RU2463368C2 - Method and device to process oxidised ore materials containing iron, nickel and cobalt - Google Patents

Method and device to process oxidised ore materials containing iron, nickel and cobalt Download PDF

Info

Publication number
RU2463368C2
RU2463368C2 RU2011112076/02A RU2011112076A RU2463368C2 RU 2463368 C2 RU2463368 C2 RU 2463368C2 RU 2011112076/02 A RU2011112076/02 A RU 2011112076/02A RU 2011112076 A RU2011112076 A RU 2011112076A RU 2463368 C2 RU2463368 C2 RU 2463368C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
melt
melting
stage
tuyeres
reduction
Prior art date
Application number
RU2011112076/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2011112076A (en
Inventor
Валентин Петрович Быстров (RU)
Валентин Петрович Быстров
Алексей Александрович Комков (RU)
Алексей Александрович КОМКОВ
Александр Николаевич Федоров (RU)
Александр Николаевич Федоров
Леонид Исаакович Дитятовский (RU)
Леонид Исаакович Дитятовский
Original Assignee
Валентин Петрович Быстров
Алексей Александрович КОМКОВ
Александр Николаевич Федоров
Леонид Исаакович Дитятовский
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Валентин Петрович Быстров, Алексей Александрович КОМКОВ, Александр Николаевич Федоров, Леонид Исаакович Дитятовский filed Critical Валентин Петрович Быстров
Priority to RU2011112076/02A priority Critical patent/RU2463368C2/en
Publication of RU2011112076A publication Critical patent/RU2011112076A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2463368C2 publication Critical patent/RU2463368C2/en

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02WCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES RELATED TO WASTEWATER TREATMENT OR WASTE MANAGEMENT
    • Y02W30/00Technologies for solid waste management
    • Y02W30/50Reuse, recycling or recovery technologies

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method is carried out in two stages - melting and further reduction of a slag melt, sending the slag melt from the melting stage to the reduction stage is carried out in a direction opposite to motion of gaseous and dusty products, gaseous products of the melting and reduction stage are burnt above the melt of the reduction stage. The amount of oxygen in a wind supplied into the melt at the melting stage makes 0.9-1.2 from the theoretically required one to oxidise fuel carbohydrates to CO2 and H2O, amount of oxygen in a wind supplied for afterburning of gases above the slag melt of the melting stage makes 0.9-1.2 from the one theoretically required to oxidise components of effluent gases to CO2 and H2O, amount of the oxygen-containing wind supplied into the melt at the melting stage makes 500-1500 m3/m3 of the slag melt, the amount of the oxygen-containing wind supplied to the melt at the reduction stage makes 300-1000 m3/m3 of the slag melt. A furnace by Vanyukov is disclosed, in which a gas flue for joint removal of gases of melting and reducing chambers is installed in the end of the melting chamber dome at the distance of the reducing chamber above tuyeres of the upper row of the melting chamber along the vertical line in gauges of the lower row tuyere relative to the plane of the lower row tuyeres, the melting chamber bottom is arranged by 5-30 gauges below, the horizontal plane of upper row tuyere installation is by 30-80 tuyeres higher, the horizontal plane of lower row tuyeres installation in the reducing chamber is arranged below the upper edge of the vertical partition between the melting and reducing chambers by 40-85 gauges of the reducing chamber tuyeres.
EFFECT: lower mechanical dust carryover and toxic substances exhaust with effluent gases, reduced power and capital expenses, higher reliability, safety and operation life of melting and gas-cleaning equipment.
14 cl, 3 dwg

Description

Изобретение относится к области металлургии, в частности к способам и устройствам для непрерывной плавки окисленного никелевого и железорудного сырья.The invention relates to the field of metallurgy, in particular to methods and devices for the continuous smelting of oxidized nickel and iron ore.

Известен способ плавки никелевых латеритовых и других железо- и никельсодержащих окисленных материалов по технологии Ausmelt, включающий стадию плавления при непрерывной загрузке в расплав окисленных рудных материалов, флюсов, топлива и при непрерывной подаче кислородсодержащего дутья с помощью вертикальных фурм в расплав с получением шлакового расплава, содержащего никель, железо и кобальт, пылевидных и газообразных продуктов стадии плавления, непрерывную передачу шлакового расплава стадии плавления на стадию восстановления, стадию восстановления шлакового расплава при непрерывной подаче восстановителя и кислородсодержащего дутья с помощью вертикальных фурм в расплав с получением металлсодержащего расплава, отвального по содержанию никеля и кобальта шлака, содержащих горючие компоненты пылевидных и газообразных продуктов стадии восстановления, выпуск жидких продуктов стадии восстановления, удаление газообразных и пылевидных продуктов стадий плавления и восстановления [Патент WO/1991/005879, опубл. 02.05.1991, МПК8 C21B 3/04, C22B 5/10, C22B 5/12, C22B 23/02].A known method of smelting nickel lateritic and other iron and nickel-containing oxidized materials according to Ausmelt technology, including the stage of melting with continuous loading of oxidized ore materials, fluxes, fuel into the melt and with the continuous supply of oxygen-containing blast using vertical tuyeres into the melt to obtain a slag melt containing nickel, iron and cobalt, dusty and gaseous products of the melting stage, continuous transfer of slag melt to the melting stage to the reduction stage, stage c the reduction of slag melt during continuous supply of a reducing agent and oxygen-containing blast using vertical tuyeres into the melt to obtain a metal-containing melt dumped by nickel and cobalt slag containing combustible components of dusty and gaseous products of the reduction stage, the release of liquid products of the reduction stage, the removal of gaseous and dusty products stages of melting and recovery [Patent WO / 1991/005879, publ. 05/02/1991, IPC 8 C21B 3/04, C22B 5/10, C22B 5/12, C22B 23/02].

Способ используется как для переработки латеритовых (окисленных никелевых) руд, так и для переработки других окисленных материалов, содержащих никель и железо.The method is used both for the processing of lateritic (oxidized nickel) ores, and for the processing of other oxidized materials containing nickel and iron.

К недостаткам способа относится необходимость использования дутья с относительно низкой концентрацией кислорода, что обусловлено низкой стойкостью применяемых вертикальных фурм и необходимостью их периодического ремонта и замены. В связи с этим способ связан с высоким расходом угля, природного газа или жидкого топлива. Повышенный расход дутья с низким обогащением по кислороду вызывает высокий пылеунос и вынос капель шлака из ванны расплава. В связи с большими геометрическими размерами (высотой) применяемых для реализации способа печей Ausmelt технология связана с высокими капитальными затратами.The disadvantages of the method include the need to use blast with a relatively low concentration of oxygen, which is due to the low resistance of the applied vertical tuyeres and the need for periodic repair and replacement. In this regard, the method is associated with a high consumption of coal, natural gas or liquid fuel. The increased consumption of blast with low enrichment in oxygen causes a high dust extraction and removal of droplets of slag from the melt pool. Due to the large geometric dimensions (height) used to implement the Ausmelt furnace method, the technology is associated with high capital costs.

Наиболее близким к предлагаемому является способ переработки окисленных рудных материалов, содержащих железо, никель и кобальт, включающий стадию плавления при непрерывной загрузке в расплав окисленных рудных материалов, флюсов, топлива и при непрерывной подаче кислородсодержащего дутья в расплав и над поверхностью расплава с получением шлакового расплава, содержащего никель, железо и кобальт, пылевидных и газообразных продуктов стадии плавления, непрерывную передачу шлакового расплава стадии плавления на стадию восстановления, стадию восстановления шлакового расплава при непрерывной подаче восстановителя и кислородсодержащего дутья в расплав с получением металлсодержащего расплава, отвального по содержанию никеля и кобальта шлака, содержащих горючие компоненты пылевидных и газообразных продуктов стадии восстановления, дожигание горючих компонентов стадии восстановления кислородсодержащим дутьем, выпуск жидких продуктов стадии восстановления, удаление газообразных и пылевидных продуктов стадий плавления и восстановления [Освоение процесса Ванюкова для переработки окисленных никелевых руд на Южно-Уральском никелевом комбинате // Федоров А.Н., Комков А.А., Бруэк В.Н., Гнусков Н.А., Крыжановский А.П. / - Цветные металлы. - 2007. - С.33-37]. Этот способ принят за прототип.Closest to the proposed method is the processing of oxidized ore materials containing iron, nickel and cobalt, which includes a stage of melting when continuously loading oxidized ore materials, fluxes, fuel into the melt and continuously supplying oxygen-containing blast to the melt and above the surface of the melt to produce slag melt, containing nickel, iron and cobalt, pulverized and gaseous products of the melting stage, continuous transfer of slag melt to the melting stage to the reduction stage, one hundred reduction of slag melt during continuous feeding of a reducing agent and oxygen-containing blast into the melt to obtain a metal-containing melt, waste slag containing nickel and cobalt containing the combustible components of dusty and gaseous products of the reduction stage, afterburning of the combustible components of the reduction stage with oxygen-containing blast, the release of liquid products of the reduction stage removal of gaseous and dust-like products of the stages of melting and reduction [Development of the Vanyukov process for processing of oxidized nickel ores at the South Ural Nickel Plant // Fedorov A.N., Komkov A.A., Bruek V.N., Gnuskov N.A., Kryzhanovsky A.P. / - Non-ferrous metals. - 2007. - S.33-37]. This method is adopted as a prototype.

Известна печь для непрерывной плавки материалов, содержащих цветные и черные металлы, включающая кессонированную шахту, разделенную поперечными перегородками на камеру окислительного плавления и на камеру восстановления шлака, снабженные фурмами, ступенчатую подину, сифон с отверстиями для выпуска шлака и металлсодержащей фазы. Нижняя кромка перегородки, расположенной со стороны камеры окислительного плавления, установлена на 5-15 диаметров фурмы камеры окислительного плавления ниже оси этих фурм, а верхняя кромка этой перегородки расположена выше оси фурм камеры восстановления оксидов шлака на 2,5-4,5 расстояний от оси фурм камеры восстановления оксидов шлака до порога отверстия для выпуска шлака [Патент РФ 2242687, опубл. 20.12.2004 г. МПК8 F27B 17/00].A known furnace for the continuous melting of materials containing non-ferrous and ferrous metals, including a coffered shaft, divided by transverse baffles into an oxidizing melting chamber and into a slag recovery chamber, equipped with tuyeres, a stepped hearth, a siphon with holes for releasing slag and a metal-containing phase. The lower edge of the partition located on the side of the oxidation melting chamber is set at 5-15 diameters of the tuyeres of the oxidation melting chamber below the axis of these tuyeres, and the upper edge of this partition is located 2.5-4.5 distances from the axis of the tuyeres of the recovery chamber of slag oxides tuyeres of the chamber for the reduction of slag oxides to the threshold of the hole for the release of slag [RF Patent 2242687, publ. December 20, 2004 IPC 8 F27B 17/00].

К недостаткам этого известного устройства можно отнести следующее. При перетекании расплава через нижнюю кромку перегородки, разделяющей камеру плавления и камеру восстановления оксидов шлака, происходит образование настылей, препятствующих равномерному поступлению расплава в камеру восстановления оксидов шлака. При этом приходится останавливать загрузку шихты, поднимать температуру расплава в камере окислительного плавления для расплавления настыли, что нарушает непрерывность процесса, снижает производительность агрегата и ухудшает его технико-экономические показатели. При размывании настыли горячий расплав из камеры плавления массированно, в большом количестве «прорывается» в камеру восстановления оксидов шлака и далее в сифон. В этой ситуации нарушаются процессы восстановления оксидов шлакового расплава, ухудшаются условия формирования и разделение штейна и шлака, что приводит к повышенным потерям никеля и кобальта со шлаком.The disadvantages of this known device include the following. When the melt flows through the lower edge of the septum separating the melting chamber and the slag oxide reduction chamber, formation of accretions occurs, which prevent the melt from flowing uniformly into the slag oxide reduction chamber. In this case, it is necessary to stop the charge loading, raise the melt temperature in the oxidative melting chamber to melt it, which disrupts the continuity of the process, reduces the performance of the unit and worsens its technical and economic indicators. During erosion, the hot melt from the melting chamber was massively massed, in large quantities it “breaks” into the slag oxide reduction chamber and then into the siphon. In this situation, the reduction processes of the oxides of slag melt are disrupted, the conditions for the formation and separation of matte and slag are worsened, which leads to increased losses of nickel and cobalt with slag.

При восстановительно-сульфидирующей обработке расплава в камере восстановления оксидов шлака возможен частичный «переброс» вместе со шлаком капель образовавшегося штейна и частиц сульфидизатора (колчедана) через малую перегородку переточного устройства (внутреннего сифона) в камеру окислительного плавления, что расстраивает технологический процесс и приводит к перерасходу восстановителя и сульфидизатора.During reductive-sulfidizing treatment of the melt in the recovery chamber of slag oxides, partial “transfer” of droplets of the formed matte and particles of sulfidization (pyrites) through the small baffle of the transfer device (internal siphon) into the oxidation melting chamber is possible, which upsets the process and leads to cost overruns reducing agent and sulfidizing agent.

Кроме того, плоская подина камеры восстановления оксидов шлака способствует подовому настылеобразованию и перекрытию шпуровых отверстий, что затрудняет обслуживание печи, нарушает непрерывность плавки и также снижает производительность процесса переработки сырья.In addition, the flat bottom of the slag oxide reduction chamber promotes a bottom-mounted bedding and overlapping of the bore holes, which complicates furnace maintenance, disrupts the melting continuity and also reduces the productivity of the raw material processing process.

Наиболее близкой к предлагаемому устройству является печь для непрерывной плавки окисленных рудных материалов, содержащих никель, кобальт, железо, включающая каркас, кессонированную шахту, разделенную вертикальной поперечной перегородкой на плавильную и восстановительную камеры, снабженные фурмами, единую ступенчатую по камерам подину, сифон с переточным каналом и отверстиями для выпуска шлака и металлсодержащего расплава с вертикальной поперечной перегородкой, герметично закрепленной на подине плавильной камеры и выполненной выше плоскости фурм плавильной камеры на высоту 35-55 ее диаметров, подина восстановительной камеры от вертикальной поперечной перегородки к переточному каналу сифона может быть выполнена наклонной под углом 25-60° к горизонтали [Патент РФ №2315934, опубл. 27.01.2008, МПК8 F27B 17/00]. Это устройство принято за прототип.Closest to the proposed device is a furnace for continuous smelting of oxidized ore materials containing nickel, cobalt, iron, including a frame, a coffered shaft, divided by a vertical transverse partition into a melting and reduction chambers, equipped with tuyeres, a single step-like chambers along the chambers, a siphon with a transfer channel and holes for the release of slag and metal-containing melt with a vertical transverse partition sealed to the bottom of the melting chamber and made above plane lances melting chamber to a height of 35-55 its diameter hearth reducing chamber by a vertical transverse partition to the downcomers of the siphon may be formed inclined at an angle of 25-60 ° to the horizontal [RF patent №2315934, publ. 01/27/2008, IPC 8 F27B 17/00]. This device is taken as a prototype.

Недостатком принятых в качестве прототипов способа и устройства является высокий расход топлива на стадии плавления, в особенности при переработке окисленных никелевых руд с высоким содержанием влаги. Отходящие газы стадии плавления не содержат горючих компонентов и подача кислородсодержащего дутья для их дожигания малоэффективна с точки зрения возврата тепла ванне расплава. Между тем, именно стадия плавления связана с основным расходом топлива. Отходящие газы стадии восстановления содержат большое количество горючих компонентов (CO, H2 и др.), и их дожигание приводит к большому выделению тепла. Однако дожигание газов непосредственно над ванной шлакового расплава восстановительной стадии приводит к окислению брызг шлака, возвращающихся в ванну, ухудшает условия восстановления и приводит к повышению расхода восстановителя. Дожигание проводят в специальных устройствах, камерах дожигания, расположенных вне металлургического агрегата, а использование выделяемого тепла для подогрева дутья с высокой концентрацией кислорода малоэффективно с точки зрения снижения энергозатрат на процесс и опасно с точки зрения эксплуатации металлургического агрегата.The disadvantage of the method and device adopted as prototypes is the high fuel consumption at the melting stage, especially when processing oxidized nickel ores with a high moisture content. The flue gases from the melting stage do not contain combustible components, and the supply of oxygen-containing blast for their afterburning is ineffective in terms of heat recovery from the melt pool. Meanwhile, it is the melting stage that is associated with the main fuel consumption. The exhaust gases of the reduction stage contain a large amount of combustible components (CO, H 2 , etc.), and their afterburning leads to a large heat release. However, the afterburning of gases directly above the bath of the slag melt of the reduction stage leads to the oxidation of the slag spray returning to the bath, worsens the conditions of reduction and leads to an increase in the consumption of reducing agent. The afterburning is carried out in special devices, afterburners located outside the metallurgical unit, and the use of the generated heat to heat the blast with a high oxygen concentration is ineffective in terms of reducing energy costs for the process and is dangerous from the point of view of operating the metallurgical unit.

Существование двух раздельных газоходов и систем очистки и утилизации тепла отходящих газов при переработке окисленного сырья не является необходимым с точки зрения их состава после дожигания горючих компонентов, а пыль, уловленная при очистке газов, полностью возвращается на стадию плавления.The existence of two separate gas ducts and systems for cleaning and utilizing the heat of the exhaust gases during the processing of oxidized raw materials is not necessary from the point of view of their composition after the burning of combustible components, and the dust captured during gas cleaning completely returns to the melting stage.

В случае переработки сырья с получением никель- и кобальт содержащего штейна часть серы сульфидизатора неизбежно попадает в газовую фазу, что требует дополнительной стадии очистки от соединений серы газов с ее низким содержанием. Полученный традиционным способом серосодержащий продукт направляется в отвал (гипсовый кек с влажностью 30%) или в сточные воды (сульфат натрия).In the case of processing raw materials to produce nickel and cobalt containing matte, part of the sulfur sulfidizer inevitably enters the gas phase, which requires an additional stage of purification from sulfur compounds of gases with its low content. The sulfur-containing product obtained in the traditional way is sent to a dump (gypsum cake with a moisture content of 30%) or to waste water (sodium sulfate).

Техническим результатом предложенного способа и устройства является обеспечение непрерывной и устойчивой переработки окисленных рудных материалов, содержащих никель, кобальт и железо, снижение механического уноса шихтовых материалов и выброса токсичных веществ с отходящими газами, снижение энергетических затрат, повышение надежности, безопасности и срока эксплуатации плавильного и газоочистного оборудования, снижение капитальных затрат.The technical result of the proposed method and device is to ensure continuous and sustainable processing of oxidized ore materials containing nickel, cobalt and iron, reducing the mechanical ablation of charge materials and the release of toxic substances with exhaust gases, reducing energy costs, increasing the reliability, safety and durability of the smelting and gas treatment equipment, reduced capital costs.

Этот результат достигается тем, что в предложенном способе передачу шлакового расплава со стадии плавления на стадию восстановления проводят в противоток движению над расплавом газообразных и пылевидных продуктов стадии восстановления на стадию плавления, дожигание горючих компонентов газообразных и пылевидных продуктов стадии восстановления проводят над расплавом стадии плавления, после дожигания газообразные и пылевидные продукты стадии восстановления и стадии плавления совместно охлаждают и очищают от пыли, уловленную пыль возвращают на стадию плавления, количество кислорода в дутье, подаваемом в расплав на стадии плавления, составляет 0,9-1,2 от теоретически необходимого для окисления углеводородов топлива до CO2 и H2O, количество кислорода в дутье, подаваемом на дожигание газов над шлаковым расплавом стадии плавления, составляет 0,9-1,2 от теоретически необходимого для окисления компонентов отходящих газов до CO2 и H2O, количество кислородсодержащего дутья, подаваемого в расплав на плавильной стадии, составляет 500-1500 м3 в час/м3 шлакового расплава, количество кислородсодержащего дутья, подаваемого в расплав на восстановительной стадии, составляет 300-1000 м3 в час/м3 шлакового расплава.This result is achieved in that in the proposed method, the transfer of slag melt from the melting stage to the reduction stage is carried out in countercurrent to the movement of the gaseous and dust-like products of the reduction stage over the melt to the melting stage, the afterburning of combustible components of the gaseous and dust-like products of the reduction stage is performed over the melt of the melting stage, after Afterburning, gaseous and pulverized products of the reduction stage and the melting stage are co-cooled and cleaned of dust, trapped dust during rotated by the melting step, the amount of oxygen in the air blast supplied to the melt in the melting stage amounts to 0.9-1.2 by the theoretically required for fuel oxidation of hydrocarbons to CO 2 and H 2 O, the amount of oxygen in the air blast supplied to the afterburning gases above the slag melt of the melting stage is 0.9-1.2 from the theoretically necessary for the oxidation of the components of the exhaust gases to CO 2 and H 2 O, the amount of oxygen-containing blast supplied to the melt at the melting stage is 500-1500 m 3 per hour / m 3, the melted slag, the amount of sour odsoderzhaschego blast supplied to the melt to reduction step is 300-1000 m 3 per hour / m 3 slag melt.

По варианту способа с получением ферроникеля, количество кислорода в дутье, подаваемом в расплав на стадию восстановления, составляет 0,15-0,60 от теоретически необходимого для окисления углеводородов восстановителя до CO2 и H2O.According to a variant of the method for producing ferronickel, the amount of oxygen in the blast supplied to the melt at the reduction stage is 0.15-0.60 from the reducing agent theoretically necessary for the oxidation of hydrocarbons to CO 2 and H 2 O.

По варианту способа с получением чугуна, легированного никелем и кобальтом в случае содержания их в окисленных рудных материалах, количество кислорода в дутье, подаваемом в расплав на стадию восстановления, составляет 0,15-0,2, от теоретически необходимого для окисления углеводородов восстановителя до CO2 и H2O.According to a variant of the method for producing cast iron alloyed with nickel and cobalt if they are contained in oxidized ore materials, the amount of oxygen in the blast supplied to the melt at the reduction stage is 0.15-0.2, from the theoretically necessary for the oxidation of hydrocarbon reducing agent to CO 2 and H 2 O.

По варианту способа с получением штейна, содержащего никель и кобальт, стадию восстановления ведут при подаче сульфидизатора, количество кислорода в дутье, подаваемом в расплав на стадию восстановления, составляет 0,30-0,60 от теоретически необходимого для окисления углеводородов восстановителя до CO2 и H2O.According to a variant of the method for producing matte containing nickel and cobalt, the reduction stage is carried out by supplying a sulfidizing agent, the amount of oxygen in the blast supplied to the melt at the reduction stage is 0.30-0.60 of the reducing agent theoretically necessary for the oxidation of hydrocarbons to CO 2 and H 2 O.

В качестве сульфидизатора при этом могут быть использованы пирит, пирротин, элементарная сера или газообразные продукты, содержащие серу, с их подачей в расплав.In this case, pyrite, pyrrhotite, elemental sulfur or gaseous products containing sulfur can be used as a sulfidizing agent with their supply to the melt.

В качестве варианта, дополняющего способ, серосодержащие газы после дожигания очищают от соединений серы с использованием кальцийсодержащего реагента, а полученный продукт используют в качестве сульфидизатора на стадии восстановления с получением штейна.As an option complementary to the method, the sulfur-containing gases after afterburning are purified from sulfur compounds using a calcium-containing reagent, and the resulting product is used as a sulfidizing agent in the reduction stage to obtain matte.

Для осуществления переработки окисленных рудных материалов, содержащих железо, никель и кобальт по предложенному способу предлагается использовать печь Ванюкова для плавки окисленных рудных материалов, содержащих никель, кобальт и железо, содержащую каркас, кессонированную шахту, разделенную герметично закрепленной на подине вертикальной перегородкой на плавильную и восстановительную камеры, футерованный внутренний горн с единой ступенчатой по камерам подиной, кессонированный свод, загрузочные устройства, фурмы верхнего и нижнего ряда для подачи кислородсодержащего дутья в верхнюю и нижнюю часть шахты, сифон с переточным каналом и отверстиями для выпуска шлака и металлсодержащего расплава, газоход, в которой газоход для совместного удаления газов плавильной и восстановительной камер расположен в удаленном от восстановительной камеры конце свода плавильной камеры выше фурм верхнего ряда плавильной камеры, подина плавильной камеры выполнена на 5-30 калибров фурм нижнего ряда ниже горизонтальной плоскости фурм нижнего ряда, горизонтальная плоскость фурм верхнего ряда расположена на расстоянии 30-80 калибров фурм нижнего ряда выше фурм нижнего ряда, горизонтальная плоскость фурм восстановительной камеры расположена ниже верхнего уровня вертикальной перегородки между плавильной и восстановительной камерами на 40-85 калибров фурм восстановительной камеры.To carry out the processing of oxidized ore materials containing iron, nickel and cobalt according to the proposed method, it is proposed to use the Vanyukov furnace for smelting oxidized ore materials containing nickel, cobalt and iron, containing a frame, a coffered shaft, separated by a vertical partition hermetically sealed on the bottom into a melting and reduction chambers, lined inner hearth with a single hearth stepped along chambers, coffered arch, loading devices, lances of the upper and lower a row for supplying oxygen-containing blast to the upper and lower parts of the mine, a siphon with a transfer channel and openings for discharging slag and a metal-containing melt, a gas duct in which the gas duct for joint removal of gases from the melting and reduction chambers is located at the end of the roof of the melting chamber above the tuyeres, remote from the recovery chamber the upper row of the melting chamber, the bottom of the melting chamber is 5-30 calibres of tuyeres of the lower row below the horizontal plane of the tuyeres of the lower row, the horizontal plane of the tuyeres of the upper the row is located at a distance of 30-80 calibres of tuyeres of the lower row above the tuyeres of the lower row, the horizontal plane of the tuyeres of the reduction chamber is located below the upper level of the vertical partition between the melting and recovery chambers by 40-85 caliber tuyeres of the recovery chamber.

По варианту предложенной конструкции печи Ванюкова для лучшей передачи тепла сжигаемых горючих компонентов отходящих газов ванне шлакового расплава и снижения энергозатрат на переработку сырья фурмы верхнего ряда установлены под углом 3-30° к горизонтальной плоскости.According to the variant of the proposed design of the Vanyukov furnace, for better heat transfer of the combustible combustible exhaust gas components to the slag melt bath and to reduce energy costs for processing raw materials, the top row tuyeres are installed at an angle of 3-30 ° to the horizontal plane.

По варианту конструкции на своде плавильной камеры дополнительно установлены фурмы для подачи кислородсодержащего дутья, что позволяет полностью вовлечь в дожигание весь поток газов, горизонтально движущийся из восстановительной камеры в плавильную камеру.According to a design variant, tuyeres for supplying oxygen-containing blast are additionally installed on the roof of the melting chamber, which makes it possible to completely involve the entire gas stream horizontally moving from the reduction chamber into the melting chamber in afterburning.

С целью снижения возможности переокисления шлакового расплава, направляемого из плавильной в восстановительную камеру, согласно различным предложенным вариантам конструкции, газоход расположен на своде и примыкает к торцевой стене шахты печи, удаленной от восстановительной камеры, или расположен на торцевой стене шахты печи, удаленной от восстановительной камеры.In order to reduce the possibility of reoxidizing the slag melt sent from the smelter to the reduction chamber, according to various design options, the gas duct is located on the arch and adjacent to the end wall of the furnace shaft remote from the recovery chamber, or is located on the end wall of the furnace shaft remote from the recovery chamber .

При осуществлении предлагаемого способа на стадии плавления рудных материалов за счет сжигания топлива при количестве кислорода в дутье, подаваемом в расплав, в соотношении 0,9-1,2 от теоретически необходимого для окисления углеводородов топлива до CO2 и H2O и мощности перемешивания расплава кислородсодержащим дутьем 500-1500 м3 в час на 1 м3 шлакового расплава происходит полное сжигание топлива с максимальным тепловыделением в расплаве. Коэффициент расхода кислорода выбирается в зависимости от состава сырья и топлива. Компоненты сырья и топлива, за исключением переходящих при сжигании топлива в расплаве в отходящие газы, полностью переходят в шлаковый расплав. Образования металлсодержащего расплава (ферроникеля, чугуна или штейна) на этой стадии не происходит. Однако выделение тепла по реакциям окисления горючих компонентов топлива, например,When implementing the proposed method at the stage of melting ore materials by burning fuel with the amount of oxygen in the blast supplied to the melt, in the ratio of 0.9-1.2 from theoretically necessary for the oxidation of fuel hydrocarbons to CO 2 and H 2 O and melt mixing power with an oxygen-containing blast of 500-1500 m 3 per hour per 1 m 3 of slag melt, complete combustion of fuel occurs with maximum heat release in the melt. The oxygen consumption coefficient is selected depending on the composition of the feedstock and fuel. Components of raw materials and fuels, with the exception of those passing during the combustion of fuel in the melt into the exhaust gases, are completely transferred to the slag melt. The formation of a metal-containing melt (ferronickel, cast iron or matte) does not occur at this stage. However, heat generation from oxidation reactions of combustible fuel components, for example,

Figure 00000001
Figure 00000001

Figure 00000002
Figure 00000002

в сочетании с энергичным барботажным перемешиванием ванны расплава [500-1500 м3/(м3·ч)] обеспечивает интенсивное плавление компонентов шихты и растворение ее тугоплавких составляющих с образованием шлака. Тепло реакций 1 и 2 аккумулируется шлаковым расплавом, непрерывно перетекающим на дальнейшее восстановление. При этом тепловыделение по реакции (1) почти в 3 раза превышает тепловыделение по реакцииin combination with vigorous bubbler mixing of the melt bath [500-1500 m 3 / (m 3 · h)] provides intensive melting of the charge components and dissolution of its refractory components with the formation of slag. The heat of reactions 1 and 2 is accumulated by the slag melt, continuously flowing to further recovery. Moreover, the heat release by reaction (1) is almost 3 times higher than the heat release by reaction

Figure 00000003
Figure 00000003

характеризующей условия восстановления металлического железа.characterizing the conditions for the reduction of metallic iron.

На стадии плавления не происходит окисления или восстановления железа, никеля и кобальта, содержащихся в исходном сырье в виде оксидов.At the melting stage, there is no oxidation or reduction of iron, nickel and cobalt contained in the feedstock in the form of oxides.

Восстановление железа, никеля и кобальта из жидкого шлака требует значительно меньших затрат тепла, и процесс в целом становится менее энергоемким.The reduction of iron, nickel and cobalt from liquid slag requires significantly lower heat consumption, and the process as a whole becomes less energy intensive.

Тем не менее, восстановление шлака ведется при образовании отходящих газов с высоким содержанием горючих компонентов, так как при этом протекают реакцииNevertheless, slag recovery is carried out during the formation of exhaust gases with a high content of combustible components, since this leads to reactions

Figure 00000004
Figure 00000004

Figure 00000005
Figure 00000005

Figure 00000006
Figure 00000006

Figure 00000007
и др.
Figure 00000007
and etc.

Использование теплотворной способности этих газов за счет осуществления дожигания СО, образующегося по реакции (3), позволяет значительно снизить энергозатраты на стадии плавления и, следовательно, на процесс в целом. Одновременно, за счет снижения удельного расхода топлива и кислородсодержащего дутья на стадии плавления при тех же затратах топлива и кислородсодержащего дутья, подаваемого в расплав, повышается производительность печи и снижается количество отходящих газов, а следовательно, и эксплуатационные затраты на стадии плавления и процессе в целом. Встречным потоком отходящих газов из восстановительной камеры предотвращается переокисление шлакового расплава, передаваемого на восстановление, и повышается скорость, а следовательно, и удельная производительность последующей стадии восстановления.The use of the calorific value of these gases due to the afterburning of CO formed by reaction (3) can significantly reduce energy consumption at the melting stage and, therefore, the process as a whole. At the same time, by reducing the specific consumption of fuel and oxygen-containing blast during the melting stage at the same costs of fuel and oxygen-containing blast supplied to the melt, the furnace productivity increases and the amount of exhaust gases decreases, and, consequently, the operating costs of the melting stage and the process as a whole. By the opposite flow of exhaust gases from the reduction chamber, the oxidation of the slag melt transferred to the reduction is prevented, and the speed and, consequently, the specific productivity of the subsequent reduction stage are increased.

Предлагаемая конструкция печи (фиг.1) включает кессонированную шахту, содержащую плавильную 1 и восстановительную 2 камеры, разделенные перегородкой 3 и имеющие футерованный горн 4 с единой ступенчатой по камерам подиной. Расстояние от фурм нижнего ряда 5 плавильной камеры до подины составляет 5-30 калибров фурм, что позволяет избежать образования переохлажденного слоя шлакового расплава под фурмами (верхний предел) и размывания футерованной подины (нижний предел), а до фурм верхнего ряда 6 составляет 30-80 калибров, благодаря чему удается достичь максимальной передачи тепла от сгорания горючих компонентов отходящих газов шлаковому расплаву (нижний предел) без излишнего увеличения геометрических размеров печи (верхний предел). Расположение фурм восстановительной камеры ниже верхнего уровня вертикальной перегородки на 40-85 калибров фурм ниже позволяет избежать обратного «переброса» расплава из восстановительной камеры в окислительную (нижний предел) без излишнего увеличения размеров печи (верхний предел). На своде 7 плавильной камеры расположены загрузочные устройства 8 для подачи шихты и твердого топлива, а на своде восстановительной камеры - загрузочные устройства 9 для подачи восстановителя и, при необходимости, сульфидизатора.The proposed design of the furnace (figure 1) includes a coffered shaft containing a melting 1 and reduction 2 chambers, separated by a partition 3 and having a lined hearth 4 with a single step along the chambers of the hearth. The distance from the tuyeres of the lower row 5 of the melting chamber to the bottom is 5-30 caliber tuyeres, which avoids the formation of a supercooled layer of slag melt under the tuyeres (upper limit) and erosion of the lined hearth (lower limit), and the tuyeres of the upper row 6 are 30-80 calibers, due to which it is possible to achieve maximum heat transfer from the combustion of combustible components of the exhaust gases to the slag melt (lower limit) without unnecessarily increasing the geometric dimensions of the furnace (upper limit). The location of the tuyeres of the reduction chamber below the upper level of the vertical partition 40-85 calibres of tuyeres below allows avoiding the reverse "transfer" of the melt from the reduction chamber to the oxidizing chamber (lower limit) without unnecessarily increasing the size of the furnace (upper limit). On the vault 7 of the melting chamber are loading devices 8 for feeding the charge and solid fuel, and on the vault of the reducing chamber, loading devices 9 for supplying the reducing agent and, if necessary, sulfidizing agent.

Фурмы верхнего ряда плавильной камеры могут быть расположены под углом 3-30° к горизонтальной плоскости фурм, что позволяет направить факел сгорания горючих газов на ванну шлака и максимально перекрыть всю поверхность шлаковой ванны плавильной камеры.The tuyeres of the upper row of the melting chamber can be located at an angle of 3-30 ° to the horizontal plane of the tuyeres, which makes it possible to direct the torch of combustion of combustible gases onto the slag bath and to cover as much as possible the entire surface of the slag bath of the melting chamber.

Для избежания «проскока» потока горючих газов под сводом печи в газоход плавильной камеры на своде плавильной камеры могут быть установлены вертикальные фурмы 10 для дожигания.In order to avoid a “leakage” of the flow of combustible gases under the furnace roof, vertical tuyeres 10 for afterburning can be installed in the duct of the melting chamber on the roof of the melting chamber.

Выпуск расплава из восстановительной камеры осуществляют через шлаковый сифон 11 и шпур 12 для металлсодержащего расплава.The melt is released from the reduction chamber through a slag siphon 11 and a hole 12 for a metal-containing melt.

Выпуск газообразных и пылевидных продуктов после дожигания проводят через газоход 13, расположенный на своде плавильной камеры выше фурм верхнего ряда в удаленном от восстановительной камеры конце свода плавильной камеры.The release of gaseous and dusty products after afterburning is carried out through a gas duct 13 located on the arch of the melting chamber above the tuyeres of the upper row at the end of the arch of the melting chamber remote from the recovery chamber.

По варианту конструкции (фиг.2) газоход может примыкать к торцевой стене плавильной камеры или (фиг.3) располагаться на ней.According to a design variant (FIG. 2), the flue can be adjacent to the end wall of the melting chamber or (FIG. 3) located on it.

При осуществлении предложенного способа загрузку окисленных рудных материалов, флюсов, топлива проводят непрерывно через загрузочные устройства печи Ванюкова на поверхность ванны шлакового расплава, в который через фурмы нижнего ряда плавильной камеры непрерывно подают кислородсодержащее дутье. В ванне шлакового расплава происходит нагрев компонентов загружаемых окисленных материалов, плавление и растворение тугоплавких составляющих с формированием шлакового расплава. Количество подаваемого кислородсодержащего дутья и топлива, а также их соотношение и содержание кислорода в дутье выбирается таким, чтобы обеспечить достаточное для переработки сырья тепловыделение при горении топлива, активное перемешивание расплава дутьем и продуктами сжигания топлива. Мощность перемешивания (количество подаваемого кислородсодержащего дутья (м3) на 1 м3 расплава в час) в плавильной камере печи выбирается такой, чтобы достигалось достаточно эффективное перемешивание и формирование шлакового расплава (нижний предел - [500 (м3·ч)/м3]), но не происходило слишком сильного его разбрызгивания с зарастанием свода печи и требующего увеличения геометрических размеров печи (верхний предел - [1500 (м3·ч)/м3]).In the implementation of the proposed method, the loading of oxidized ore materials, fluxes, fuel is carried out continuously through the loading devices of the Vanyukov furnace to the surface of the slag melt bath, into which oxygen-containing blast is continuously fed through the tuyeres of the lower row of the melting chamber. In the bath of slag melt, the components of the charged oxidized materials are heated, the refractory components melt and dissolve with the formation of the slag melt. The amount of oxygen-containing blast and fuel supplied, as well as their ratio and oxygen content in the blast is selected so as to provide sufficient heat generation for the processing of the raw materials during fuel combustion, active mixing of the melt by blast and fuel combustion products. The mixing power (the amount of oxygen-containing blast supplied (m 3 ) per 1 m 3 of melt per hour) in the melting chamber of the furnace is selected so that sufficiently effective mixing and formation of slag melt is achieved (lower limit - [500 (m 3 · h) / m 3 ]), but it did not spray too much with overgrowing of the roof of the furnace and requiring an increase in the geometric dimensions of the furnace (the upper limit is [1500 (m 3 · h) / m 3 ]).

Расплавленный материал над верхним краем вертикальной перегородки перетекает в восстановительную камеру.The molten material above the upper edge of the vertical partition flows into the reduction chamber.

В восстановительной камере происходит восстановление оксидов цветных металлов и железа по реакциям (4-7) с образованием металлсодержащего расплава, например ферроникеля или чугуна, легированного никелем и кобальтом в случае присутствия этих металлов в исходном сырье. Для этого на поверхность расплава загружают восстановитель. Газообразное топливо, которое может частично служить восстановителем, подают в расплав через фурмы вместе с кислородсодержащим дутьем. Соотношением количеств кислорода в кислородсодержащем дутье и топлива создают необходимые в том или ином варианте технологии восстановительные условия.In the reduction chamber, non-ferrous metal and iron oxides are reduced by reactions (4-7) with the formation of a metal-containing melt, for example, ferronickel or cast iron alloyed with nickel and cobalt in the presence of these metals in the feedstock. For this, a reducing agent is loaded onto the surface of the melt. Gaseous fuel, which can partially serve as a reducing agent, is supplied to the melt through tuyeres together with oxygen-containing blast. The ratio of the amounts of oxygen in the oxygen-containing blast and fuel creates the necessary reducing conditions in a particular technology variant.

При необходимости извлечения кобальта из исходного сырья процесс ведут с получением металлизированного штейна с извлечением в него никеля и кобальта и получением металлического кобальта и никеля в последующем металлургическом производстве известными способами. В этом случае вместе с восстановителем на поверхность расплава или в расплав подают сульфидизатор.If it is necessary to extract cobalt from the feedstock, the process is carried out to obtain a metallized matte with the extraction of nickel and cobalt into it and to obtain metallic cobalt and nickel in the subsequent metallurgical production by known methods. In this case, a sulfidizing agent is supplied to the melt surface or to the melt together with a reducing agent.

Полученный металлсодержащий расплав выпускают из восстановительной камеры через отверстие (шпур) периодически, а шлак непрерывно через шлаковый сифон.The obtained metal-containing melt is discharged from the reduction chamber through an opening (borehole) periodically, and the slag is continuously discharged through a slag siphon.

В случае переработки окисленных рудных материалов с достаточно высоким содержанием железа и получением чугуна может быть организован непрерывный выпуск чугуна через сифон.In the case of processing oxidized ore materials with a sufficiently high iron content and producing cast iron, continuous production of cast iron through a siphon can be arranged.

Мощность перемешивания (количество подаваемого кислородсодержащего дутья (м3) на 1 м3 расплава) в восстановительной камере печи выбирается такой, чтобы достигалось достаточно эффективное «вмешивание» восстановителя в расплав, необходимое для образования металлсодержащего расплава (нижний предел), но не происходило слишком сильного его разбрызгивания с перебросом расплава в плавильную камеру, требующего увеличения геометрических размеров печи (верхний предел).The mixing power (the amount of oxygen-containing blast supplied (m 3 ) per 1 m 3 of melt) in the reduction chamber of the furnace is selected so that a sufficiently effective “intervention” of the reducing agent in the melt is achieved, which is necessary for the formation of a metal-containing melt (lower limit), but not too strong its spraying with the transfer of the melt into the melting chamber, requiring an increase in the geometric dimensions of the furnace (upper limit).

Отходящие газы восстановительной стадии плавки удаляются из расплава и проходят противотоком над встречным потоком шлака, направляющегося из плавильной в восстановительную камеру. В плавильной камере в газы восстановительной стадии с высоким содержанием горючих компонентов подается кислородсодержащее дутье. За счет тепла экзотермических реакций горения горючих компонентов газов в факелах, направляемых на ванну шлака за счет ориентации фурм верхнего ряда плавильной камеры, происходит дополнительный нагрев шлаковой ванны в месте загрузки окисленных материалов и флюсов. Тем самым ускоряются процессы расплавления компонентов сырья, и снижается удельный расход топлива и кислородсодержащего дутья. Факелами вертикальных горелок полностью перекрывается газовый поток, и теплотворная способность отходящих газов восстановительной камеры максимально используется.Exhaust gases from the reduction smelting stage are removed from the melt and pass countercurrently over the oncoming slag stream, which is sent from the smelter to the reduction chamber. In the melting chamber, oxygen-containing blast is supplied to the gases of the reduction stage with a high content of combustible components. Due to the heat of the exothermic combustion reactions of the combustible gas components in the flares directed to the slag bath due to the orientation of the tuyeres of the upper row of the melting chamber, additional heating of the slag bath occurs at the site of loading of oxidized materials and fluxes. Thus, the processes of melting of the components of the raw materials are accelerated, and the specific consumption of fuel and oxygen-containing blast is reduced. The torches of the vertical burners completely shut off the gas flow, and the calorific value of the exhaust gases of the reduction chamber is maximally used.

Отходящие газы направляют на охлаждение с утилизацией тепла, например, в теплоэнергетическую установку с производством электроэнергии, возможно использование их тепла для сушки и подогрева окисленных рудных материалов перед их подачей на плавку. После охлаждения газы окончательно очищают от пыли, которую возвращают на плавку в плавильную камеру печи.Waste gases are sent for cooling with heat recovery, for example, in a heat power plant with electric power production; it is possible to use their heat for drying and heating oxidized ore materials before they are sent for melting. After cooling, the gases are finally cleaned of dust, which is returned to the smelting chamber of the furnace for melting.

В случае получения штейна с использованием сульфидизатора в газы восстановительной камеры переходит часть серы, не прореагировавшей с металлами. После окисления горючих компонентов газов восстановительной камеры сера, содержащаяся в газах в основном в виде сернистого ангидрида, может быть уловлена с использованием кальцийсодержащего реагента сухим или мокрым способом. Полученный серосодержащий продукт может быть использован в качестве сульфидизатора на восстановительной стадии. Это позволяет снизить выбросы серы с отходящими газами, но и достичь минимального расхода сульфидизатора.In the case of matte using a sulfidizer, part of the sulfur that has not reacted with the metals is transferred to the gases of the reduction chamber. After oxidizing the combustible components of the gases of the reduction chamber, the sulfur contained in the gases mainly in the form of sulfur dioxide can be trapped using a calcium-containing reagent in a dry or wet way. The obtained sulfur-containing product can be used as a sulfidizing agent in the reduction stage. This allows you to reduce sulfur emissions from exhaust gases, but also to achieve a minimum consumption of sulfidization.

Для практической реализации предложенного способа в печи Ванюкова газоход для совместного удаления газов плавильной и восстановительной камер располагают в удаленном от восстановительной камеры конце свода плавильной камеры выше фурм верхнего ряда плавильной камеры, подину плавильной камеры выполняют на 5-30 калибров фурмы нижнего ряда ниже горизонтальной плоскости фурм нижнего ряда, горизонтальную плоскость фурм верхнего ряда располагают на расстоянии 30-80 калибров фурм нижнего ряда выше фурм нижнего ряда, горизонтальную плоскость фурм восстановительной камеры располагают ниже верхнего уровня вертикальной перегородки между плавильной и восстановительной камерами на 40-85 калибров фурм восстановительной камеры.For the practical implementation of the proposed method in a Vanyukov’s furnace, a gas duct for joint removal of gases from the melting and reduction chambers is located at the end of the vault of the melting chamber remote from the recovery chamber above the tuyeres of the upper row of the melting chamber, the bottom of the melting chamber is 5-30 calibres of the tuyeres of the lower row below the horizontal plane of the tuyeres the lower row, the horizontal plane of the tuyeres of the upper row is located at a distance of 30-80 calibres of tuyeres of the lower row above the tuyeres of the lower row, the horizontal plane f Urm recovery chamber is located below the upper level of the vertical partition between the melting and recovery chambers for 40-85 caliber tuyeres of the recovery chamber.

Такая конструкция печи позволяет организовать дожигание горючих компонентов газов, поступающих из восстановительной камеры в плавильной камере, где тепло реакций горения горючих компонентов технологических газов дополнительно используется для подогрева расплава и плавления загружаемых шихтовых материалов. В то же время не происходит переокисления расплава, поступающего в восстановительную камеру.This design of the furnace allows you to organize the afterburning of the combustible components of the gases coming from the recovery chamber in the melting chamber, where the heat of the combustion reactions of the combustible components of the process gases is additionally used to heat the melt and melt the charged charge materials. At the same time, there is no reoxidation of the melt entering the reduction chamber.

Благодаря принятому расположению фурм нижнего ряда плавильной камеры относительно подины весь объем расплава в ней подвергается интенсивному барботажу дутьем, а сама подина защищена от разрушения. Это позволяет ускорить процесс формирования шлака и не допустить застывания расплава в плавильной камере ниже уровня фурм.Due to the accepted arrangement of the tuyeres of the lower row of the melting chamber relative to the hearth, the entire volume of the melt in it is subjected to intensive sparging with blast, and the hearth itself is protected from destruction. This allows you to speed up the process of slag formation and to prevent solidification of the melt in the melting chamber below the level of the tuyeres.

Фурмы верхнего ряда плавильной камеры располагаются достаточно близко к поверхности расплава, чтобы тепло от дожигания передавалось расплаву, но не происходило набрасывания расплава на стены печи, а с другой стороны, чтобы высота печи не была чрезмерно большой.The tuyeres of the upper row of the melting chamber are located close enough to the surface of the melt so that heat from the afterburning is transferred to the melt, but the melt does not spill onto the walls of the furnace, and on the other hand, so that the height of the furnace is not excessively large.

Расположение фурм восстановительной камеры относительно верхнего края перегородки позволяет избежать «переброса» расплава из восстановительной камеры в плавильную, что приводит к снижению производительности печи. В то же время удается избежать избыточного увеличения высоты восстановительной камеры и печи в целом.The location of the tuyeres of the reduction chamber relative to the upper edge of the partition allows avoiding the "transfer" of the melt from the reduction chamber to the melting chamber, which leads to a decrease in furnace productivity. At the same time, an excessive increase in the height of the reduction chamber and the furnace as a whole is avoided.

Расположение фурм верхнего ряда плавильной камеры под углом 3-30° к горизонтальной плоскости позволяет направить поток тепла сжигаемых газов на ванну расплава. Благодаря этому повышается степень использования тепла.The location of the tuyeres of the upper row of the melting chamber at an angle of 3-30 ° to the horizontal plane allows you to direct the heat flow of the combusted gases to the molten bath. This increases the degree of heat utilization.

Чтобы не допустить «проскока» горючих компонентов газов восстановительной камеры под сводом печи в своде плавильной камеры могут быть дополнительно установлены фурмы для подачи кислородсодержащего дутья, факел от сжигания горючих компонентов направлен при этом на ванну печи.In order to prevent the “combustible” components from passing through the furnace chamber under the roof of the furnace, tuyeres can be additionally installed for supplying oxygen-containing blast; the torch from burning of combustible components is directed to the furnace bath.

Газоход печи, находящийся в плавильной камере, с целью максимального его удаления от восстановительной камеры может примыкать к торцевой стене плавильной камеры печи Ванюкова, удаленной от восстановительной камеры, либо располагаться в ее верхней части. В последнем случае необходимо, чтобы высота расположения газохода была достаточной для того, чтобы предотвратить попадание в него брызг расплава.The furnace gas duct located in the melting chamber, in order to maximize its removal from the reduction chamber, can adjoin the end wall of the melting chamber of the Vanyukov furnace remote from the reduction chamber, or can be located in its upper part. In the latter case, it is necessary that the height of the gas duct is sufficient to prevent melt spray from entering it.

Основные показатели практического осуществленияKey Performance Indicators

1. В печи Ванюкова с площадью сечения плавильной камеры в области фурм нижнего ряда 18 м2 и площадью сечения восстановительной камеры в области фурм нижнего ряда 20,4 м2 перерабатывалась окисленная никелевая руда с содержанием железа 16,1%, никеля 2% и кобальта 0,07%. Руда подвергалась предварительной прокалке до температуры 850°С отходящими газами печи Ванюкова с единым газоходом, примыкающим к своду плавильной камеры. В качестве топлива и восстановителя использовался уголь. В качестве флюса - известняк. В качестве сульфидизатора использовали элементарную серу, пирит, пирротин, газообразную серу, а также гипс, который частично заменял флюс. В ходе работы варьировали значение коэффициента расхода кислорода, подаваемого в плавильной камере в расплав и над расплавом от теоретически необходимого для окисления топлива и отходящих газов в заявляемых пределах параметров, а также интенсивность дутья, подаваемого в расплав. В восстановительной зоне варьировали соотношение количества кислорода, подаваемого в расплав к необходимому для окисления углеводородов восстановителя в пределах согласно заявляемому способу. Получен штейн с содержанием никеля 15% и кобальта 0,43%, содержание никеля в отвальном шлаке после восстановления составило 0,15%, кобальта 0,017%. Извлечение никеля в штейн 93,1%, кобальта 77,1%. В ходе работы газы стадии восстановления дожигали над расплавом стадии плавления, что позволило снизить расход угля на 12% по сравнению с вариантом с раздельным удалением на очистку газов плавильной и восстановительной камер.1. In the Vanyukov furnace with a cross-sectional area of the melting chamber in the region of the tuyeres of the lower row of 18 m 2 and a cross-sectional area of the reduction chamber in the region of the tuyeres of the lower row of 20.4 m 2, oxidized nickel ore was processed with the content of iron 16.1%, nickel 2% and cobalt 0.07%. The ore was preliminarily calcined to a temperature of 850 ° C with the exhaust gases of the Vanyukov furnace with a single gas duct adjacent to the roof of the melting chamber. Coal was used as fuel and reducing agent. As a flux, limestone. Elemental sulfur, pyrite, pyrrhotite, gaseous sulfur, and also gypsum, which partially replaced flux, were used as a sulfidizing agent. In the course of the work, the value of the coefficient of oxygen consumption supplied in the melting chamber to the melt and above the melt was varied from the theoretically necessary for the oxidation of fuel and exhaust gases within the declared parameters, as well as the intensity of the blast supplied to the melt. In the recovery zone, the ratio of the amount of oxygen supplied to the melt to the necessary for the oxidation of hydrocarbon reducing agent was varied within the limits according to the claimed method. The matte was obtained with a nickel content of 15% and 0.43% cobalt, the nickel content in the dump slag after reduction was 0.15%, and cobalt 0.017%. Extraction of nickel in matte 93.1%, cobalt 77.1%. During operation, the gases of the reduction stage were burned over the melt of the melting stage, which made it possible to reduce coal consumption by 12% compared to the option with separate removal of the melting and reduction chambers for gas treatment.

2. В печи Ванюкова описанной выше конструкции проводили плавку окисленной никелевой руды с получением ферроникеля, содержащего 20% никеля и 0,65% кобальта. В этом случае извлечение никеля и кобальта в ферроникель составило 95,2 и 85% соответственно. В восстановительной зоне варьировали соотношение количества кислорода, подаваемого в расплав к необходимому для окисления углеводородов восстановителя в пределах согласно заявляемому способу.2. In the Vanyukov furnace of the design described above, oxidized nickel ore was smelted to obtain ferronickel containing 20% nickel and 0.65% cobalt. In this case, the extraction of nickel and cobalt in ferronickel was 95.2 and 85%, respectively. In the recovery zone, the ratio of the amount of oxygen supplied to the melt to the necessary for the oxidation of hydrocarbon reducing agent was varied within the limits according to the claimed method.

3. В печи Ванюкова описанной выше конструкции проводили плавку окисленной никелевой руды с глубоким восстановлением шлака и получением высоконикелистого чугуна, легированного кобальтом. Содержание железа в конечном шлаке составило 3%, никеля 0,04%, кобальта 0,005%. Содержание никеля в сплаве (чугуне) 12%, кобальта 0,40. Извлечение никеля и кобальта в сплав составило 97,7% и 88% соответственно. В восстановительной зоне варьировали соотношение количества кислорода, подаваемого в расплав к необходимому для окисления углеводородов восстановителя в пределах согласно заявляемому способу.3. In the Vanyukov furnace of the design described above, oxidized nickel ore was smelted with a deep reduction of slag and obtaining high-nickel cobalt alloyed cast iron. The iron content in the final slag was 3%, nickel 0.04%, cobalt 0.005%. The nickel content in the alloy (cast iron) is 12%, and cobalt is 0.40. The extraction of nickel and cobalt in the alloy was 97.7% and 88%, respectively. In the recovery zone, the ratio of the amount of oxygen supplied to the melt to the necessary for the oxidation of hydrocarbon reducing agent was varied within the limits according to the claimed method.

Claims (14)

1. Способ переработки окисленных рудных материалов, содержащих железо, никель и кобальт, включающий стадию плавления при непрерывной загрузке в расплав окисленных рудных материалов, флюсов, топлива и при непрерывной подаче кислородсодержащего дутья в расплав и над поверхностью расплава с получением шлакового расплава, содержащего никель, железо и кобальт, пылевидных и газообразных продуктов стадии плавления, непрерывную передачу шлакового расплава стадии плавления на стадию восстановления, стадию восстановления шлакового расплава при непрерывной подаче восстановителя и кислородсодержащего дутья в расплав с получением металлсодержащего расплава, отвального по содержанию никеля и кобальта шлака, содержащих горючие компоненты пылевидных и газообразных продуктов стадии восстановления, дожигание горючих компонентов стадии восстановления кислородсодержащим дутьем, выпуск жидких продуктов стадии восстановления, удаление газообразных и пылевидных продуктов стадий плавления и восстановления, отличающийся тем, что передачу шлакового расплава со стадии плавления на стадию восстановления проводят в противоток движению над расплавом газообразных и пылевидных продуктов стадии восстановления на стадию плавления, дожигание горючих компонентов газообразных и пылевидных продуктов стадии восстановления проводят над расплавом стадии плавления, после дожигания газообразные и пылевидные продукты стадии восстановления и стадии плавления совместно охлаждают и очищают от пыли, уловленную пыль возвращают на стадию плавления, при этом количество кислорода в дутье, подаваемом в расплав на стадии плавления, составляет 0,9-1,2 от теоретически необходимого для окисления углеводородов топлива до CO2 и H2O, количество кислорода в дутье, подаваемом на дожигание газов над шлаковым расплавом стадии плавления, составляет 0,9-1,2 от теоретически необходимого для окисления компонентов отходящих газов до CO2 и H2O, количество кислородсодержащего дутья, подаваемого в расплав на плавильной стадии, составляет 500-1500 м3 в час/м3 шлакового расплава, количество кислородсодержащего дутья, подаваемого в расплав на восстановительной стадии, составляет 300-1000 м3 в час/м3 шлакового расплава.1. A method of processing oxidized ore materials containing iron, nickel and cobalt, comprising a melting step by continuously loading oxidized ore materials, fluxes, fuel into the melt and continuously supplying oxygen-containing blast to the melt and above the surface of the melt to produce a slag melt containing nickel, iron and cobalt, pulverized and gaseous products of the melting stage, the continuous transfer of slag melt to the melting stage to the reduction stage, the recovery stage of the slag melt and continuously supplying a reducing agent and oxygen-containing blast to the melt to produce a metal-containing melt, waste slag containing nickel and cobalt containing the combustible components of dusty and gaseous products of the reduction stage, afterburning of the combustible components of the reduction stage with oxygen-containing blasting, release of liquid products of the reduction stage, removal of gaseous and dusts products of the melting and reduction stages, characterized in that the transfer of slag melt from the melting stage to the reduction stage is carried out in countercurrent to the movement of the gaseous and dust-like products of the reduction stage over the melt to the melting stage, the combustion of the combustible components of the gaseous and dust-like products of the reduction stage is performed on the melt of the melting stage, after the afterburning, the gaseous and dust-like products of the reduction stage and the melting stage are jointly cooled and cleaned of dust , the captured dust is returned to the melting stage, while the amount of oxygen in the blast supplied to the melt in the melting stage, s 0.9-1.2 stavlyaet the theoretically required for fuel oxidation of hydrocarbons to CO 2 and H 2 O, the amount of oxygen in the air blast supplied to the post-combustion gases above the molten slag melting stage amounts to 0.9-1.2 by the theoretically required for oxidation of the exhaust gas components to CO 2 and H 2 O, the amount of oxygen-containing blast supplied to the melt at the melting stage is 500-1500 m 3 per hour / m 3 of slag melt, the amount of oxygen-containing blast supplied to the melt at the reduction stage is 300 -1000 m 3 per hour / m 3 sl ak melt. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что стадию восстановления ведут с получением ферроникеля, и количество кислорода в дутье, подаваемом в расплав на стадию восстановления, составляет 0,15-0,60 от теоретически необходимого для окисления углеводородов восстановителя до CO2 и H2O.2. The method according to claim 1, characterized in that the reduction stage is carried out to obtain ferronickel, and the amount of oxygen in the blast supplied to the melt at the reduction stage is 0.15-0.60 from the reducing agent theoretically necessary for the oxidation of hydrocarbons to CO 2 and H 2 O. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что стадию восстановления ведут с получением чугуна, легированного никелем и кобальтом, количество кислорода в дутье, подаваемом в расплав на стадию восстановления, составляет 0,15-0,2 от теоретически необходимого для окисления углеводородов восстановителя до CO2 и H2O.3. The method according to claim 1, characterized in that the reduction stage is carried out to obtain cast iron alloyed with nickel and cobalt, the amount of oxygen in the blast supplied to the melt at the reduction stage is 0.15-0.2 from theoretically necessary for the oxidation of hydrocarbons reducing agent to CO 2 and H 2 O. 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что стадию восстановления ведут при подаче сульфидизатора с получением штейна, содержащего никель и кобальт, и количество кислорода в дутье, подаваемом в расплав на стадию восстановления, составляет 0,30-0,60 от теоретически необходимого для окисления углеводородов восстановителя до CO2 и H2O.4. The method according to claim 1, characterized in that the reduction stage is carried out by supplying a sulfidizing agent to obtain a matte containing nickel and cobalt, and the amount of oxygen in the blast supplied to the melt at the reduction stage is 0.30-0.60 theoretical necessary for the oxidation of hydrocarbon reducing agent to CO 2 and H 2 O. 5. Способ по п.4, отличающийся тем, что в качестве сульфидизатора используют пирит.5. The method according to claim 4, characterized in that pyrite is used as a sulfidizing agent. 6. Способ по п.4, отличающийся тем, что в качестве сульфидизатора используют пирротин.6. The method according to claim 4, characterized in that pyrrhotite is used as a sulfidizing agent. 7. Способ по п.4, отличающийся тем, что в качестве сульфидизатора используют гипс.7. The method according to claim 4, characterized in that gypsum is used as a sulfidizing agent. 8. Способ по п.4, отличающийся тем, что в качестве сульфидизатора используют элементарную серу.8. The method according to claim 4, characterized in that elemental sulfur is used as a sulfidizing agent. 9. Способ по п.4, отличающийся тем, что в качестве сульфидизатора используют газообразные продукты, содержащие серу, с их подачей в расплав.9. The method according to claim 4, characterized in that as a sulfidizing agent use gaseous products containing sulfur, with their supply to the melt. 10. Способ по п.1 или 4, отличающийся тем, что газы после дожигания очищают от соединений серы с использованием кальцийсодержащего реагента, а полученный продукт используют в качестве сульфидизатора на стадии восстановления.10. The method according to claim 1 or 4, characterized in that the gases after afterburning are purified from sulfur compounds using a calcium-containing reagent, and the resulting product is used as a sulfidizing agent in the reduction stage. 11. Печь Ванюкова для плавки окисленных рудных материалов, содержащих никель, кобальт и железо, содержащая каркас, кессонированную шахту, разделенную герметично закрепленной на подине вертикальной перегородкой на плавильную и восстановительную камеры, футерованный внутренний горн с единой ступенчатой по камерам подиной, кессонированный свод, загрузочные устройства, фурмы верхнего и нижнего ряда для подачи кислородсодержащего дутья в верхнюю и нижнюю часть шахты, сифон с переточным каналом и отверстиями для выпуска шлака и металлсодержащего расплава, газоход, отличающаяся тем, что газоход для совместного удаления газов плавильной и восстановительной камер размещен в удаленном от восстановительной камеры конце свода плавильной камеры выше фурм верхнего ряда плавильной камеры, подина плавильной камеры выполнена на 5-30 калибров фурм нижнего ряда ниже горизонтальной плоскости размещения фурм нижнего ряда, горизонтальная плоскость установки фурм верхнего ряда размещена на расстоянии 30-80 калибров фурм нижнего ряда выше фурм нижнего ряда, горизонтальная плоскость установки фурм нижнего ряда восстановительной камеры размещена ниже верхнего края вертикальной перегородки между плавильной и восстановительной камерами на 40-85 калибров фурм восстановительной камеры.11. Vanyukov’s furnace for smelting oxidized ore materials containing nickel, cobalt and iron, containing a framework, a coffered shaft, separated by a vertical partition hermetically fixed on the bottom into a smelting and reduction chamber, a lined inner hearth with a single step-like chambers along the chambers, a coffered arch, loading devices, tuyeres of the upper and lower rows for supplying oxygen-containing blast to the upper and lower parts of the mine, siphon with a transfer channel and holes for the release of slag and metal-containing a flue, characterized in that the flue for the joint removal of gases from the melting and reducing chambers is located at the end of the vault of the melting chamber remote from the reducing chamber above the tuyeres of the upper row of the melting chamber, the hearth of the melting chamber is 5-30 calibres of tuyeres of the lower row below the horizontal plane placement of the tuyeres of the lower row, the horizontal plane of the installation of tuyeres of the upper row is placed at a distance of 30-80 calibres of tuyeres of the lower row above the tuyeres of the lower row, the horizontal plane is set ki lower row of tuyeres reduction chamber located below the upper end of the vertical partitions between the smelting and reduction chambers at 40-85 caliber tuyeres reducing chamber. 12. Печь Ванюкова по п.11, отличающаяся тем, что фурмы верхнего ряда установлены под углом 3-30° к горизонтальной плоскости.12. The Vanyukov furnace according to claim 11, characterized in that the tuyeres of the upper row are installed at an angle of 3-30 ° to the horizontal plane. 13. Печь Ванюкова по п.11, отличающаяся тем, что в своде дополнительно установлены фурмы для подачи кислородсодержащего дутья.13. The Vanyukov furnace according to claim 11, characterized in that tuyeres for supplying oxygen-containing blast are additionally installed in the vault. 14. Печь Ванюкова по п.11, отличающаяся тем, что газоход размещен в своде плавильной камеры и примыкает к удаленной от восстановительной камеры торцевой стене шахты печи. 14. The Vanyukov furnace according to claim 11, characterized in that the gas duct is located in the vault of the melting chamber and is adjacent to the end wall of the furnace shaft remote from the recovery chamber.
RU2011112076/02A 2011-03-31 2011-03-31 Method and device to process oxidised ore materials containing iron, nickel and cobalt RU2463368C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011112076/02A RU2463368C2 (en) 2011-03-31 2011-03-31 Method and device to process oxidised ore materials containing iron, nickel and cobalt

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011112076/02A RU2463368C2 (en) 2011-03-31 2011-03-31 Method and device to process oxidised ore materials containing iron, nickel and cobalt

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2011112076A RU2011112076A (en) 2011-06-27
RU2463368C2 true RU2463368C2 (en) 2012-10-10

Family

ID=44738889

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2011112076/02A RU2463368C2 (en) 2011-03-31 2011-03-31 Method and device to process oxidised ore materials containing iron, nickel and cobalt

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2463368C2 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2541239C1 (en) * 2013-07-30 2015-02-10 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Processing method of iron-containing materials in two-zone furnace
RU2827774C1 (en) * 2023-04-10 2024-10-01 Общество с ограниченной ответственностью "НОРД Инжиниринг" Method of depletion of metallurgical slags containing non-ferrous metals

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1782099A1 (en) * 1990-06-15 1996-08-10 Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов Sulfide polymetallic material melting unit
RU2242687C1 (en) * 2003-04-22 2004-12-20 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-экологическое предприятие ЭКОСИ" Furnace for continuous heat of materials containing non-ferrous and ferrous metals
RU2315934C1 (en) * 2006-04-27 2008-01-27 Открытое Акционерное Общество "Южно-Уральский никелевый комбинат" Furnace for processing oxidized ore materials containing nickel, cobalt, iron
WO2009099348A1 (en) * 2008-02-05 2009-08-13 Zufar Garifullinovich Salihov Furnace for smelting in a liquid bath materials containing non-ferrous and ferrous metals and refractory formations
WO2009145672A1 (en) * 2008-05-27 2009-12-03 Salihov Zufar Garifullinovich Method for making ferroalloys and a duplex furnace for carrying out said method

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1782099A1 (en) * 1990-06-15 1996-08-10 Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов Sulfide polymetallic material melting unit
RU2242687C1 (en) * 2003-04-22 2004-12-20 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-экологическое предприятие ЭКОСИ" Furnace for continuous heat of materials containing non-ferrous and ferrous metals
RU2315934C1 (en) * 2006-04-27 2008-01-27 Открытое Акционерное Общество "Южно-Уральский никелевый комбинат" Furnace for processing oxidized ore materials containing nickel, cobalt, iron
WO2009099348A1 (en) * 2008-02-05 2009-08-13 Zufar Garifullinovich Salihov Furnace for smelting in a liquid bath materials containing non-ferrous and ferrous metals and refractory formations
WO2009145672A1 (en) * 2008-05-27 2009-12-03 Salihov Zufar Garifullinovich Method for making ferroalloys and a duplex furnace for carrying out said method

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
ФЕДОРОВ А.Н. и др. Освоение процесса Ванюкова для переработки окисленных никелевых руд на Южно-Уральском никелевом комбинате. Цветные металлы, 2007, с.с.33-37. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2541239C1 (en) * 2013-07-30 2015-02-10 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Processing method of iron-containing materials in two-zone furnace
RU2827774C1 (en) * 2023-04-10 2024-10-01 Общество с ограниченной ответственностью "НОРД Инжиниринг" Method of depletion of metallurgical slags containing non-ferrous metals

Also Published As

Publication number Publication date
RU2011112076A (en) 2011-06-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101680054B (en) Method for the valorisation of zinc- and sulphate-rich residue
US7513929B2 (en) Operation of iron oxide recovery furnace for energy savings, volatile metal removal and slag control
FI66433B (en) SAETT ATT FRAMSTAELLA EN FOERREDUCERAD PRODUKT
AU2007204927B2 (en) Use of an induction furnace for the production of iron from ore
RU2682192C1 (en) Smelting method and device
FI66649B (en) FOER FARING FRAMSTAELLNING AV BLISTERKOPPAR
US4006010A (en) Production of blister copper directly from dead roasted-copper-iron concentrates using a shallow bed reactor
CA2387683C (en) Continuous nickel matte converter for production of low iron containing nickel-rich matte with improved cobalt recovery
RU2348881C2 (en) Liquid-phase furnace for smelting materials containing ferrous and nonferrous metals
CN103851640A (en) Method and equipment for treating process gas
RU2109077C1 (en) Method for treatment of zinc sulfide or other zinc-containing materials, method for partial oxidation of materials containing zinc oxide, zinc sulfide and iron sulfide, method for treatment of initial material containing zinc sulfide and iron sulfide
RU2463368C2 (en) Method and device to process oxidised ore materials containing iron, nickel and cobalt
WO2009114159A2 (en) Feed material compostion and handling in a channel induction furnace
RU2283359C1 (en) Method and device for processing raw lead material
RU2315934C1 (en) Furnace for processing oxidized ore materials containing nickel, cobalt, iron
RU2242687C1 (en) Furnace for continuous heat of materials containing non-ferrous and ferrous metals
RU2299911C1 (en) Device for smelting metals and alloys
RU2380633C1 (en) Duplex-furnace for smelting of manganese alloys from ferrimanganese bases and concentrates and anthropogenic wastes of metallurgy
Moosavi-Khoonsari et al. Technology selection for slag zinc fuming process
Simoni et al. Towards the Circularity of the EU Steel Industry: Modern Technologies for the Recycling of the Dusts and Recovery of Resources
RU2359188C2 (en) Assemble for reprocessing of powdered lead- and zinc-containing raw materials
CN103392013A (en) Method and apparatus for making liquid iron and steel
RU2548871C2 (en) Method for direct production of metals from materials containing iron oxides (versions) and device for implementing it
Siegmund Modern applied technologies for primary lead smelting at the beginning of the 21st century
RU2241931C2 (en) Autogenous calcinating-melting installation