RU2503724C2 - Method of titanium-magnetite ore processing - Google Patents

Method of titanium-magnetite ore processing Download PDF

Info

Publication number
RU2503724C2
RU2503724C2 RU2012115763/02A RU2012115763A RU2503724C2 RU 2503724 C2 RU2503724 C2 RU 2503724C2 RU 2012115763/02 A RU2012115763/02 A RU 2012115763/02A RU 2012115763 A RU2012115763 A RU 2012115763A RU 2503724 C2 RU2503724 C2 RU 2503724C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
melting chamber
slag
charge
melt
iron
Prior art date
Application number
RU2012115763/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2012115763A (en
Inventor
Анатолий Анатольевич Голубев
Юрий Александрович Гудим
Original Assignee
Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов"
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 Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" filed Critical Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов"
Priority to RU2012115763/02A priority Critical patent/RU2503724C2/en
Publication of RU2012115763A publication Critical patent/RU2012115763A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2503724C2 publication Critical patent/RU2503724C2/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: charge is heated by smelting furnace offgas with temperature of 1850-1900°C prior to loading into smelting furnace. Charge is loaded into smelting furnace at the rate of 0.5-1.5 t/h per 1 MW of heat power of fuel-oxygen furnace burners. Carbide reducing agent is loaded in amount of 20-21% of carbon of the mass of iron oxide in lumps on melt surface and is injected as powder in amount of 4-5% of carbon of the charge iron oxides into melt. After poll is completely filled, charge loading into smelting furnace is interrupted for 8-12 minutes to cure the melt at injecting carbide reducing agent therein. After curing, 50-70% of titaniferous slag and 60-75% of accumulated iron are poured out separately to resume charge loading.
EFFECT: higher efficiency, lower material and power costs.
5 cl, 1 dwg, 1 tbl

Description

Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано для эффективной переработки титаномагнетитовых руд сложного состава.The invention relates to the field of metallurgy and can be used for efficient processing of titanomagnetite ores of complex composition.

Объем производства чугуна и стали в мире непрерывно увеличивается. В связи с этим увеличивается и количество добываемых железных руд. В настоящее время уже ощущается дефицит качественной железной руды, как в нашей стране, так и за рубежом. В то же время известны, разведаны и почти не используются огромные по запасам месторождения титаномагнетитовых руд. К титаномагнетитовым рудам в общем случае относят не только чисто титаномагнетитовые, но и титаномагнетит-ильменитовые, ильменит-магнетитовые, ильменит-гематитовые. Для таких руд характерно наличие в их составе оксидов железа, оксидов титана и, часто, соединений ванадия. Применяемые технологии комплексной переработки железотитанистых руд определяются их химическим и минералогическим составами. Решающее значение имеет содержание в них TiO2. По содержанию TiO2 и отношению Fe/TiO2 железотитанистые руды и полученные из них концентраты делят на низкотитанистые (Fe/TiO2>8), железованадиевые (Fe/TiO2=2-8), и высокотитанистые (Fe/TiO2<2). [1]The production of pig iron and steel in the world is constantly increasing. In this regard, the amount of iron ore mined is also increasing. At present, there is already a shortage of high-quality iron ore, both in our country and abroad. At the same time, huge reserves of titanomagnetite ores are known, explored and almost never used. In the general case, titanomagnetite ores include not only purely titanomagnetite ores, but also titanomagnetite-ilmenite, ilmenite-magnetite, and ilmenite-hematite. Such ores are characterized by the presence in their composition of iron oxides, titanium oxides and, often, vanadium compounds. The applied technologies for the integrated processing of iron-titanium ores are determined by their chemical and mineralogical compositions. Crucial is the content of TiO 2 in them. According to the TiO 2 content and the Fe / TiO 2 ratio, the iron-titanium ores and the concentrates obtained from them are divided into low-titanium (Fe / TiO 2 > 8), iron-vanadium (Fe / TiO 2 = 2-8), and high-titanium (Fe / TiO 2 <2 ) [one]

Переработка титаномагнетитовых руд в доменных печах затруднена и часто невозможна из-за высокого содержания в них оксидов титана, приводящего к высокому содержанию оксидов титана в доменном шлаке и резкому увеличению вязкости таких шлаков. [2]Processing titanomagnetite ores in blast furnaces is difficult and often impossible due to the high content of titanium oxides in them, leading to a high content of titanium oxides in blast furnace slag and a sharp increase in the viscosity of such slags. [2]

Низкотемпературное разделение соединений железа и титана титаномагнетитовых руд неэффективно из-за тесного срастания магнетита и ильменита. Поэтому предлагают различные способы пирометаллургического разделения полезных компонентов титаномагнетитовых руд (Fe, Ti, V) [2-5]. В большинстве случаев предлагают перерабатывать титаномагнетитовые руды и продукты их обогащения двухстадийным или многостадийным процессом. Сначала производят рудные окатыши, затем осуществляют твердофазное восстановление железа при температуре не выше 1400°C. Металлизованные окатыши после этого предлагается проплавлять в дуговых электропечах и разделять загружаемую шихту на металлическую фазу (чугун, содержащий ванадий) и титанистый шлак с низким содержанием оксидов железа. Для реализации подобных технологических схем требуется иметь хотя бы два металлургических агрегата: печь для твердофазного восстановления железа и дуговую электропечь [2-5]. Общими недостатками таких способов переработки титаномагнетитов являются многостадийность процесса, необходимость использования не менее двух металлургических агрегатов, низкая производительность процесса.The low temperature separation of iron and titanium compounds of titanomagnetite ores is inefficient due to the close intergrowth of magnetite and ilmenite. Therefore, they propose various methods for pyrometallurgical separation of useful components of titanomagnetite ores (Fe, Ti, V) [2-5]. In most cases, they propose to process titanomagnetite ores and products of their enrichment in a two-stage or multi-stage process. First, ore pellets are produced, then solid-phase reduction of iron is carried out at a temperature not exceeding 1400 ° C. After that, metallized pellets are proposed to be smelted in electric arc furnaces and the charge to be separated into a metal phase (cast iron containing vanadium) and titanium slag with a low content of iron oxides. To implement such technological schemes, it is required to have at least two metallurgical units: a furnace for solid-phase reduction of iron and an electric arc furnace [2-5]. Common disadvantages of such methods for processing titanomagnetites are the multi-stage process, the need to use at least two metallurgical units, and low productivity of the process.

Известен способ переработки титаномагнетита [5], включающий формирование однородной по составу шихты, состоящей из титаномагнетита, углеродсодержащего восстановителя и связующего, гранулирование шихты, ее термическое восстановление с получением частично восстановленного продукта, состоящего из металлургической фракции, содержащей основную часть железа и шлаковой фракции, содержащей титан и остаточную часть железа, электроплавку с довосстановлением шлаковой фракции и разделением расплава на металлический и шлаковый компоненты, очистку металлического компонента от примесей с получением стали, измельчение шлакового компонента и его обогащение с получением титанового продукта (патент RU 2318899), выбранный заявителем в качестве ближайшего аналога.A known method of processing titanomagnetite [5], including the formation of a homogeneous mixture, consisting of titanomagnetite, a carbon-containing reducing agent and a binder, granulating the mixture, its thermal recovery to obtain a partially reduced product, consisting of a metallurgical fraction containing the main part of iron and slag fraction containing titanium and the remaining part of iron, electric melting with additional reduction of the slag fraction and separation of the melt into metal and slag components, eyes heel metal component from impurities to obtain a steel, slag component and grinding it to obtain a titanium enrichment product (Patent RU 2318899) selected by the applicant as the closest analogue.

В известном способе термическое восстановление завершают при температуре, обеспечивающей переход шлаковой фракции в вязкопластичное состояние, частично восстановленный продукт измельчают с отделением металлической фракции от шлаковой, при этом электроплавке подвергают только шлаковую фракцию с получением металлического компонента, содержащего остаточную часть железа, и шлакового компонента, после чего металлическую фракцию объединяют с полученным металлическим компонентом с образованием металлической смеси, которую и подвергают очистке от примесей.In the known method, the thermal recovery is completed at a temperature that ensures the transition of the slag fraction to a viscoplastic state, the partially reduced product is crushed to separate the metal fraction from the slag, and only the slag fraction is subjected to electric melting to obtain a metal component containing the residual iron and the slag component, after whereby the metal fraction is combined with the obtained metal component to form a metal mixture, which I subject purification from impurities.

Термическое восстановление завершают при температуре 1330-1400°C. Частично восстановленный продукт измельчают до размера частиц шлаковой фракции менее 0,2-0,25 мм, при этом от шлаковой фракции отделяют металлическую фракцию с размером частиц не менее 0,2-0,25 мм.Thermal recovery is completed at a temperature of 1330-1400 ° C. The partially reduced product is crushed to a particle size of the slag fraction of less than 0.2-0.25 mm, while a metal fraction with a particle size of not less than 0.2-0.25 mm is separated from the slag fraction.

Известный способ переработки титаномагнетита имеет следующие недостатки:The known method of processing titanomagnetite has the following disadvantages:

- необходимо два раза размалывать (измельчать) материалы: шихту исходную и шихту восстановленную;- it is necessary to grind (grind) materials two times: the initial charge and the restored charge;

- необходимо гранулировать размолотую исходную шихту;- it is necessary to granulate the crushed initial mixture;

- основной цикл процесса переработки титаномагнетитов осуществляют в двух металлургических агрегатах двухстадийным процессом: сначала твердофазное восстановление железа при пониженной температуре, затем высокотемпературное разделение восстановленного металла и титанистого шлака;- the main cycle of the titanomagnetite processing process is carried out in two metallurgical units by a two-stage process: first, solid-phase reduction of iron at a low temperature, then high-temperature separation of the reduced metal and titanium slag;

- твердофазное восстановление железа проводят при температуре, когда шихта переходит в вязкопластическое состояние, такой материал трудно размалывать;- solid-phase reduction of iron is carried out at a temperature when the mixture passes into a viscoplastic state, such a material is difficult to grind;

- разделение металлической и шлаковой фаз после размалывания восстановленной шихты - тяжелая и малоэффективная операция;- separation of the metal and slag phases after grinding the recovered charge is a difficult and ineffective operation;

- предлагаемый суммарный процесс переработки титаномагнетита малопроизводителен и не может обеспечить переработку большого количества руды;- the proposed total process for the processing of titanomagnetite is inefficient and cannot provide the processing of a large amount of ore;

- большие материальные и энергетические затраты на переработку титаномагнетита.- large material and energy costs for the processing of titanomagnetite.

Задачей предлагаемого способа переработки титаномагнетитовых руд является осуществление высокопроизводительного эффективного процесса переработки титаномагнетитовых руд при высоких технико-экономических показателях.The objective of the proposed method for processing titanomagnetite ores is the implementation of a high-performance efficient process for the processing of titanomagnetite ores at high technical and economic indicators.

Техническим результатом предлагаемого способа переработки титаномагнетитовых руд является:The technical result of the proposed method for processing titanomagnetite ores is:

- увеличение производительности процесса и снижение материальных и энергетических затрат на осуществление процесса путем переработки титаномагнетитов непрерывным одностадийным процессом в одном металлургическом агрегате;- increase in process productivity and reduction of material and energy costs for the implementation of the process by processing titanomagnetites by a continuous one-stage process in one metallurgical unit;

- снижение затрат за счет исключения малопроизводительных операций размола и гранулирования шихты;- cost reduction due to the exclusion of inefficient operations of grinding and granulation of the mixture;

- проплавление шихтовых материалов непрерывно на поверхности и в объеме жидкого шлакорудного расплава в плавильной камере, отапливаемой топливокислородными горелками;- fusion of charge materials continuously on the surface and in the volume of liquid slag ore melt in a melting chamber heated by fuel-oxygen burners;

- осуществление жидкофазного восстановления железа шихтовых материалов в плавильной камере.- the implementation of liquid-phase reduction of iron charge materials in the melting chamber.

Технический результат достигается тем, что в способе переработки титаномагнетитовых руд, включающем загрузку в гарнисажную плавильную камеру легкоплавких отходов черных металлов, их расплавление и нагрев расплава, загрузку шихты, содержащей титаномагнетитовую руду и флюс, и углеродистого восстановителя, проплавление шихты на поверхности и в объеме жидкого шлакорудного расплава,, восстановление железа и ванадия углеродистым восстановителем, раздельный слив чугуна и шлака из плавильной камеры, согласно изобретению, перед загрузкой в плавильную камеру шихту подогревают отходящими из плавильной камеры газами, имеющими температуру 1850-1900°C в подогревателе, герметично соединенным с плавильной камерой, монооксид углерода СО отходящих газов дожигают в подогревателе, вдувая в него нагретый в системе вторичного охлаждения плавильной камеры воздух с температурой 250-290°C, при этом шихту загружают в плавильную камеру со скоростью 0,5-1,5 тонны в час на 1 МВт тепловой мощности топливокислородных горелок, отапливающих плавильную камеру, углеродистый восстановитель загружают в количестве 20-21% углерода от массы оксидов железа шихты кусками на поверхность расплава и в количестве 4-5% углерода от массы оксидов железа шихты вдувают в виде порошка инжекторами в расплав, после наплавления полной ванны загрузку шихты в плавильную камеру прекращают на 8-12 минут, делают выдержку расплава, продолжая вводить углеродистый восстановитель в расплав инжекторами, закончив выдержку, сливают из плавильной камеры 50-70% титанистого шлака и 60-75% накопившегося чугуна, после этого возобновляют загрузку шихты.The technical result is achieved in that in a method for processing titanomagnetite ores, including loading into the skull melting chamber of fusible ferrous metal waste, melting and heating the melt, loading a charge containing titanomagnetite ore and flux, and a carbonaceous reducing agent, melting the charge on the surface and in the liquid volume slag ore melt ,, reduction of iron and vanadium with a carbon reducing agent, separate discharge of cast iron and slag from the melting chamber according to the invention, before loading in the charge chamber is heated by the gases leaving the melting chamber having a temperature of 1850-1900 ° C in the heater, hermetically connected to the melting chamber, carbon monoxide CO of the exhaust gases is burned in the heater by blowing air heated to a temperature of 250- C in the secondary cooling system of the melting chamber 290 ° C, while the charge is loaded into the melting chamber at a speed of 0.5-1.5 tons per hour per 1 MW of thermal power of fuel-oxygen burners that heat the melting chamber, the carbonaceous reducing agent is loaded into the quantity At 20–21% of the carbon by weight of the iron oxides of the mixture in pieces on the melt surface and in the amount of 4–5% of the carbon by weight of the iron oxides, the mixture is blown in powder form by injectors into the melt; after the full bath is deposited, the charge is loaded into the melting chamber by 8–12 minutes, make melt exposure, continuing to inject the carbonaceous reducing agent into the melt by injectors, after completion of the exposure, 50-70% of titanium slag and 60-75% of accumulated cast iron are drained from the melting chamber, after which charge loading is resumed.

Шлак, слитый из плавильной камеры, гранулируют и используют в виде гранул для производства ферротитана алюминотермическим способом.Slag discharged from the melting chamber is granulated and used in the form of granules for the production of ferrotitanium by the aluminothermic method.

Шлак, слитый из плавильной камеры, используют в жидком виде для производства ферротитана алюминотермическим способом.Slag discharged from the melting chamber is used in liquid form for the production of ferrotitanium by the aluminothermic method.

Шлак, слитый из плавильной камеры, используют в жидком виде для получения ферросилиция и высокотитанистого шлака.Slag discharged from the melting chamber is used in liquid form to produce ferrosilicon and high-titanium slag.

Сливаемый из плавильной камеры шлак используют в жидком виде для получения ферросиликованадия и высокотитанистого шлака.The slag drained from the melting chamber is used in liquid form to produce ferrosilicon vanadium and high-titanium slag.

Подогрев шихты перед загрузкой в плавильную камеру отходящими из плавильной камеры с температурой 1850-1900°C газами в подогревателе, герметично соединенном с плавильной камерой, позволяет увеличить производительность плавильной камеры, снизить расход теплоносителя, уменьшить эксплуатационные затраты и снизить себестоимость продуктов переработки титаномагнетитовой руды. Кроме того, такой прием позволяет эффективно понизить температуру отходящих газов до 850-900°C и проще организовать утилизацию тепла отходящих газов. Температура отходящих газов 1850°C характерна для переработки менее тугоплавких титаномагнетитовых руд с меньшим содержанием оксидов титана. Температура отходящих газов 1900°C характерна для случая переработки титаномагнетитовых руд с высоким содержанием оксидов титана при более высокой температуре рабочего пространства плавильной камеры. Дожигание монооксида углерода СО отходящих газов в подогревателе путем вдувания в него нагретого в системе вторичного охлаждения плавильной камеры воздуха с температурой 250-290°C позволяет утилизировать химическое тепло отходящих газов, полезно использовать тепло воздуха из системы вторичного охлаждения плавильной камеры, повысить суммарный тепловой КПД процесса переработки титаномагнетитовой руды, снизить расход теплоносителей и уменьшить эксплуатационные расходы. Температура воздуха 250°C относится к плавильной камере небольших размеров, температура воздуха 300°C характерна для работы плавильной камеры больших размеров. Загрузка шихты со скоростью 0,5-1,5 тонны в час на 1 МВт тепловой мощности топливокислородных горелок, отапливающих плавильную камеру, обеспечивает высокую производительность плавильной камеры и оптимальный расход теплоносителя. Скорость загрузки шихты 0,5 т/час на 1 МВт тепловой мощности горелок удобна при работе на рудах с высоким содержанием оксидов железа и использовании плавильной камеры с большой глубиной ванны и малой величиной удельной поверхности расплава в камере (отношение площади поверхности расплава к массе расплава, находящегося в плавильной камере. Скорость загрузки шихты 1,5 т/час на 1 МВт тепловой мощности горелок удобна при переработке руд с пониженным содержанием оксидов железа в плавильной камере с малой глубиной ванны и большой величиной удельной поверхности расплава в камере, так как величина удельной поверхности расплава определяет скорость и полноту восстановления оксидов железа.Heating the charge before loading it into the melting chamber with gases leaving the melting chamber with a temperature of 1850-1900 ° C in the heater, hermetically connected to the melting chamber, allows to increase the productivity of the melting chamber, reduce the coolant flow rate, reduce operating costs and reduce the cost of titanium-magnetite ore processing products. In addition, this technique allows you to effectively lower the temperature of the exhaust gases to 850-900 ° C and easier to organize the utilization of heat of the exhaust gases. The temperature of the exhaust gases 1850 ° C is typical for the processing of less refractory titanomagnetite ores with a lower content of titanium oxides. The exhaust gas temperature of 1900 ° C is characteristic of the case of processing titanomagnetite ores with a high content of titanium oxides at a higher temperature of the working space of the melting chamber. The afterburning of carbon monoxide СО of the exhaust gases in the heater by blowing air heated to a temperature of 250-290 ° C in the secondary cooling system of the melting chamber allows it to utilize the chemical heat of the exhaust gases, it is useful to use air heat from the secondary cooling system of the melting chamber, and to increase the total thermal efficiency of the process processing titanomagnetite ore, reduce coolant consumption and reduce operating costs. An air temperature of 250 ° C refers to a small melting chamber; an air temperature of 300 ° C is characteristic of a large melting chamber. The charge loading at a speed of 0.5-1.5 tons per hour per 1 MW of thermal power of fuel-oxygen burners that heat the melting chamber ensures high productivity of the melting chamber and optimal flow rate of the coolant. The charge loading rate of 0.5 t / h per 1 MW of thermal power of the burner is convenient when working on ores with a high content of iron oxides and using a melting chamber with a large bath depth and a small specific melt surface in the chamber (the ratio of the surface area of the melt to the mass of the melt, The charge loading rate of 1.5 tons / hour per 1 MW of thermal power of the burner is convenient when processing ores with a low content of iron oxides in a melting chamber with a shallow bath depth and a large specific oh the surface of the melt in the chamber, since the specific surface melt determines the rate and completeness of the reduction of iron oxides.

Загрузка углеродистого восстановителя в количестве 20-21% углерода от массы оксидов железа шихты кусками на поверхность расплава и вдувание порошка восстановителя в количестве 4-5% углерода от массы оксидов железа шихты инжекторами в расплав обеспечивают высокую скорость и достаточную полноту восстановления железа из шихты. Большее количество вводимого восстановителя необходимо при переработке руд с высоким содержанием железа, так как при этом восстанавливается больше железа, а для науглероживания восстановленного железа до состава чугуна требуется дополнительное количество углерода. Вдувание части углеродистого восстановителя в виде порошка в расплав позволяет полнее восстановить оксиды железа в нижней части шлакорудного расплава и рационально использовать мелочь углеродистого восстановителя.The loading of a carbon reducing agent in an amount of 20-21% of carbon by weight of a mixture of iron oxides in pieces onto the melt surface and injection of a reducing agent powder in an amount of 4-5% of carbon from a mass of iron oxides of a mixture by injectors into the melt provide a high rate and sufficient completeness of iron reduction from the mixture. A larger amount of introduced reducing agent is necessary when processing ores with a high iron content, as this reduces more iron, and additional carbon is required to carbonize the reduced iron to the composition of cast iron. The injection of part of the carbonaceous reducing agent in the form of a powder into the melt makes it possible to more fully recover iron oxides in the lower part of the slag ore melt and to rationally use the fines of the carbonaceous reducing agent.

Прекращение загрузки шихты после наплавления полной ванны металла и выдержка расплава 8-12 минут при продолжении подачи восстановителя в расплав инжекторами позволяют довосстановить оксиды железа и ванадия шихты, дают возможность осадить капельки восстановленного металла в металлическую ванну и подготовить восстановленный шлаковый расплав к выпуску (сливу) из плавильной камеры. Выдержка 8 минут рекомендуется для плавильной камеры с малой глубиной металлической ванны и малой высотой шлакового расплава. Выдержка 12 минут рекомендуется для плавильной камеры с большой высотой шлакового расплава.Stopping the charge loading after depositing a full metal bath and holding the melt for 8-12 minutes while continuing to supply the reducing agent to the melt with injectors allows the iron and vanadium oxides of the mixture to be reduced, it is possible to precipitate droplets of the reduced metal in a metal bath and prepare the reduced slag melt for discharge (discharge) from melting chamber. An exposure of 8 minutes is recommended for a melting chamber with a shallow depth of the metal bath and a low height of the slag melt. An exposure time of 12 minutes is recommended for a melting chamber with a high slag melt height.

Слив из плавильной камеры после окончания выдержки 50-70% восстановленного шлака и 60-75% накопившегося металла необходим для продолжения процесса переработки титаномагнетитов с большой скоростью, так как оставшееся в плавильной камере количество шлака и металла обеспечивает быстрое плавление загружаемой шихты в жидкой ванне расплава.Drainage from the melting chamber after the end of the exposure to 50-70% of the recovered slag and 60-75% of the accumulated metal is necessary to continue the processing of titanomagnetites at a high speed, since the amount of slag and metal remaining in the melting chamber provides quick melting of the charge in the molten molten bath.

Использование титанистого шлака, слитого из плавильной камеры, после грануляции для производства ферротитана алюминотермическим способом позволяет улучшить технико-экономические показатели процесса переработки титаномагнетитовой руды за счет производства дополнительной продукции. Использование титанистого шлака, слитого из плавильной камеры, в жидком виде для производства ферротитана алюминотермическим способом позволяет улучшить показатели процесса переработки титаномагнетитовой руды за счет исключения операции разливки шлака и показатели производства ферротитана за счет уменьшения расхода алюминия.The use of titanium slag discharged from the smelting chamber after granulation for the production of ferrotitanium by the aluminothermic method allows improving the technical and economic indicators of the titanomagnetite ore processing process by producing additional products. The use of titanium slag, fused from the melting chamber, in liquid form for the production of ferrotitanium by the aluminothermic method allows to improve the performance of the titanomagnetite ore processing process by eliminating slag casting operations and ferrotitanium production indicators by reducing aluminum consumption.

Использование шлака, слитого из плавильной камеры, для получения ферросилиция и высокотитанистого шлака позволяет улучшить технико-экономические показатели процесса переработки титаномагнетитовой руды и организовать полностью безотходный процесс переработки руды.The use of slag discharged from the smelting chamber to produce ferrosilicon and high-titanium slag allows us to improve the technical and economic indicators of the titanomagnetite ore processing process and organize a completely waste-free ore processing process.

Использование шлака, слитого из плавильной камеры, в жидком виде для получения ферросилиция и высокотитанистого шлака позволяет еще больше повысить технико-экономические показатели процесса переработки титаномагнетитовой руды.The use of slag discharged from the smelting chamber in liquid form to produce ferrosilicon and high-titanium slag can further improve the technical and economic indicators of the titanomagnetite ore processing process.

Уменьшение до 20-21% углерода от массы оксидов железа шихты количества углеродистого восстановителя, вводимого в плавильную камеру, приводит к тому, что соединения ванадия не переходят в металл, а остаются в шлаке.A decrease to 20-21% of carbon by weight of the iron oxides of the charge of the amount of carbon reducing agent introduced into the melting chamber leads to the fact that the vanadium compounds do not pass into the metal, but remain in the slag.

В таком случае слитый из плавильной камеры титанистый шлак, содержащий соединения ванадия, может быть использован для производства ферросиликованадия и высокотитанистого шлака, что также позволяет улучшить технико-экономические показатели процесса переработки титаномагнетитовой руды и организовать полностью безотходный процесс переработки руды.In this case, the titanium slag fused from the melting chamber containing vanadium compounds can be used to produce ferrosilicon vanadium and high-titanium slag, which also improves the technical and economic performance of the titanomagnetite ore processing process and organizes a completely waste-free ore processing process.

Способ переработки титаномагнетитовой руды осуществляется следующим образом (см. фиг.1).A method of processing titanomagnetite ore is as follows (see figure 1).

Плавильную камеру 1 разогревают теплом работающих топливокислородных горелок 2. Одновременно через подогреватель шихты 3 в плавильную камеру загружают легкоплавкие отходы черных металлов, расплавляют их и заполняют жидким металлом металлическую ванну 4. После этого начинают загружать шихту с заданной скоростью через подогреватель 3 в плавильную камеру 1. Шихту составляют из титаномагнетитовой руды (или концентрата обогащения руды) и флюса (известь, известняк). Одновременно в плавильную камеру 1 загружают углеродистый восстановитель кусками через отверстие 5 и порошком инжекторами 6. Шихта проплавляется в жидкой ванне шлакорудного расплава 7. Одновременно идет процесс восстановления оксидов железа и науглероживания капелек металла. После заполнения всей металлической ванны 4 чугуном, загрузку шихты в плавильную камеру 1 прекращают на 8-12 минут, продолжая вводить углеродистый восстановитель в шлаковый расплав 7 инжекторами 6. Закончив выдержку, из плавильной камеры 1 сливают 60-75% накопившегося металла через металлическую летку 11 по желобу 12 и разливают на разливочном конвейере 13, либо в жидком виде передают в конвертер (не показан на рисунке) на передел чугуна в сталь и получение ванадиевого шлака. Одновременно из плавильной камеры 1 сливают 50-70% полученного титанистого шлака с низким содержанием оксидов железа через шлаковую летку 8 по желобу 9 в гранулятор 10, либо в шлаковый ковш с целью использования в дальнейшем в жидком виде для получения ферротитана, или ферросилиция и высокотитанистого шлака. После окончания слива чугуна и титанистого шлака возобновляют подачу шихты и углеродистого восстановителя в полном объеме в плавильную камеру 1 и цикл переработки титаномагнетитовой руды повторяют.The melting chamber 1 is heated with the heat of working fuel-oxygen burners 2. At the same time, fusible ferrous metal wastes are loaded into the melting chamber 3 through the charge heater 3, they are melted and the metal bath 4 is filled with liquid metal. After this, the charge is loaded through the heater 3 into the melting chamber 1. The mixture is composed of titanomagnetite ore (or ore concentration concentrate) and flux (lime, limestone). At the same time, the carbon reducing agent is loaded into the melting chamber 1 in pieces through the hole 5 and by the powder injectors 6. The mixture is melted in a liquid bath of slag ore melt 7. At the same time, the process of reduction of iron oxides and carbonization of metal droplets is underway. After filling the entire metal bath with 4 cast iron, loading of the charge into the melting chamber 1 is stopped for 8-12 minutes, continuing to introduce the carbonaceous reducing agent into the slag melt with 7 injectors 6. After the exposure is complete, 60-75% of the accumulated metal is drained from the melting chamber 1 through a metal gap 11 through the chute 12 and poured on the casting conveyor 13, or in liquid form is transferred to a converter (not shown in the figure) for the redistribution of cast iron into steel and the production of vanadium slag. At the same time, 50-70% of the obtained titanic slag with a low content of iron oxides is poured from the melting chamber 1 through a slag notch 8 through a chute 9 into a granulator 10, or into a slag ladle for further use in liquid form to obtain ferrotitanium, or ferrosilicon and high titanium slag . After the discharge of cast iron and titanium slag is completed, the supply of the charge and carbon reducing agent in full to the melting chamber 1 is resumed and the titanomagnetite ore processing cycle is repeated.

Пример, подтверждающий возможность внедрения в производство предложенного способа.An example confirming the possibility of implementing the proposed method in production.

В 2 т дуговой печи с трансформатором мощностью 1,5 MB А и футеровкой из высокоглиноземистых огнеупоров провели 3 плавки с целью переработки обогащенной титаномагнетитовой руды. Перед загрузкой в печь шихту подогревали отходящими из плавильной камеры газами, имеющими температуру 1850°C в подогревателе. Монооксид углерода СО отходящих газов дожигали в рабочем пространстве дуговой печи. На каждой плавке сначала расплавляли 500 кг чугунного лома и нагревали расплав до 1500°C. Затем на расплав загружали шихту, состоящую из обогащенной титаномагнетитовой руды и извести со скоростью 0,7 т в час на 1 МВА мощности печного трансформатора.In 2 tons of an arc furnace with a transformer with a capacity of 1.5 MB A and a lining of high-alumina refractories, 3 melts were carried out with the aim of processing enriched titanomagnetite ore. Before loading into the furnace, the mixture was heated with gases leaving the melting chamber having a temperature of 1850 ° C in the heater. The carbon monoxide CO of the exhaust gases was burned in the working space of the arc furnace. On each smelting, 500 kg of cast iron scrap was first melted and the melt was heated to 1500 ° C. Then, a charge consisting of enriched titanomagnetite ore and lime at a rate of 0.7 tons per hour per 1 MVA of furnace transformer capacity was loaded onto the melt.

Одновременно с шихтой в печь вводили углеродистый восстановитель (уголь) в количестве 21% углерода от массы оксидов железа шихты и в количестве 5% углерода от массы оксидов железа шихты вдували в виде порошка инжекторами в расплав. После проплавления всей шихты делали выдержку расплава под током в течение 10 минут, продолжая вводить углеродистый восстановитель в расплав инжекторами. В это время шихта в печь не загружалась. Затем полученный чугун и титанистый шлак сливали из печи раздельно: сначала скачивали 70% титанистого шлака в плоскую чугунную изложницу, затем 75% накопившегося чугуна в разливочный ковш. После этого возобновляли загрузку шихты, ри проведении экспериментов взвешивали шихтовые материалы и продукты плавки, а также определяли химический состав этих материалов. Результаты опытных плавок приведены в таблице. Полученные результаты свидетельствуют о возможности внедрения в производство и промышленной реализации предлагаемого способа переработки титаномагнетитовых руд.Simultaneously with the charge, a carbon reducing agent (coal) was introduced into the furnace in an amount of 21% of carbon by weight of the iron oxide of the charge and in the amount of 5% of carbon by weight of the iron oxide of the mixture, the injectors were blown into the melt in powder form. After the entire charge was melted, the melt was kept under current for 10 minutes, while continuing to introduce the carbonaceous reducing agent into the melt by injectors. At this time, the mixture was not loaded into the furnace. Then, the obtained cast iron and titanic slag were poured separately from the furnace: first, 70% of the titanic slag was downloaded into a flat cast iron mold, then 75% of the accumulated cast iron in the casting ladle. After this, charge loading was resumed, during the experiments, charge materials and smelting products were weighed, and the chemical composition of these materials was determined. The results of the experimental swimming trunks are given in the table. The results obtained indicate the possibility of introducing into production and industrial implementation of the proposed method for processing titanomagnetite ores.

Получение ферротитана алюминотермическим методом из ильменитовых руд, близких по составу к составу получаемого в соответствии с заявленным способом титанистого шлака применяется на практике и описано в литературе [6].The production of ferrotitanium by the aluminothermic method from ilmenite ores that are close in composition to the composition of titanium slag obtained in accordance with the claimed method is used in practice and described in the literature [6].

Получение ферросилиция и высокотитанистого шлака из титаномагнетитовых концентратов, близких по составу к составу титанистого шлака, получаемого заявленным способом, опробовано и описано в [2].Obtaining ferrosilicon and high-titanium slag from titanomagnetite concentrates, similar in composition to the composition of titanium slag obtained by the claimed method, was tested and described in [2].

Получение ферросиликованадия из ванадиевых шлаков - продуктов переработки титаномагнетитов, успешно опробовано в полупромышленных и промышленных экспериментах [7].The preparation of ferrosilicon vanadium from vanadium slags, products of titanomagnetite processing, has been successfully tested in semi-industrial and industrial experiments [7].

ТаблицаTable Результаты экспериментов по переработке обогащенной титаномагнетитовой руды в дуговой печиThe results of experiments on the processing of enriched titanomagnetite ore in an arc furnace № плав-
ки
No.
ki
Израсходовано материалов, кгMaterial consumed, kg Получено, кгReceived, kg Содержание, %Content%
РудаOre ЧугунCast iron ШлакSlag ЧугунCast iron РудаOre УгольCoal Из-
весть
Of-
news
ЧугунCast iron ШлакSlag ΣFeOΣFeO TiO2 TiO 2 V2O5 V 2 O 5 CC VV SiSi TiO2 TiO 2 ΣFeOΣFeO SiO2 SiO 2
Из рудыFrom ore ВсегоTotal 1one 500500 15001500 331331 50fifty 825825 13251325 760760 70,870.8 16,216,2 0,870.87 3,83.8 0,480.48 0,350.35 42,542.5 5,45,4 21,221,2 22 500500 15001500 338338 50fifty 820820 13201320 750750 70,870.8 16,216,2 0,870.87 3,73,7 0,470.47 0,380.38 44,144.1 5,75.7 20,720.7 33 500500 14001400 325325 50fifty 780780 12701270 670670 70,870.8 16,216,2 0,870.87 4,14.1 0,490.49 0,360.36 43,443,4 5,25.2 20,420,4 Примечание: содержание соединений титана и ванадия в руде и в шлаке условно пересчитано на содержание TiO2 и V2O5.Note: the content of titanium and vanadium compounds in ore and slag is conventionally calculated for the content of TiO 2 and V 2 O 5 .

ЛитератураLiterature

1. Резниченко В.А., Шабалин Л.М. Титаномагнетиты, месторождения, металлургия, химическая технология. М. Наука. 1986. 294 с.1. Reznichenko V.A., Shabalin L.M. Titanomagnetites, deposits, metallurgy, chemical technology. M. Science. 1986. 294 p.

2. Леонтьев Л.И. и др. Пирометаллургическая переработка комплексных руд. М. Металлургия. 1997. 432 с.2. Leontyev L.I. et al. Pyrometallurgical processing of complex ores. M. Metallurgy. 1997.432 p.

3. Патент RU 2206630. «Способ переработки титаномагнетитовой ванадийсодержащей руды на титанистый чугун, ванадиевый шлак и титансодержащий сплав». Авторы: Коршунов Е.А., Смирнов Л.А., Буркин С.П., Дерябин Ю.А., Логинов Ю.Н., Миронов Г.В. Патентообладатель: ОАО «Уральский институт металлов».3. Patent RU 2206630. "A method for processing titanomagnetite vanadium-containing ore into titanium cast iron, vanadium slag and a titanium-containing alloy." Authors: Korshunov E.A., Smirnov L.A., Burkin S.P., Deryabin Yu.A., Loginov Yu.N., Mironov G.V. Patent holder: OJSC Ural Institute of Metals.

4. Патент RU 2361940. «Способ переработки ильменитовых концентратов». Авторы: Трегубенко В.В., Довлядов И.В., Конотопчик К.У., Бобков Л.Н., Корзун В.К. Патентообладатель: ОАО ХК «Технохим-холдинг».4. Patent RU 2361940. "Method for the processing of ilmenite concentrates." Authors: Tregubenko V.V., Dovlyadov I.V., Konotopchik K.U., Bobkov L.N., Korzun V.K. Patent holder: OJSC Holding "Tekhnohim-holding".

5. Патент RU 2318899. «Способ переработки титаномагнетита». Авторы: Серба В.И., Фрейдин Б.М., Калинников В.Т., Майоров Л.А., Коротков В.Г., Колесникова И.Г., Кузьмич Ю.В., Ворончук СИ. Патентообладатель: Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук.5. Patent RU 2318899. "Method for the processing of titanomagnetite." Authors: Serba V.I., Freidin B.M., Kalinnikov V.T., Mayorov L.A., Korotkov V.G., Kolesnikova I.G., Kuzmich Yu.V., Voronchuk SI. Patent holder: Institute of Chemistry and Technology of Rare Elements and Mineral Raw Materials I.V. Tananaev of the Kola Science Center of the Russian Academy of Sciences.

6. Д.Я. Поволоцкий, В.Е. Рощин, Н.В. Мальков. Электрометаллургия стали и ферросплавов. М. Металлургия. 1995. 592 с.6. D.Ya. Povolotsky, V.E. Roshchin, N.V. Malkov. Electrometallurgy of steel and ferroalloys. M. Metallurgy. 1995.592 s.

7. Рысс М.А. Производство ферросплавов. М. Металлургия. 1985. 244 с.7. Ryss M.A. Ferroalloy production. M. Metallurgy. 1985.244 s.

Claims (5)

1. Способ переработки титаномагнетитовой руды, включающий загрузку в гарнисажную плавильную камеру легкоплавких отходов черных металлов, их расплавление и нагрев расплава, загрузку шихты, содержащей упомянутую руду и флюс, и углеродистого восстановителя, проплавление шихты на поверхности и в объеме жидкого шлакорудного расплава, восстановление железа и ванадия углеродистым восстановителем, раздельный слив чугуна и шлака из плавильной камеры, отличающийся тем, что перед загрузкой в плавильную камеру шихту подогревают отходящими из плавильной камеры газами, имеющими температуру 1850-1900°C, в подогревателе, герметично соединенном с плавильной камерой, монооксид углерода СО отходящих газов дожигают в подогревателе, вдувая в него нагретый в системе вторичного охлаждения плавильной камеры воздух с температурой 250-290°C, при этом шихту загружают в плавильную камеру со скоростью 0,5-1,5 т/ч на 1 МВт тепловой мощности топливокислородных горелок, отапливающих плавильную камеру, углеродистый восстановитель загружают в количестве 20-21% углерода от массы оксидов железа шихты кусками на поверхность расплава и в количестве 4-5% углерода от массы оксидов железа шихты вдувают в виде порошка инжекторами в расплав, после наплавления полной ванны загрузку шихты в плавильную камеру прекращают на 8-12 мин, делают выдержку расплава, продолжая вводить углеродистый восстановитель в расплав инжекторами, закончив выдержку, сливают из плавильной камеры 50-70% титанистого шлака и 60-75% накопившегося чугуна, после этого возобновляют загрузку шихты.1. A method of processing titanomagnetite ore, including loading into the skull melting chamber of fusible ferrous metal waste, melting and heating the melt, loading a charge containing the said ore and flux, and a carbon reducing agent, melting the charge on the surface and in the volume of liquid slag ore melt, and reducing iron and vanadium with a carbon reducing agent, separate discharge of cast iron and slag from the melting chamber, characterized in that before loading into the melting chamber, the mixture is heated by waste in the heater chamber with gases having a temperature of 1850-1900 ° C in a heater sealed to the melting chamber, carbon monoxide CO of the exhaust gases is burned in the heater by blowing air heated to a temperature of 250-290 ° C in the secondary cooling system of the melting chamber, at this charge is loaded into the melting chamber at a speed of 0.5-1.5 t / h per 1 MW of thermal power of fuel-oxygen burners that heat the melting chamber, the carbon reducing agent is loaded in an amount of 20-21% of carbon by weight of the iron oxides of the mixture in pieces at the surface of the melt and in an amount of 4-5% carbon by weight of the iron oxides of the mixture, the injectors are blown in powder form into the melt, after the full bath is melted, the charge is loaded into the melting chamber for 8-12 minutes, the melt is kept still, injectors continue to introduce the carbonaceous reducing agent into the melt Having finished the exposure, 50-70% of titanium slag and 60-75% of accumulated pig iron are drained from the melting chamber, after which the charge loading is resumed. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что шлак, слитый из плавильной камеры, гранулируют и используют в виде гранул для производства ферротитана алюминотермическим способом.2. The method according to claim 1, characterized in that the slag discharged from the melting chamber is granulated and used in the form of granules for the production of ferrotitanium by an aluminothermic method. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что шлак, слитый из плавильной камеры, используют в жидком виде для производства ферротитана алюминотермическим способом.3. The method according to claim 1, characterized in that the slag discharged from the melting chamber is used in liquid form for the production of ferrotitanium by an aluminothermic method. 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что шлак, слитый из плавильной камеры, используют в жидком виде для получения ферросилиция и высокотитанистого шлака.4. The method according to claim 1, characterized in that the slag discharged from the melting chamber is used in liquid form to produce ferrosilicon and high-titanium slag. 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что сливаемый из плавильной камеры шлак используют в жидком виде для получения ферросиликованадия и высокотитанистого шлака. 5. The method according to claim 1, characterized in that the slag discharged from the melting chamber is used in liquid form to produce ferrosilicon vanadium and high-titanium slag.
RU2012115763/02A 2012-04-20 2012-04-20 Method of titanium-magnetite ore processing RU2503724C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012115763/02A RU2503724C2 (en) 2012-04-20 2012-04-20 Method of titanium-magnetite ore processing

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012115763/02A RU2503724C2 (en) 2012-04-20 2012-04-20 Method of titanium-magnetite ore processing

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2012115763A RU2012115763A (en) 2013-10-27
RU2503724C2 true RU2503724C2 (en) 2014-01-10

Family

ID=49446281

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2012115763/02A RU2503724C2 (en) 2012-04-20 2012-04-20 Method of titanium-magnetite ore processing

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2503724C2 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2720788C2 (en) * 2015-11-18 2020-05-13 Минтек Improved melting method of ilmenite

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1696478A1 (en) * 1988-09-12 1991-12-07 Уральский научно-исследовательский институт черных металлов Method of melting titanium-magnetite ores in blast furnace
SI9800280A (en) * 1998-10-29 1999-02-28 Štefan Žvab Production process of ferro-titanium alloy
RU2167944C2 (en) * 1998-08-11 2001-05-27 Региональное Уральское отделение Академии инженерных наук Российской Федерации Method of coke-free processing of vanadium-containing ore materials with production of vanadium steel
RU2206630C2 (en) * 2001-05-31 2003-06-20 ОАО "Уральский институт металлов" Method of converting titanomagnetite vanadium- containing ore into titanic iron, vanadium slag and titanium-containing alloy
RU2318899C1 (en) * 2006-07-07 2008-03-10 Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук Titanomagnetite processing method

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1696478A1 (en) * 1988-09-12 1991-12-07 Уральский научно-исследовательский институт черных металлов Method of melting titanium-magnetite ores in blast furnace
RU2167944C2 (en) * 1998-08-11 2001-05-27 Региональное Уральское отделение Академии инженерных наук Российской Федерации Method of coke-free processing of vanadium-containing ore materials with production of vanadium steel
SI9800280A (en) * 1998-10-29 1999-02-28 Štefan Žvab Production process of ferro-titanium alloy
RU2206630C2 (en) * 2001-05-31 2003-06-20 ОАО "Уральский институт металлов" Method of converting titanomagnetite vanadium- containing ore into titanic iron, vanadium slag and titanium-containing alloy
RU2318899C1 (en) * 2006-07-07 2008-03-10 Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук Titanomagnetite processing method

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2720788C2 (en) * 2015-11-18 2020-05-13 Минтек Improved melting method of ilmenite

Also Published As

Publication number Publication date
RU2012115763A (en) 2013-10-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN106048109B (en) A kind of method for mixing the recycling of slag melting and reducing and modifier treatment
CN106048107B (en) A kind of method of titaniferous mixing slag melting and reducing production and modifier treatment
JP5522320B1 (en) Steelmaking slag reduction treatment method
CN106048108B (en) A kind of method of titaniferous mixing slag melting and reducing recycling and modifier treatment
CN106755654A (en) A kind of method of slag metallurgy melting also original production
CN103484590B (en) A kind of v-bearing steel slag smelts the method for the rich vanadium pig iron
CN106755656A (en) A kind of method that slag metallurgy one-step method is reclaimed
CN106048106B (en) A kind of method containing rare earth with the recycling of niobium mixing slag melting and reducing and modifier treatment
RU2479648C1 (en) Red sludge pyrometallurgical processing method
CN102337408B (en) Two-step reduction method for recycling stainless steel scales
CN106755651A (en) A kind of method reclaimed containing rare earth and/or niobium slag metallurgy one-step method
JP2015514875A (en) Ferrosilicon and magnesium production method using ferronickel slag, production apparatus and smelting reduction furnace used therefor
CN106755652A (en) A kind of method that titanium-containing slag metallurgy one-step method is reclaimed
CN105431557A (en) Fluxing agent, process of its production, agglomeration mixture and use of slug from secondary metallurgy
CN106755658A (en) A kind of method of the metallurgical also original production of titanium-containing slag
CN106755653A (en) A kind of method containing rare earth or the also original production of niobium slag metallurgy melting
CN106755655A (en) A kind of recovery method for mixing the reduction of slag metallurgy melting
CN105087864A (en) Method for directly producing titanium carbide from vanadium titano-magnetite
CN106755657A (en) A kind of method that titaniferous mixing slag metallurgy melting reduction is reclaimed
JP2001323329A (en) Chromium containing metal and its production method
CN106755659A (en) A kind of method that the slag of mixing containing rare earth metallurgy melting reduction is reclaimed
RU2503724C2 (en) Method of titanium-magnetite ore processing
RU2347764C2 (en) Method of producing portland cement clinker from industrial wastes
CN108558244B (en) Device and method for preparing cement mixture by utilizing thermal state converter slag
RU2241771C1 (en) Briquette for cast iron smelting

Legal Events

Date Code Title Description
HE9A Changing address for correspondence with an applicant
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20190421