008% V and 0.079% S.
Пример 5. Условия опыта аналогичны приведенным в примере 4. Однако процесс металлизации окатышей завершали при температуре 1525°С, т.е. ниже температуры плавления железа. При этом не имело место полного разделения железа и шлака. В металлических гранулах остается до 5% шлака в виде включений.Example 5. The experimental conditions are similar to those in example 4. However, the process of metallization of the pellets was completed at a temperature of 1525 ° C, i.e. below the melting point of iron. However, there was no complete separation of iron and slag. In metal granules, up to 5% of slag remains in the form of inclusions.
Пример 6. Опыт проводился в условиях примера 1, однако отношение CaO/SiO2 в окатышах увеличено до 4,0. При этом содержание серы в металле уменьшилось до 0,059%. Содержание FeO и V2O5 в титанованадиевом шлаке находилось на уровне 16,7 и 4,27% соответственно. Извлечение железа в металлические гранулы составило 93,9%, а извлечение ванадия в шлак практически не изменилось и составляло 99,3%.Example 6. The experiment was carried out under the conditions of example 1, however, the ratio of CaO / SiO 2 in the pellets increased to 4.0. At the same time, the sulfur content in the metal decreased to 0.059%. The content of FeO and V 2 O 5 in titanium vanadium slag was at the level of 16.7 and 4.27%, respectively. The extraction of iron into metal granules was 93.9%, and the extraction of vanadium into slag remained virtually unchanged and amounted to 99.3%.
Пример 7. Отношение CaO/SiO2 в окатышах аналогично приведенному в примере 3 значению. Однако для уменьшения содержания железа в шлаке и увеличения степени металлизации количество каменного угля в окатышах увеличено от 16,75 до 17,5% (от массы концентрата). При этом шлак содержал 18,6% FeO и 4,53% V2O5, извлечение железа в металлические гранулы увеличилось до 95,3%. Состав металла: 0,019% С, 0,083% S, 0,018% V. Извлечение ванадия в шлак - 98,2%.Example 7. The ratio of CaO / SiO 2 in the pellets is similar to that given in example 3 value. However, to reduce the iron content in the slag and increase the degree of metallization, the amount of coal in the pellets is increased from 16.75 to 17.5% (by weight of the concentrate). In this case, the slag contained 18.6% FeO and 4.53% V 2 O 5 , the extraction of iron in metal granules increased to 95.3%. Metal composition: 0.019% C, 0.083% S, 0.018% V. Extraction of vanadium to slag - 98.2%.
Пример 8. Опыт по металлизации окатышей проводили в условиях примера 4, за исключением того, что количество угля в окатышах составило 18,5% от массы концентрата. Содержание FeO и V2O5 в шлаке составило 14,5 и 4,58% соответственно, извлечение железа в металлические гранулы - 96,2%. В этих условиях металл содержал 0,023% С, 0,081% S и 0,025% V. Степень извлечения ванадия из концентрата в шлак составила 97,5%.Example 8. The experiment on the metallization of pellets was carried out under the conditions of example 4, except that the amount of coal in the pellets was 18.5% by weight of the concentrate. The content of FeO and V 2 O 5 in the slag was 14.5 and 4.58%, respectively, the extraction of iron in metal granules - 96.2%. Under these conditions, the metal contained 0.023% C, 0.081% S and 0.025% V. The degree of extraction of vanadium from the concentrate to slag was 97.5%.
Пример 9. Металлизацию окатышей концентрата с углем, кальцийсодержащими добавками и связующим осуществляли как в примере 4, с тем отличием, что количество угля в окатышах составляло 19,0% от массы концентрата. При этом содержание FeO в шлаке находилось на уровне 8,3%, a V2O5 - 4,76%, извлечение железа в металлические гранулы составило 98,2%. Гранулы железа содержали 0,062% С, 0,078% S и 0,055% V. Извлечение ванадия в шлак уменьшилось до 94,6%.Example 9. Metallization of concentrate pellets with coal, calcium-containing additives and a binder was carried out as in example 4, with the difference that the amount of coal in the pellets was 19.0% by weight of the concentrate. The content of FeO in the slag was 8.3%, and V 2 O 5 - 4.76%, the extraction of iron in metal granules was 98.2%. The iron granules contained 0.062% C, 0.078% S and 0.055% V. The vanadium recovery to slag was reduced to 94.6%.
Пример 10. При массовом отношении CaO/SiO2=2,5 количество угля в окатышах составило 19,5% от массы концентрата. Условия металлизации окатышей аналогичны приведенным в примере 4. В данном случае содержание FeO в шлаке уменьшилось до 5,8%, а углерода в металле увеличилось до 0,141%. Одновременно повысилось содержание ванадия в металле до 0,104%. Содержание V2O5 в шлаке на уровне 4,64%. В результате степень извлечения ванадия в шлак существенно снизилась и составила 89,5%. Содержание серы в металле - 0,080%. При этом степень извлечения железа из концентрата в металл достигла 99,1%.Example 10. With a mass ratio of CaO / SiO 2 = 2.5, the amount of coal in the pellets was 19.5% by weight of the concentrate. The pellet metallization conditions are similar to those described in Example 4. In this case, the FeO content in the slag decreased to 5.8%, and the carbon in the metal increased to 0.141%. At the same time, the vanadium content in the metal increased to 0.104%. The content of V 2 O 5 in the slag at the level of 4.64%. As a result, the degree of vanadium extraction into slag substantially decreased and amounted to 89.5%. The sulfur content in the metal is 0.080%. Moreover, the degree of extraction of iron from the concentrate into the metal reached 99.1%.
Пример 11. Металлизацию окатышей осуществляли в условиях примера 4. В данном случае при отношении CaO/SiO2=2,5 в окатышах количество угля составляло 20,0% от массы титаномагнетитового концентрата. Содержание углерода в металле возросло примерно в 2 раза (0,276% С), а содержание FeO в шлаке изменилось незначительно и находилось на уровне 5,1%. Извлечение железа в металлические гранулы достигло 99,6%. Существенно увеличилось содержание ванадия в металле (0,21% V) и заметно снизилась степень извлечения ванадия в шлак (78,5%) при содержании V2O5 в шлаке - 4,09%. Содержание серы в металле не превышает 0,075%.Example 11. The metallization of the pellets was carried out under the conditions of example 4. In this case, when the ratio CaO / SiO 2 = 2.5 in the pellets, the amount of coal was 20.0% by weight of the titanomagnetite concentrate. The carbon content in the metal increased approximately 2 times (0.276% C), and the FeO content in the slag changed slightly and was at the level of 5.1%. The extraction of iron into metal granules reached 99.6%. The vanadium content in the metal significantly increased (0.21% V) and the degree of vanadium extraction into slag (78.5%) significantly decreased with a V 2 O 5 content in the slag of 4.09%. The sulfur content in the metal does not exceed 0.075%.
Пример 12. Металлизацию окатышей титаномагнетитового концентрата с получением железных гранул и титанованадиевого шлака проводили в условиях, приведенных в примере 8. Однако в данном случае при одинаковом содержании угля в окатышах массовое отношение CaO/SiO2 было 3,25. При этом содержание серы в металле заметно уменьшилось (от 0,081 до 0,067%). Благодаря насыщению шлака СаО содержание FeO и V2O5 в шлаке снизилось до 13,6 и 4,45% соответственно. Остальные результаты практически не изменились. Содержание углерода и ванадия в металле составило 0,021 и 0,020%, соответственно. Степень извлечения ванадия из концентрата в шлак составила 97,8%, а извлечение железа в металлические гранулы - 98,4%.Example 12. Metallization of pellets of a titanomagnetite concentrate to obtain iron granules and titanium vanadium slag was carried out under the conditions described in example 8. However, in this case, with the same coal content in the pellets, the mass ratio of CaO / SiO 2 was 3.25. At the same time, the sulfur content in the metal decreased markedly (from 0.081 to 0.067%). Due to the saturation of CaO slag, the content of FeO and V 2 O 5 in the slag decreased to 13.6 and 4.45%, respectively. The remaining results have not changed. The content of carbon and vanadium in the metal was 0.021 and 0.020%, respectively. The degree of extraction of vanadium from the concentrate to slag was 97.8%, and the extraction of iron into metal granules was 98.4%.
Как видно из приведенных примеров, предлагаемый способ металлизации титаномагнетитового концентрата, наряду с железными гранулами (при извлечении железа из концентрата до 99%), позволяет (в отличие от прототипа) получить второй ценный продукт - ванадийсодержащий (3,7-4,8% V2O5) титановый шлак с высокой степенью извлечения ванадия из концентрата (до 99,4%). Полученные железные гранулы могут быть переработаны как в конвертерах, так и в электропечах для производства качественной стали, титанованадиевый шлак - для извлечения ванадия гидрометаллургическим способом.As can be seen from the above examples, the proposed method of metallization of titanomagnetite concentrate, along with iron granules (when extracting iron from the concentrate up to 99%), allows (in contrast to the prototype) to obtain a second valuable product - vanadium-containing (3.7-4.8% V 2 O 5 ) titanium slag with a high degree of vanadium extraction from the concentrate (up to 99.4%). The obtained iron granules can be processed both in converters and in electric furnaces for the production of high-quality steel, titanium-vanadium slag - for the extraction of vanadium by hydrometallurgical method.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2008135487/02A RU2399680C2 (en) | 2008-09-04 | 2008-09-04 | Procedure for metallisation of titanium-magnesium concentrates at production of iron pellets and titanium-vanadium slag |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2008135487/02A RU2399680C2 (en) | 2008-09-04 | 2008-09-04 | Procedure for metallisation of titanium-magnesium concentrates at production of iron pellets and titanium-vanadium slag |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2008135487A RU2008135487A (en) | 2010-03-10 |
| RU2399680C2 true RU2399680C2 (en) | 2010-09-20 |
Family
ID=42134794
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2008135487/02A RU2399680C2 (en) | 2008-09-04 | 2008-09-04 | Procedure for metallisation of titanium-magnesium concentrates at production of iron pellets and titanium-vanadium slag |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2399680C2 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2490332C1 (en) * | 2011-12-05 | 2013-08-20 | Открытое акционерное общество "Магнитогорский металлургический комбинат" | Metal coating method of iron-ore raw material with obtainment of granulated cast iron |
| RU2492245C1 (en) * | 2012-02-28 | 2013-09-10 | ООО "Управление и Инновации" | Method of processing vanadium-bearing titanium-magnetite concentrate |
| RU2669675C1 (en) * | 2017-07-17 | 2018-10-12 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Пермский национальный исследовательский политехнический университет" | Ilmenite concentrates recovery method |
Families Citing this family (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN104313226A (en) * | 2010-05-18 | 2015-01-28 | 技术资源有限公司 | Direct smelting process |
| UA111829C2 (en) * | 2010-09-15 | 2016-06-24 | Текнолоджікал Ресорсіз Пітівай. Лімітед | METHOD OF DIRECT MELTING |
| CN113846212A (en) * | 2021-09-27 | 2021-12-28 | 攀枝花学院 | Melting separation method for high-chromium vanadium titano-magnetite metalized pellet |
-
2008
- 2008-09-04 RU RU2008135487/02A patent/RU2399680C2/en active
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2490332C1 (en) * | 2011-12-05 | 2013-08-20 | Открытое акционерное общество "Магнитогорский металлургический комбинат" | Metal coating method of iron-ore raw material with obtainment of granulated cast iron |
| RU2492245C1 (en) * | 2012-02-28 | 2013-09-10 | ООО "Управление и Инновации" | Method of processing vanadium-bearing titanium-magnetite concentrate |
| RU2669675C1 (en) * | 2017-07-17 | 2018-10-12 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Пермский национальный исследовательский политехнический университет" | Ilmenite concentrates recovery method |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2008135487A (en) | 2010-03-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| KR101345063B1 (en) | Method for producing ferroalloy containing nickel | |
| RU2447164C2 (en) | Method of producing pellets from recovered iron and method of producing cast iron | |
| CN102352423B (en) | Method for selecting and smelting titanium from vanadium titanomagnetite at low temperature | |
| CN100357470C (en) | Method for preparing ferro-titantium, steel and ferrovanadium from vanadium-titantium iron headings | |
| RU2399680C2 (en) | Procedure for metallisation of titanium-magnesium concentrates at production of iron pellets and titanium-vanadium slag | |
| CN1143681A (en) | Method of reducing metal oxide in rotary hearth furnace heated by oxidizing flame | |
| WO2019071796A1 (en) | Method for recovering valuable components from mixed slag containing nickel and iron | |
| Holtzer et al. | The recycling of materials containing iron and zinc in the OxyCup process | |
| CN110114481B (en) | Method for preparing nickel-containing consolidated chromite pellets, method for preparing ferrochrome and consolidated chromite pellets | |
| CZ200975A3 (en) | Refining technology of metalline zinc-containing waste in revolving furnace | |
| JP4540488B2 (en) | Desulfurization method of ferronickel | |
| US20100031772A1 (en) | Molded body containing titanium | |
| RU2361940C2 (en) | Processing method of ilmenite concentrates | |
| JPS60169542A (en) | Manufacture of ferrochrome | |
| Braga et al. | Prereduction of self-reducing pellets of manganese ore | |
| RU2241771C1 (en) | Briquette for cast iron smelting | |
| Sadykhov et al. | Bloomery processing of oxidized magnesia nickel ores | |
| RU2566230C2 (en) | Method of processing in oxygen converter of low-siliceous vanadium-bearing molten metal | |
| RU2380633C1 (en) | Duplex-furnace for smelting of manganese alloys from ferrimanganese bases and concentrates and anthropogenic wastes of metallurgy | |
| Dmitriev et al. | Making sinter from concentrate of low-grade manganese ore for use in the production of ferrosilicomanganese | |
| RU2804821C2 (en) | Method for application of by-products containing metal oxide in ferrochrome melting processes | |
| RU2241760C1 (en) | Briquette as component of blast-furnace batch | |
| CN111334703B (en) | Production method of low-titanium-phosphorus iron alloy | |
| RU2515403C1 (en) | Method of steel casting in arc steel furnace | |
| RU2634535C1 (en) | Method for ceramic grinding bodies producing |