SU976855A3 - Способ переработки сульфидных железосодержащих материалов - Google Patents

Способ переработки сульфидных железосодержащих материалов Download PDF

Info

Publication number
SU976855A3
SU976855A3 SU792807713A SU2807713A SU976855A3 SU 976855 A3 SU976855 A3 SU 976855A3 SU 792807713 A SU792807713 A SU 792807713A SU 2807713 A SU2807713 A SU 2807713A SU 976855 A3 SU976855 A3 SU 976855A3
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
iron
slag
furnace
oxygen
pyrite
Prior art date
Application number
SU792807713A
Other languages
English (en)
Inventor
Арвид Петерссон Стиг
Original Assignee
Болиден Актиеболаг (Фирма)
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 Болиден Актиеболаг (Фирма) filed Critical Болиден Актиеболаг (Фирма)
Application granted granted Critical
Publication of SU976855A3 publication Critical patent/SU976855A3/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B15/00Other processes for the manufacture of iron from iron compounds
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00Making pig-iron other than in blast furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/008Use of special additives or fluxing agents
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/14Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)

Description

Изобретение относится к способам получения неочищенного железа из сульфидного железосодержащего материала, предпочтительно пирита и пирротина.
Известен способ, при ко-тором осущест— g вляют загрузку пирита в печь для плавления неочищенного пирита совместно с кремнеземом, таким как кварцевый песок, и автогенное их расплавление при подаче в печь газообразного кислорода или обо- до гашенного кислородом воздуха для того, чтобы получить, в основном, железосилиж· катный расплав. При. больших количествах цветных металлов с помощью указанного способа можно предотвратить сгорание jj серы до завершения процесса. Таким образом цветные металлы, имеющие большее, чем железо, сродство к сере, будут образовывать штейн из цветных металлов, обыч* но представленных в пирите в качестве 20 примесей [ 1 ] .
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому’ результату является способ переработки сульфидных железосодержащих материалов, включающий заг- 25 рузку материала в печь совместно с кремнистым соединением, расплавление с обрал зованием железосиликатного расплава во взвешенном состоянии путем сжигания кислородсодержащим газом, связанной в сульфид серы [2 ] .
Недостатками известных способов являются Высокие энергические затраты и потери ценных цветных и благородных металлов, которые не извлекаются из пирита ных шлаков.
' Дель изобретения - получение неочищенного железа и двуокиси серы при низких энергических затратах. .
Поставленная цель достигается тем, что согласно способу переработки сульфидных железосодержащих материалов, включающему загрузку материала в печь ’ совместно с кремнистым соединением, расплавление с образованием железосили- * каткого расплава во взвешенном состоянии путем сжигания кислородсодержащим газом связанной в сульфид серы, образовав ние железосиликатного расплава осуществляют до содержания в нем 70-90% ЁеО повесу, после чего его восстанавливают до содержания < 60% FeO путем ввода восстанавливающего и флюсующего реагентов, затем отделяют образованное железо от железосиликатного расплава и в зону пиав-5 ления дополнительно загружают железный окисный материал.
В качестве железного окисного маге!риала^ используют пиритные шлаки.
В.качестве железного окисного материала используют железорудные концентраты.
Процесс проводят во взаимно разделенных печах плавления и восстановления. 15
Восстанавливающий и кислород1содержащий газы инжектируют через копья или фурмы.
На чертеже изображена печь для переработки сульфидных материалов., 20
Пириты загружают в печь 1 через загрузочные средства 2 вместе с другими железными сырьевыми материалами, например, железорудными концентратами пиритного шлака, в форме гепатита или магне- 25 тита, в таких количествах, чтобы содержание железа в фаялитном шлаке, который был возвращен в печь 1 со . стадии восстановления. железа, повышалось от приблизительно 40-60% FeO, или в присут- зо ствии извести также от низкого презента, ”д о приблизительно 70-90%, предпочтительно до около 85% по весу-FeO, вычисленного по окиси железа ... Й .
Добавлением кислорода или обогащен,ного кислородом воздуха по трубопроводу 3 содержащуюся в пирите серу сжигают и нагрев производят в шахте 4 печи плавления во вращенном состоянии во время проведения в ней процесса, причем добав* 4Q ленный железосодержащий сульфидный материал расплавляют и образуют ванну 5, содержащую в основном фаялит.
Железосодержащий сульфидный материал обычно заключает в себе цветные металлы^ (медь, никель и кобальт), которые образуют. сульфидную фазу 6, где могут быть представлены любые ''благородные металлы. Сульфидная фаза является нерастворимой в окисном фаялитном шлаке, ?. имеет больший 'удельный вес чём шлак и, следовательно, собирается во взвешенном состоянии на дне печи плавления, откуда может быть выпущена по трубопроводу 7 через одинаковые промежутки времени. Часть 'присутствующего мышь- & яка, сурьмы и висмута будет удалена во время процесса плавления, а часть растворена в сульфидной фазе.
Обогащенный железом шлак, содержащий Si О 2 и FeO , затем переводят через трубопровод. 8 в восстановительную печь 9, где неочищенное железо восстанавливают известйым способом- посредством восстановительной плавки, т.е. введением кислорода через трубопровод 10 и восстановительного агента (углерод, масло, природный газ и т.п.) в расплавлений шлакчерез трубопровод 11. Восстановленное неочищенное железо образует слой 12 ниже слоя шлака 13. Неочищенное железо выводят из печи через выводное отверстие 14.
Во время процесса восстановления содержание железа в 510^- рео - шлаке 13 снижается до нижнего предела, но не ниже 60% (в присутствии извести). Затем шлак возращают через трубопровод в печь 1 плавления во взвешенном состоянии, после первого выпуска некоторого количества шлака через трубопровод с целью предупреждения образования примесей в шлаке.
Содержащий 502 газ, получаемый во время процесса плавления во взвешенном состоянии, выводят из печи через выходное отверстие 17 для газа и переводят на завод по производству серной кислоты или жидкой двуокиси серы после обработки газа в теплообменном процессе и очистки его от пыли известным способом.
Предпочтительными железосодержащими сульфидными материалами являются пирит и пирротин. Железосодержащие ма-. териалы окисного типа, такие как пиритные шлаки и железорудные концентраты, могут быть добавлены и сплавлены при избытке тепла, полученного во время автогенного плавления сульфидного материала. Благодаря жестким условиям восстановления, преобладающим во время восстановительного процесса плавления, присутствующий цинк испаряется в форме паров металла и может быть впоследствии извлечен в пылевом фильтре с последующим окислением металла до окиси цинка известным способом. Таким образом, способ позволяет производить отделение и извлечение цветного металла в неочищенном железе.
Если шлаки, содержащие Fe ф , полученные от общепринятого способа обжига пирита, закружают в печь плавления во взвешенном состоянии, то необходимо, чтобы магнетит во время процесса плавления не образовывался', в количествах больших, чём приблизительно 5% по , весу от общего количества шлака.
976855 6
П р и м е р 1. 1000 кг пирита расплавляют в печи плавления во взвешенном •2 состоянии в присутствии 1609 N м воздуха, обогащенного кислородом (31, 7% кислорода). Получают обогащенный желе- 5 зом окисный шлак с температурой 1450 ° C и составом 80, 8% ₽еО и 20,0% Si 02 .
Полученный шлак переводят в восстановительную печь и восстанавливают 356 Ю кг кокса, который вводят вместе с 241 N м 3 газообразного кислорода, .Получают неочищенное железо с 4% по весу углерода и температурой 1250° С и кроме того - шлак с 60% окиси железа U . 15
П р и м е р 2.
В печи плавления расплавляют во взвешенном состоянии 1000 кг пиритной руды приблизительного состава, %: ₽е 45;
S 50; 5i О2 1,4; СаО 3,6, используя 20 1554 N м3 обогащенного кислородом воздуха (31,7% по весу кислорода'). Получаю ют 813 кг обогащенного железом окисного шлака с температурой 1450°С и содержащего 81, 2% РеО; 12,5% Si 0 2 и 25
6,3% СаО.
Полученный шлак переводят в восстановительную печь и восстанавливают 361кг .кокса, который вводят вместе с 2 58 • N м 3 газообразного кислорода- Получают 30 438,5 кг неочищенного железа с 4% углерода по весу с температурой 1250°С и 270 кг шлака, содержащего 41,0% РеО; 38,7% Si О 2 и 18,4% СаО.
179 кг из указанного количества шла-35 ка рециркулируют в печь плавления во взвешенном состоянии для извлечения кремнезема и тепла при следующей загрузке пиритной руды. 92 кг шлака было упущено в качестве утечки. Способ позволяет использовать пиритные концентраты как в качестве сырья для извлечения двуокиси серы, так и для извлечения железа. Главным источником энергии является содержащаяся в пиритном концентрате се-45 ра, которая намного дешевле высококачественного топлива, такого как уголь, кокс, нефть и газ. Уменьшаются и тепловые потери, которые довольно велики при получении неочищенного железа из- SO вестными способами, так как кремнезем, содержащийся в шлаке, возвращают в печь плавления во взвешенном состоянии в расплавленном виде и, следовательно, потери тепла через шлак в основном, устра-55 няются. Кроме -этого возможно использование мелкозернистого железного сырьевого материала, который не применяется при производстве железа, например, в шахтной печи, в которую материал должен быть загружен в форме агломерата.

Claims (5)

  1. 3 .976 повесу, после чего его восстанавливают до содержани  6О% FeO путем ввода восстанавливающего и фпюсующего реагентов затем отдел ют образованное железо от желеаосиликатного расплава и в зону nnaB лени  дополнительно загружают железный окисный материал. В качестве железного .окисного матеprtiLana используют -пиритные шлаки. В.качестве железного окисного материала используют железорудные концентраты . Процесс провод т во взаимно разделен ных печах плавлени  и восстановлени . Восстанавливающий и кислород(соаер- жащий газы инжектируют через копь  или фурмы. На чертеже изображена печь дл  переработки сульфидных материалов.,. Пириты загружают в печь 1 через загрузочные средства 2 вместе с другими железными сырьевыми материалами, напри мер, железорудными концентратами пиритного шлака, в форме гепатита или магнетита , в таких количествах, чтобы содержанве железа в фа литном шлаке, которы был Возвращен в печь 1 со. стадии восстановлени , железа, повышалось от приблизительно 40-60% FeO, или в присутствии извести таюке от низкого прше.нта , до приблизительно 70-90%, предпочти тельно до около 85% по весу-FeO, вычисленного по окиси железа ,. П . Добавлением кислорода или обогащенного кислородом воздуха по трубопроводу 3 содержащ аос  в пирите серу сжигают и нагрев производ т в шахте 4 печи плавлени  во вращенном состо нии во врем  проведени  в ней процесса, причем добаелеш1Ый железосодержащий сульфидный мат риал расплавл ют и образуют ванну S, содержащую в основном фа лит. Железосодержащий сульфидный материа обычно заключает в себе цветные металлы (медь, ни1сель и кобальт), которые образу ют, сульфидную фазу 6, где могут бьпъ представлены любые благородные металлы . Сульфидна  фаза  вл етс  нерастворимой в окисном фа литном шлаке, имеет больший удельный вес чём шлак и, следовательно, собираетс  во взвешенном состо нии на дне печи плавлени , откуда может быть выпущена по трубопроводу 7 через одинаковые промежутки времени. Часть «присутствутсщего мьппь ка , сурьмы и висмута будет удалена во врем  процесса плавлени , а часть растворена В сульфидной фазе. 5 Обогащенный железом шлак, содержащий и Fie О , затем перевод т через трубопровод. 8 в восстановительную печь 9, где неочищенное железо восстанавливают известйым способом посредством восстановительной плавки, т.е. введением кислорода через трубопровод 10 и восстановительного агента (углерод, масло, природный газ и т.п.) в расплавленый шлак- черезтрубопровод 11. Восстановлешое еочищенное железо образует слой 12 ниже сло  шлака 13. Неочищенное железо вывод т из печи через выводное отверстие 14. Во врем  процесса восстановлени  содержание железа в SiOj. - шлаке 13 снижаетс  до нижнего предела, но не ниже 60% (в присутствии извести). Затем шлак возрашают через трубопровод 15в печь 1 плавлени  во взвешенном состо нии, после первого выпуска некоторого количества шлака через трубопровод 16с целью предупреждени  образовани  примесей в шлаке. Содержащий ЗО газ, получаемый во врем  процесса плавлени  во взвешенном состо нии, вывод т из печи через выходное отверстие 17 дл  газа и перевод т на завод по производству серной кислоты или жидкой двуокиси серы после обработки газа в теплорбменном процессе и очистки его от пыли известным способом. Предпочтительными железосодержащими сульфидными материалами  вл ютс  пирит и пирротин, Железосодержащие ма-. териалы окисного типа, такие как пирит ные шлаки и железорудные концентраты, могут быть добавлены и сплавлены при избытке тепла, полученного во врем  автогенного плавлени  сульфидного материала . Благодар  жестким услЬви м восстановлени , преобладающим во врем  восстановительного процесса плавлени , присутствующий цинк испар етс  в форме паров Металла и может быть впоследствии извлечен в пылевом фильтре с последуюшим окислением метал;1а до окиси цинка известным способом. Таким образом, способ позвол ет производить отделение и иаилечение цветного металла в неочищенном железе . Если шлаки, содержащие Fe ф , полученные от общеприн того способа обжига пирита, закружаюг в печь плавлени  во ваазешенном состо нии, то необходимо , чтобы магнетит во врем  процесса плавлени  не образовывалсЕГ в количествах больших, чем приблизительно 5% по , весу от общего количества шлака. Пример. 1000 кг пирита расплавл ют в печи плавлени  во взвешенном состо нии в присутствии 1609 N м воздуха , обогащенного кислородом (31, 7% кислорода). Получают обогащенный железом окисный шлак с температурой 145О°С и составом 80, 8% РеО и 20,0% Si 0-2 . Полученный шлак перевод т в восстановительную печь и восстанавливают 356 кг кокса, который ввод т вместе с 241 N м газообразного кислорода, .Получают неочищенное железо с 4% по весу углеро да и температурой 12 50° С и кроме того - шлак с 60% окиси железа И . П р и м е р 2. В печи плавлени  расплавл ют во взве шенном состо нии 10ОО кг пиритной руды приблизительного состава, %: Ре 45; 5 50;9iO2 1,4; СаО 3,6, использу  1554 N м обогащенного кислородом воздуха (31,7% по весу кислорода ). Получасе ют 813 кг обогащенного железом окисного шлака с температурой 145О°С и содержащего 81, 2% РеО; 12,5% 5i Ог и 6,3% СаО. Полученный шлак перевод т в восстановительнуй печь и восстанавливают 361кг .кокса, который ввод т вместе с 2 58 -N м газообразного кислорода- Получают 438,5 кг неочищенного железа с 4% углерода по весу с температурой 1250°С и 270 кг шлака, содержащего 41,0% РеО 38,7% SiO и 18,4% СаО. 179 кг из указанного количества шла .ка рециркутгаруют в печь плавлени  во взвешенном состо нии дл  извлечени  кремнезема и тепла при следующей загрузке пиритной руды. 92 кг шлака было упущено в качестве утечки. Способ позвол еТ использовать пиритные концентраты как ц качестве сырь  дл  извлечени  двуокиси серы, так и дл  извлечени  железа. Главным источником энергии  вл етс  содержаща с  в пиритном концентрате сера , котора  намного дешевле высококачественного топлива, такого как уголь, кокс, нефть и газ. Уменьшаютс  и тепловые потери, которые довольно велики при получении неочищенного железа из- вестными способами, так как кремнезем, содержащийс  в шлаке, возвращают в печь плавлени  во взвешенном состо нии в расплавленном виде и, следовательно, потери тепла через шлак в основном, устран ютс . Кроме -этого возможно использование мелкозернистого железного сырье-, вого материала, который не примен етс  при производстве железа, например, в шахтной печи, в которую ма-гериал должен быть загружен в форме агломерата. Формула изобретени-  1, Способ переработки сульфидных железосодержащих материалов, включаю щий загрузку материала в печь совместно с кремнистым соединением, расплавление с образованием железосиликатного расплава во взвешенном состо нии путем сжигани  кислородсодержащим газом св занной в сульфид серы, о т л и ч аю щ и и с   тем, что , с целью попу чени  неочищенного железа и двуокиси серы при низких энергических затратах, образование железосиликатного расплава осуществл ют до содержани  в нем 7О 90% РеО по весу, после чего его восстанавливают до содержани  6О% РеО путем ввода восстанавливающего и флюсун -, щего реагентов, затем отдел ют образованное железо от железосиликатного распп лава и в зону плавлени  дополнительно загружают железный окисный матеркал.
  2. 2.Способ по п. 1, отличающийс  тем, что в качестве железного окисного материала используют пнритные шлаки.
  3. 3.Способ по п. 1, отличающий с   тем, что в качестве железного окисного материала используют железорудные концентраты.
  4. 4.Способ по п. 1, о т л и ч а ю щ и и с   тем, что процесс провод т во взаимно разделенных печах плавлений и восстановлени .
  5. 5.Способ по .h, 1, (о. т л . и и с .Я; тем, что восстанавливающий. и кислородсодержащий газы инжектируют .через копь  или фурмы. Источники информации, прин тые во внимание при экспертизе 1.Патент США № 379О336, кл. 432163 , 1975. 2 .Гудима И. В. /(и др. Краткий справочник по металлургии известных металлов . М., Металлурги , 1975, с. 117118 , 122.
SU792807713A 1977-07-22 1979-08-21 Способ переработки сульфидных железосодержащих материалов SU976855A3 (ru)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SE7708462A SE406929B (sv) 1977-07-22 1977-07-22 Forfarande for framstellning av rajern ur jernsulfidhaltiga material

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU976855A3 true SU976855A3 (ru) 1982-11-23

Family

ID=20331898

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU792807713A SU976855A3 (ru) 1977-07-22 1979-08-21 Способ переработки сульфидных железосодержащих материалов

Country Status (10)

Country Link
US (1) US4304595A (ru)
JP (1) JPS5423014A (ru)
CA (1) CA1112456A (ru)
ES (1) ES471835A1 (ru)
GR (1) GR65240B (ru)
IT (1) IT1099010B (ru)
PT (1) PT68311A (ru)
SE (1) SE406929B (ru)
SU (1) SU976855A3 (ru)
WO (1) WO1979000058A1 (ru)

Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SE444578B (sv) * 1980-12-01 1986-04-21 Boliden Ab Forfarande for utvinning av metallinnehall ur komplexa sulfidiska metallravaror
JP2682637B2 (ja) * 1988-04-20 1997-11-26 住友金属鉱山株式会社 自熔炉の操業方法
US8637593B2 (en) 2008-01-09 2014-01-28 Hitachi Chemical Company, Ltd. Thermosetting resin composition, epoxy resin molding material, and polyvalent carboxylic acid condensate
CN102605191B (zh) 2012-04-16 2013-12-25 阳谷祥光铜业有限公司 一种铜精矿直接生产粗铜的方法
CN110205432B (zh) * 2019-05-15 2020-12-25 昆明理工大学 一种生产铁硫合金的方法
CN115044768B (zh) * 2022-06-27 2023-06-09 安徽理工大学 一种提高铁橄榄石型炉渣还原产物中金属铁颗粒尺寸的方法

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3326671A (en) * 1963-02-21 1967-06-20 Howard K Worner Direct smelting of metallic ores
JPS523886B1 (ru) * 1968-12-07 1977-01-31
FI45866C (fi) * 1969-01-14 1972-10-10 Outokumpu Oy Sulfidimalmien sulatuksessa käytettävä menetelmä.
US3615362A (en) * 1969-02-14 1971-10-26 Int Nickel Co Slagging in top blown converters
CA931358A (en) * 1971-02-01 1973-08-07 J. Themelis Nickolas Process for continuous smelting and converting of copper concentrates
US4088310A (en) * 1971-09-17 1978-05-09 Outokumpu Oy Apparatus for suspension smelting of finely-grained oxide and/or sulfide ores and concentrates
SE397689B (sv) * 1976-03-12 1977-11-14 Boliden Ab Forfarande for framstellning av blisterkoppar innefattande smeltning av sulfidhaltigt kopparmaterial i en roterande ugn och konvertering av skersten pa i och for sig kent sett
US4204861A (en) * 1976-03-12 1980-05-27 Boliden Aktiebolag Method of producing blister copper

Also Published As

Publication number Publication date
SE7708462L (sv) 1979-01-23
IT7825973A0 (it) 1978-07-21
PT68311A (en) 1978-08-01
ES471835A1 (es) 1979-02-01
US4304595A (en) 1981-12-08
CA1112456A (en) 1981-11-17
JPS5423014A (en) 1979-02-21
WO1979000058A1 (en) 1979-02-08
GR65240B (en) 1980-07-30
SE406929B (sv) 1979-03-05
IT1099010B (it) 1985-09-18

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4514223A (en) Continuous direct process of lead smelting
US3892559A (en) Submerged smelting
EP0441052A1 (en) Method for recovering zinc from zinc-containing waste materials
US3664828A (en) Reverberatory smelting of copper concentrates
US4006010A (en) Production of blister copper directly from dead roasted-copper-iron concentrates using a shallow bed reactor
US4741770A (en) Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone
CA1279198C (en) Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone
US3663207A (en) Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead
SU976855A3 (ru) Способ переработки сульфидных железосодержащих материалов
US5980606A (en) Method for reducing sulfuric content in the offgas of an iron smelting process
SU1544829A1 (ru) Способ переработки мелкозернистых свинцовых и свинцово-цинковых медьсодержащих сульфидных концентратов
KR100322393B1 (ko) 적어도부분적으로건식야금법에의해정련된니켈함유원료로부터의고등급니켈매트의제조방법
US4388110A (en) Method for recovering the metal content of complex sulphidic metal raw materials
US4515631A (en) Method for producing blister copper
US3473918A (en) Production of copper
US1976735A (en) Treatment of sulphide ores
US3069254A (en) Autogenous pyrometallurgical production of nickel from sulfide ores
US2035016A (en) Smelting of ores
US3091524A (en) Metallurgical process
US4514221A (en) Method of smelting zinc by injection smelting
US4514222A (en) High intensity lead smelting process
US3905807A (en) Recovery of tin from slags
FI64191C (fi) Foerfarande foer tillvaratagande av nickel ur nickel-jaern-slagg eller nickelmalm av laog grad
US2111789A (en) Treatment of sulphide ores
RU2791998C1 (ru) Способ прямого получения чугуна из фосфорсодержащей железной руды или концентрата с одновременным удалением фосфора в шлак