UA92729C2 - Method and plant for production of titanium slag from ilmenite - Google Patents
Method and plant for production of titanium slag from ilmenite Download PDFInfo
- Publication number
- UA92729C2 UA92729C2 UAA200706095A UAA200706095A UA92729C2 UA 92729 C2 UA92729 C2 UA 92729C2 UA A200706095 A UAA200706095 A UA A200706095A UA A200706095 A UAA200706095 A UA A200706095A UA 92729 C2 UA92729 C2 UA 92729C2
- Authority
- UA
- Ukraine
- Prior art keywords
- reactor
- gas
- ilmenite
- pipeline
- solid particles
- Prior art date
Links
- YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N iron;titanium;trihydrate Chemical compound O.O.O.[Ti].[Fe] YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N 0.000 title abstract description 22
- 239000002893 slag Substances 0.000 title abstract description 14
- 238000000034 method Methods 0.000 title abstract description 12
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 title description 9
- 239000010936 titanium Substances 0.000 title description 9
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 title description 9
- GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N Titan oxide Chemical compound O=[Ti]=O GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 10
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 8
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 abstract description 6
- 239000007788 liquid Substances 0.000 abstract description 4
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 53
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 29
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 26
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 21
- 238000004939 coking Methods 0.000 description 20
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 16
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 15
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 14
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 11
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 8
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 7
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 7
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 6
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000006096 absorbing agent Substances 0.000 description 4
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 description 4
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 4
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 3
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- 239000004408 titanium dioxide Substances 0.000 description 3
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 2
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 2
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 2
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 2
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 2
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 2
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 2
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 description 2
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 2
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 2
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 2
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000019229 Dinia Species 0.000 description 1
- 101001031591 Mus musculus Heart- and neural crest derivatives-expressed protein 2 Proteins 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 1
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 1
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 1
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 description 1
- 239000012528 membrane Substances 0.000 description 1
- 239000011148 porous material Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 239000006200 vaporizer Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B4/00—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
- C22B4/08—Apparatus
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/10—Obtaining titanium, zirconium or hafnium
- C22B34/12—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08
- C22B34/1204—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent
- C22B34/1209—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent by dry processes, e.g. with selective chlorination of iron or with formation of a titanium bearing slag
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/12—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
- C22B5/14—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases fluidised material
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/18—Reducing step-by-step
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Furnace Details (AREA)
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
Abstract
Description
охолоджений, у поглиначі СО» з нього видаляють діоксид вуглецю, що утворився під час часткового відновлення ільменіту, потім його підігрівають у наступному газонагрівачі та, нарешті, знову подають у відновлювальний реактор, а, можливо, і у реактор для коксування у якості флюїдизуючого газу.cooled, carbon dioxide formed during the partial reduction of ilmenite is removed from it in the CO absorber, then it is heated in the next gas heater and, finally, it is again fed to the reduction reactor and, possibly, to the coking reactor as a fluidizing gas.
Було встановлено, що коли використовуваний необроблений ільменіт має відносно високий вміст Еео, доцільно піддати його попередній окислювальній обробці перед частковим відновленням а) з метою повного доокиснення БеО до ЕегОз. Це є певною перевагою, оскільки РеО присутній у такій кристалічній структурі, яка є дуже стійкою до дії газоподібних відновлювачів, в той час як кристалічна структура РегОз, яка утворюється при доокисненні БеО, дозволяє газу дифундувати у пори матеріалу. Зазвичай доокиснення проводять таким чином, щоб вміст ГеО у оброблюваному матеріалі не перевищував 5 маб.95, а ще краще - був меншим за З мас.95.It was found that when the raw ilmenite used has a relatively high content of Eeo, it is advisable to subject it to a preliminary oxidation treatment before partial reduction a) in order to fully oxidize BeO to EeOz. This is a certain advantage, since ReO is present in such a crystal structure that is very resistant to the action of gaseous reducing agents, while the crystal structure of RegOz, which is formed during the post-oxidation of BeO, allows the gas to diffuse into the pores of the material. Usually post-oxidation is carried out in such a way that the content of GeO in the processed material does not exceed 5 wt.95, and even better - it is less than 3 wt.95.
Згідно з винаходом окиснення необробленого ільменіту, а також його часткове відновлення пропонується проводити у циркулюючому киплячому шарі, переважно при температурах між 600 і 100070.According to the invention, the oxidation of raw ilmenite, as well as its partial reduction, is proposed to be carried out in a circulating fluidized bed, preferably at temperatures between 600 and 100070.
Зокрема виявилось, що при використанні в якості вихідного матеріалу ільменіту, що містить хроміт, а в якості відновлювача - вугілля та/або напівкоксу, доцільно проводити магнітну сепарацію частково відновленого ільменіту до його потрапляння в електропіч з метою відділення збагаченого магнітною фракцією діоксиду титану від немагнітної фракції, яка містить в основному хроміт, смоли та напівкокс, якщо його використовують як відновлювач, а, отже, поміщати в електропіч лише одержану у такий спосіб магнітну фракцію. У цьому випадку бажано, щоб температура частково відновленого матеріалу під час магнітної сепарації складала принаймні 600"С, ще краще - принаймні 675"С, а найкраще - біля 700760.In particular, it turned out that when using chromite-containing ilmenite as a starting material, and coal and/or semi-coke as a reducing agent, it is advisable to carry out magnetic separation of the partially reduced ilmenite before it enters the electric furnace in order to separate the titanium dioxide enriched in the magnetic fraction from the non-magnetic fraction , which contains mainly chromite, resins and semi-coke, if it is used as a reducing agent, and therefore only the magnetic fraction obtained in this way should be placed in the electric furnace. In this case, it is desirable that the temperature of the partially reduced material during magnetic separation is at least 600°C, even better - at least 675°C, and best of all - around 700760.
Особливо бажано, щоб подальше перенесення магнітної фракції у електропіч відбувалось без охолодження чи підігрівання. Таким чином, енергія, необхідна для охолодження частково відновленого матеріалу, з одного боку, та енергія, необхідна для підігріву матеріалу, що поданий у електропіч, до робочих температур печі, з іншого боку, мінімізуються без суттєвого додаткового окиснення частково відновленого матеріалу, що може відбуватися перед потраплянням у електропіч. Немагнітну фракцію можна піддати подальшій обробці і напівкокс, що міститься в цій немагнітній фракції можна повторно використати у технологічному процесі, тобто у якості вихідного матеріалу.It is especially desirable that the further transfer of the magnetic fraction to the electric furnace takes place without cooling or heating. Thus, the energy required to cool the partially reduced material, on the one hand, and the energy required to heat the material fed to the electric furnace to the operating temperatures of the furnace, on the other hand, are minimized without significant additional oxidation of the partially reduced material, which may occur before entering the electric furnace. The non-magnetic fraction can be subjected to further processing and the semi-coke contained in this non-magnetic fraction can be reused in the technological process, that is, as a starting material.
Титановий шлак, що видаляють з електропечі, містить, в основному, від 75 до 90 мас.95, а краще - близько 85 мас.Оо діоксиду титану, а рідкий чавун містить понад 94 металічного заліза.The titanium slag removed from the electric furnace contains, mainly, from 75 to 90 wt.95, and better - about 85 wt.Oo of titanium dioxide, and liquid cast iron contains more than 94 of metallic iron.
Згідно з винаходом, установка, яка може бути використана зокрема для реалізації описаного вище способу, включає в себе реактор для коксування, що складається з реактора зі стаціонарним киплячим шаром для коксування вугілля з одночасним нагріванням ільменіту, відновлювальний реактор з циркулюючим киплячим шаром для часткового відновлення ільменіту і електропіч.According to the invention, the installation, which can be used in particular to implement the method described above, includes a coking reactor consisting of a reactor with a stationary fluidized bed for coking coal with simultaneous heating of ilmenite, a reduction reactor with a circulating fluidized bed for partial reduction of ilmenite and an electric stove.
Бажано, щоб реактор для коксування був з'єднаний з відновлювальним реактором за допомогою з'єднувального каналу, так щоб завись твердих часток в газі могла проходити з верхньої частини реактора для коксування у нижню частину відновлювального реактора, а на виході відновлювального реактора розміщено циклон, який забезпечує відділення твердої фази із зависі твердих часток в газі а також трубопровід для зворотньої подачі твердих часток з циклона у реактор для коксування.It is desirable that the coking reactor is connected to the reducing reactor by means of a connecting channel, so that the suspension of solid particles in the gas can pass from the upper part of the coking reactor to the lower part of the reducing reactor, and at the outlet of the reducing reactor there is a cyclone, which provides separation of the solid phase from the suspension of solid particles in the gas, as well as a pipeline for the return of solid particles from the cyclone to the coking reactor.
Відповідно до способу реалізації винаходу пропонується застосувати принаймні один каскад підігрівання, що передбачає наявність теплообмінника для зависі твердих часток в газі і циклона, розміщеного між виходом відновлювального реактора і входом реактора для коксування, в якому ільменіт підігрівається до температур від 500 до 900"С, краще - до 600-850"С, а найкраще - до температури біля 800"С перед завантаженням його у реактор для коксування. Відповідно до способу реалізації винаходу пропонується забезпечити засоби для циркуляції киплячого шару в установці.According to the method of implementation of the invention, it is proposed to apply at least one heating stage, which involves the presence of a heat exchanger for the suspension of solid particles in the gas and a cyclone placed between the output of the reduction reactor and the input of the coking reactor, in which the ilmenite is heated to temperatures from 500 to 900 "C, preferably - up to 600-850"С, and best of all - up to a temperature of about 800"С before loading it into the reactor for coking. According to the method of implementation of the invention, it is proposed to provide means for circulating the fluidized bed in the installation.
Відповідно до способу реалізації даного винаходу установка додатково включає в себе магнітний сепаратор.According to the method of implementation of this invention, the installation additionally includes a magnetic separator.
Далі винахід буде детально описаний з посиланнями на спосіб його реалізації та схеми. Всі деталі, що пояснюють суть винаходу, кожна зокрема, або в будь-якій комбінації, незалежно від того, чи включені вони у формулу винаходу, або послідовності посилання на них, описані та/або проілюстровані схемами.Next, the invention will be described in detail with references to its implementation and schemes. All details explaining the essence of the invention, each in particular, or in any combination, regardless of whether they are included in the claims, or the sequence of reference to them, are described and/or illustrated by diagrams.
Короткий опис ілюстрацій.A brief description of the illustrations.
На фіг. 1 показана блок-схема способу та установки у відповідності з першим варіантом реалізації цього винаходу, а на фіг. 2 показана блок-схема способу та установки у відповідності з другим варіантом реалізації цього винаходу.In fig. 1 shows a block diagram of the method and installation in accordance with the first embodiment of the present invention, and in fig. 2 shows a block diagram of the method and installation in accordance with the second embodiment of the present invention.
Як показано на фіг. 1, в процесі виробництва титанового шлаку з ільменіту суміш напівкоксу та ільменіту, які завантажуються з резервуарів 2, З та змішуються у резервуарі для змішування 4, безперервно подається через спеціальний трубопровід 1 для подачі твердих часток у теплообмінник для зависі 5 першого каскаду підігрівання, у якому більша частина матеріалу суспендується і підігрівається за допомогою газу (16), що виділяється у другому каскаді підігрівання. Далі завись за допомогою газового потоку потрапляє у циклон б, в якому тверді частинки відділяються від газу. Потім сепаровані тверді частинки через трубопровід 7 поставляються у другий теплообмінник для зависі типу Вентурі 8, де вони далі підігріваються до температури біля 8007 і у вихідному циклоні 9 знову відділяються від газового потоку. Підігріта у такий спосіб сировина через спеціальний трубопровід для твердих часток 1' подається у реактор для коксування 10, у який через трубопровід для твердих часток 7" також подається вугілля з розміром часток меншим за 5мм і кисень. Крім того, флюїдизуючий газ, що складається з 70 об.9о моноксиду вуглецю і 30 об.9о молекулярного водню і має температуру біля 600"С, подається у реактор для коксування 10 через газопровід 11 для того, щоб флюїдизувати тверді частки в реакторі 10, створюючи таким чином стаціонарний киплячий шар. Швидкість подачі кисню і флюїдизуючого газу, а також час перебування твердих часток у реакторі 10 підбирають так, щоб у киплячому шарі забезпечувалась температура біля 105070 та досягався достатній ступінь коксування вугілля. Вугілля, що подається через трубопровід 7" може бути очищене та/або коксоване за допомогою додаткового пристрою до подачі його у реактор 10.As shown in fig. 1, in the process of producing titanium slag from ilmenite, a mixture of semi-coke and ilmenite, which are loaded from tanks 2, C and mixed in the mixing tank 4, is continuously fed through a special pipeline 1 for supplying solid particles to the heat exchanger for the suspension 5 of the first heating stage, in which most of the material is suspended and heated by the gas (16) released in the second heating stage. Next, the suspension enters the cyclone b with the help of a gas flow, in which solid particles are separated from the gas. Then, the separated solid particles are supplied through the pipeline 7 to the second heat exchanger for the suspension of the venturi type 8, where they are further heated to a temperature of about 8007 and in the outlet cyclone 9 are again separated from the gas stream. The raw material heated in this way is fed through a special pipeline for solid particles 1' to the coking reactor 10, into which coal with a particle size of less than 5 mm and oxygen is also fed through a pipeline for solid particles 7". In addition, the fluidizing gas consisting of 70 vol.9o of carbon monoxide and 30 vol.9o of molecular hydrogen and has a temperature of about 600"C, is supplied to the coking reactor 10 through the gas line 11 in order to fluidize the solid particles in the reactor 10, thus creating a stationary fluidized bed. The rate of supply of oxygen and fluidizing gas, as well as the residence time of solid particles in the reactor 10, are selected so that a temperature of about 105070 is provided in the fluidized bed and a sufficient degree of coal coking is achieved. Coal fed through the pipeline 7" can be cleaned and/or coked using an additional device before feeding it to the reactor 10.
Суміш газу та твердих часток безперервно поступає з реактора для коксування 10 через з'єднувальний канал 12 до відновлювального реактора 13, в якому тверді частки флюїдизують за допомогою флюїдизуючого газу, що надходить через газопровід 11", утворюючи при цьому циркулюючий киплячий шар, а ільменіт відновлюють за допомогою відновлювачів, зокрема монооксиду вуглецю, до досягнення ступеню металізації близько 7095 за вмістом у ньому заліза. Потім суспензію за допомогою газового потоку подають у циклон 14, що знаходиться на виході з відновлювального реактора 13, і в цьому циклоні тверді частки відділяють від газу (16). Після цього сепаровані тверді частки через трубопровід зворотнього ходу 15 повертають у реактор для коксування 10, в цей же час газ, що виділяється, який містить СОї Но та СО» температурою близько 1000"С, переноситься через газопровід 16 спочатку до теплообмінника для зависі З другого каскаду підігрівання, а звідти через циклон 9 та газопровід 16' - до теплообмінника для зависі 5 першого каскаду підігрівання, де він охолоджується до температури близько 500"С. Через трубопровід 16" газ, що був отриманий після відділення твердих часток у циклоні 6, розташованому на виході теплообмінника для зависі 5, спочатку проходить через бойлер, який використовує тепло виділених газів (не показано), де він охолоджується приблизно до 2007 завдяки утворенню пари (4 бар) , а потім він очищається від пилу у газоочищувачі 17 та охолоджується до температури близько 30"С. Твердий/рідкий осад, що утворився в газоочищувачі (частинки руди і вуглецю) може бути використаний в подальшому, тобто, після його гранулювання, як сировина для резервуара змішування 4 та/або реактора 10, реактора 13 чи печі 22. Далі діоксид вуглецю відділяють від газу, що виділився, в поглиначі СО» 18, а очищену таким чином газову суміш, яка може бути підігріта у теплообміннику, тобто газом з трубопровода 16", нагрівають до температури близько 600"С у газопідігрівачі 19, а потім повертають у якості флюїдизуючого газу до реактора для коксування 10 та відновлювального реактора 13 по трубопроводах 11, 11". Крім того, кількість водню та/або води та/або водяної пари в циркулюючому газовому потоці можна контролювати, наприклад, за допомогою воднево- проникної мембрани, водяного холодильника/поглинача або водяного випаровувача.The mixture of gas and solid particles continuously flows from the coking reactor 10 through the connecting channel 12 to the reduction reactor 13, in which the solid particles are fluidized with the help of fluidizing gas supplied through the gas line 11", forming a circulating fluidized bed, and ilmenite is reduced with the help of reducing agents, in particular carbon monoxide, until reaching a degree of metallization in terms of iron content of about 7095. The suspension is then fed by a gas stream to cyclone 14, which is located at the outlet of reduction reactor 13, and in this cyclone solid particles are separated from gas ( 16). After that, the separated solid particles are returned through the return pipeline 15 to the coking reactor 10, at the same time, the released gas, which contains CO 1 and CO 2 with a temperature of about 1000 °C, is transferred through the gas pipeline 16 first to the heat exchanger for hang from the second heating cascade, and from there through cyclone 9 and gas pipeline 16' - to the heat exchanger for heating 5 of the first heating stage, where it cools down to a temperature of about 500"C. Through a 16" pipeline, the gas obtained after the separation of solid particles in the cyclone 6 located at the outlet of the heat exchanger for the suspension 5 first passes through a boiler that uses the heat of the separated gases (not shown), where it is cooled to about 2007 by the formation of steam ( 4 bar), and then it is cleaned of dust in the gas purifier 17 and cooled to a temperature of about 30"C. The solid/liquid sludge formed in the gas purifier (particles of ore and carbon) can be used further, that is, after its granulation, as raw material for the mixing tank 4 and/or reactor 10, reactor 13 or furnace 22. Further, carbon dioxide is separated from of the released gas in the CO absorber 18, and the gas mixture purified in this way, which can be heated in the heat exchanger, i.e. gas from the pipeline 16, is heated to a temperature of about 600 °C in the gas heater 19, and then returned as a fluidizing gas to the coking reactor 10 and the reducing reactor 13 via lines 11, 11". In addition, the amount of hydrogen and/or water and/or water vapor in the circulating gas stream can be controlled, for example, by means of a hydrogen-permeable membrane, a water cooler/absorber or a water vaporizer.
З відновлювального реактора 13 суміш частково відновленого ільменіту та напівкоксу температурою біля 10007" неперервно видаляють через пневматичний трубопровід вивантаження продукту 20, охолоджують до температури близько 7007 у теплообміннику (не показаний) і при цій температурі подають у магнітний сепаратор 21, у якому фракція, збагачена діоксидом титану, як магнітна речовина, відділяється від немагнітної фракції, яка містить значну кількість хроміту, смол і напівкоксу, а потім магнітну фракція завантажують у електропіч 22.From the reduction reactor 13, a mixture of partially reduced ilmenite and semi-coke at a temperature of about 10007" is continuously removed through a pneumatic product discharge pipeline 20, cooled to a temperature of about 7007 in a heat exchanger (not shown) and at this temperature is fed to a magnetic separator 21, in which the fraction enriched with dioxide titanium, as a magnetic substance, is separated from the non-magnetic fraction, which contains a significant amount of chromite, resins and semi-coke, and then the magnetic fraction is loaded into the electric furnace 22.
В електричній печі 22, температура якої складає близько 1600"С, в якості кінцевих продуктів отримують титановий шлак з вмістом діоксиду титану від 75 до 90 мас.9о і рідкий чавун з вмістом металічного заліза понад 94 мас.боюо. Газ, що виходить з електричної печі, містить понад 90 мабс.9о моноксиду вуглецю; після видалення пилу він спалюється у камері догорання (не показана), а утворений гарячий топочний газ використовують у газонагрівачі 19 для нагрівання флюїдизуючого газу. Крім того, частину циркулюючого газового потоку також можна спалювати і використовувати у газонагрівачі 19.In the electric furnace 22, the temperature of which is about 1600"C, the final products are titanium slag with a titanium dioxide content of 75 to 90 wt.9o and liquid cast iron with a metallic iron content of more than 94 wt. furnace, contains more than 90 mab.9o of carbon monoxide; after dust removal, it is burned in an afterburner (not shown), and the resulting hot flue gas is used in the gas heater 19 to heat the fluidized gas. In addition, part of the circulating gas stream can also be burned and used in the gas heater 19.
На відміну від установки, описаної вище, установка, зображена на фіг. 2, додатково включає реактор для окиснення 23, розміщений на вході у реактор для коксування 10. Сировина, підігріта у теплообмінниках для підігріву зависі 5, З подають у реактор для окиснення 23 через трубопровід для твердих часток 1 і флюїдизують за допомогою флюїдизуючого газу, що надходить через газопровід 11" після його підігрівання в теплообміннику 24 за допомогою відпрацьованих газів, що надходять з циклона 14, розташованого перед реактором для відновлення 13, завдяки формуванню циркулюючого киплячого шару. Крім цього, в реактор для окиснення 23 подають паливо через трубопровід 16 ". Завись переноситься газовим потоком у розташований перед реактором для окиснення 23 циклон 25, в якому тверда фаза відділяється від газу. Частину твердої фази повторно подають в реактор для окиснення 23, а інша частина - через трубопровід для подачі твердих часток 7" надходить до реактора для коксування 10.In contrast to the installation described above, the installation shown in fig. 2, additionally includes an oxidation reactor 23 placed at the entrance to the coking reactor 10. The raw material heated in the heat exchangers for heating the suspension 5, C is fed to the oxidation reactor 23 through the pipeline for solid particles 1 and fluidized with the help of the incoming fluidizing gas through the gas line 11" after its heating in the heat exchanger 24 with the help of exhaust gases coming from the cyclone 14, located in front of the reactor for recovery 13, thanks to the formation of a circulating fluidized bed. In addition, fuel is supplied to the reactor for oxidation 23 through the pipeline 16 ". The suspension is carried by the gas flow into the cyclone 25 located in front of the oxidation reactor 23, in which the solid phase is separated from the gas. Part of the solid phase is fed again to the reactor for oxidation 23, and the other part - through the pipeline for supplying solid particles 7" enters the reactor for coking 10.
Газ, що виходить з циклона 25 через газопровід 26 подають у теплообмінник для підігріву зависі другого каскаду підігрівання 8, а звідти через циклон 9 - у теплообмінник підігріву зависі першого каскаду підігрівання 5 і через циклон 6 - у пристрій очищення відпрацьованих газів (не показаний).The gas leaving the cyclone 25 through the gas line 26 is fed to the heat exchanger for heating the suspension of the second heating stage 8, and from there through the cyclone 9 - to the heat exchanger for heating the suspension of the first heating stage 5 and through the cyclone 6 - to the exhaust gas cleaning device (not shown).
Суть винаходу буде пояснена нижче з посиланнями на приклад, що ілюструє винахід, але його не обмежує.The essence of the invention will be explained below with reference to an example that illustrates the invention, but does not limit it.
ПрикладExample
В установці, що відповідає фіг. 2, теплообмінник для підігріву зависі 5 через трубопровід подачі твердих часток 1 завантажують вихідним ільменітом (12кг/год) у вигляді часток розміром, меншим за 1мм, такого складу:In the installation corresponding to fig. 2, the heat exchanger for heating the suspension 5 is loaded with the initial ilmenite (12 kg/h) in the form of particles with a size smaller than 1 mm and the following composition through the pipeline for the supply of solid particles 1:
ТО» 50.04 мас.TO" 50.04 mass.
ЕегОз 13.4 4 мас.95EegOz 13.4 4 wt. 95
ЕеО 32.79 мас.9оEeO 32.79 wt.9o
Мпо 0.58 мас.Mpo 0.58 wt.
БІО» 0.62 мас.9оBIO" 0.62 wt.9o
АІ25Оз 0.53 мас.9оAI25Oz 0.53 wt.9o
МОО 0.68 мас.MOO 0.68 wt.
Сао 0.05 мас.Sao 0.05 wt.
З 0 мас.обFrom 0 wt. vol
С 0 мас.C 0 wt.
Інші 0.37 мас.9оOthers 0.37 wt.9o
Втрати на вигорання (І ОЇ) 0.90 мас.9оCombustion losses (I ОЙ) 0.90 wt.9o
Всього 100.00 мас.9оTotal 100.00 wt. 9o
Всього Ті 30 мас.9оTotal Those 30 wt. 9o
Всього Ге 34.90 мас.9оTotal He 34.90 wt.9o
Після проходження першого та другого каскадів підігрівання підігріта руда через тубопровід 7 вводилася у реактор для окиснення 23 для того, щоб майже повністю доокислити БеО до РегОз. Крім того, у реактор для окиснення 23 через трубопровід 11" подавалось паливо і флюїдизуючий газ. Після відділення твердої фази від газу в циклоні 25, розташованому на вході у реактор для окиснення 23 тверда фаза через трубопровід для подачі твердих часток 7" надходила до реактора для коксування 10. Вміст кисню у відпрацьованому газі циклону 25 складав б мас.95. Крім того, кисень і 7.5кг/год вугілля (Віаїг АгНОЇ,After passing through the first and second stages of heating, the heated ore was introduced through pipeline 7 into the oxidation reactor 23 in order to almost completely oxidize BeO to RegOz. In addition, fuel and fluidizing gas were supplied to the oxidation reactor 23 through the pipeline 11". After the separation of the solid phase from the gas in the cyclone 25 located at the entrance to the oxidation reactor 23, the solid phase through the pipeline for supplying solid particles 7" entered the reactor for coking 10. The oxygen content in the spent gas of cyclone 25 would be 95% by mass. In addition, oxygen and 7.5 kg/h of coal (Viaig AgNOI,
Спх: 6295), що відповідає співвідношенню Ре:Спх, рівному 1, подавались до реактора для коксування 10 через трубопровід для подачі твердих часток 7", у реакторі 10 частки твердої фази флюїдизувалися газовою сумішшю, яка складалась з 70 мас.9о моноксиду вуглецю і 30 мас.9о водню, шляхом формування стаціонарного киплячого шару. З реактора для коксування 10 суміш твердих часток і газу через з'єднувальний канал 12 подавалась у відновлювальний реактор 13, у якому окислений ільменіт частково відновлювався до ступеня металізації 7090 за вмістом заліза.Спх: 6295), corresponding to the ratio Re:Спх, equal to 1, were supplied to the coking reactor 10 through a pipeline for supplying solid particles 7", in the reactor 10, the particles of the solid phase were fluidized with a gas mixture consisting of 70 wt.9o of carbon monoxide and 30 wt.9o of hydrogen, by forming a stationary fluidized bed.From the coking reactor 10, a mixture of solid particles and gas was fed through the connecting channel 12 to the reduction reactor 13, in which the oxidized ilmenite was partially reduced to the degree of metallization of 7090 in terms of iron content.
Тверда фаза, вивантажена з відновлювального реактора 13 через трубопровід 20, спочатку сепарувалась за допомогою магнітного сепаратора 21, після чого одержана у такий спосіб магнітна фракція подавалась у електропіч 22. Встановлена потужність трансформатора печі 22 складала 2 МВА.The solid phase discharged from the reduction reactor 13 through the pipeline 20 was first separated using a magnetic separator 21, after which the magnetic fraction obtained in this way was fed to the electric furnace 22. The installed capacity of the transformer of the furnace 22 was 2 MVA.
Титановий шлак вивантажували з печі кожні 2 години, а губчасте залізо - двічі на день.Titanium slag was unloaded from the furnace every 2 hours, and sponge iron - twice a day.
За даними хімічного аналізу склад титанового шлаку і губчастого заліза, одержаних у такий спосіб, наведені у Таблиці 1. Розрахункові витрати електроенергії процесу складають 1.004кВт-.год на тонну шлаку.According to the data of chemical analysis, the composition of titanium slag and sponge iron obtained in this way are shown in Table 1. The estimated electricity consumption of the process is 1.004kWh per ton of slag.
Таблиця 1Table 1
Хімічний склад титанового шлаку та губчастого заліза отриманого, відповідно, у прикладі та прототипі нслья ( пинннопіетнятнини | ню нняThe chemical composition of titanium slag and sponge iron obtained, respectively, in the example and prototype
Попередньо відновлений ільменіт Необроблений ільменіт оо Титановийшлак.у/ ЇЇ 77777771 о Губчастезалво./// | 77777711Pre-reduced ilmenite Unprocessed ilmenite oo Titanovyishlak.u/ ІІ 77777771 о Gubchastezalvo./// | 77777711
Затрати електроенергії 1.004кВт.год на тонну шлаку 2.050 кВт-год на тонну (розрахунок) шлакуElectricity consumption 1.004 kWh per ton of slag 2.050 kWh per ton (calculation) of slag
Прототип.Prototype.
Для порівняння необроблений ільменіт зазначеного вище складу, який не піддавався ні окисленню, ні частковому відновленню, поміщали замість попередньо відновленого ільменіту у електропіч 22, описану у наведеному вище прикладі, і розплавляли.For comparison, untreated ilmenite of the above composition, which was not subjected to either oxidation or partial reduction, was placed instead of pre-reduced ilmenite in the electric furnace 22 described in the above example and melted.
Склад титанового шлаку і губчастого заліза, одержаних у такий спосіб, наведені у Таблиці 1.The composition of titanium slag and sponge iron obtained in this way are given in Table 1.
Розрахункові витрати електроенергії процесу складають 2,050кВт-год на тонну шлаку.The estimated electricity consumption of the process is 2,050 kWh per ton of slag.
Список позначень: 1 - спеціальний трубопровід для подачі твердих часток 2 - резервуар для напівкоксуList of designations: 1 - special pipeline for supplying solid particles 2 - tank for semi-coke
З - резервуар для ільменіту 4 - змішувальний резервуар - теплообмінник для підігріву зависі першого каскаду підігрівання 6 - циклон першої стадії попереднього нагрівання 7, 7,7" - трубопровід для подачі твердих часток 8 - теплообмінник для підігріву зависі другого каскаду підігрівання 9 - циклон другого каскаду підігрівання - (коксуючий) реактор 11, 11,11" - трубопровід для подачі флюїдизуючого газу 12 - з'єднувальний каналC - tank for ilmenite 4 - mixing tank - heat exchanger for heating the suspension of the first stage of heating 6 - cyclone of the first stage of preheating 7, 7.7" - pipeline for supplying solid particles 8 - heat exchanger for heating the suspension of the second stage of heating 9 - cyclone of the second stage heating - (coking) reactor 11, 11, 11" - pipeline for supplying fluidizing gas 12 - connecting channel
13 - відновлювальний реактор 14 - циклон відновлювального реактора - трубопровід зворотнього ходу твердих часток 16, 16,16" - газовий трубопровід 17 - газоочищувач 18 - поглинач СО» 19 - газопідігрівач - трубопровід для вивантаження продукту 21 - магнітний сепаратор 22 - електропіч 23 - реактор-окислювач 24 - теплообмінник - циклон реактора-окислювача 2 6 - трубопровід для вивантаження відпрацьованого газу їз 165 ЛІ ші т іі ой | і в НощУ 81 ОО в п пгояи НИ ЧНУ, ши ще ! Ех лі Б діа и те а | діння Й ! Й ї у 7 ї -813 - reduction reactor 14 - cyclone of the reduction reactor - return pipeline of solid particles 16, 16, 16" - gas pipeline 17 - gas purifier 18 - CO absorber 19 - gas heater - product discharge pipeline 21 - magnetic separator 22 - electric furnace 23 - reactor - oxidizer 24 - heat exchanger - reactor-oxidizer cyclone 2 6 - pipeline for discharge of spent gas iz 165 LI shi t ii oi | i v NoschU 81 OO v p pgoyai NI CHNU, shi sche ! Eh li B dia i te a | dinia Y And eats at 7-8
ОК, ЛП п- тя т ТЕ із авіа ша ! | р " " . ж кн дикввннOK, LP p- tya t TE from avia sha! | r " " . same kn dikvnn
Фіг.1Fig.1
ХК вяще ї я ЖХК вече и I Ж
І Я иAnd I and
Ще тшй ' С те - 2Another thing - 2
Фіг.2Fig. 2
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE200410053676 DE102004053676B4 (en) | 2004-11-03 | 2004-11-03 | Process and plant for the production of titanium slag from ilmenite |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
UA92729C2 true UA92729C2 (en) | 2010-12-10 |
Family
ID=35432419
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
UAA200706095A UA92729C2 (en) | 2004-11-03 | 2005-03-11 | Method and plant for production of titanium slag from ilmenite |
Country Status (8)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN100540698C (en) |
AU (1) | AU2005300680B2 (en) |
CA (1) | CA2583359C (en) |
DE (1) | DE102004053676B4 (en) |
NO (1) | NO343430B1 (en) |
UA (1) | UA92729C2 (en) |
WO (1) | WO2006048283A1 (en) |
ZA (1) | ZA200704343B (en) |
Families Citing this family (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE102007032085A1 (en) * | 2007-07-09 | 2009-01-15 | Outotec Oyj | Fluidized bed reactor for treating vortex substances and method therefor |
DE102009038052B4 (en) * | 2009-08-19 | 2012-09-27 | Wolfgang Krumm | Smelting process by using a pre-reduced Ilmeniterzstromes and / or Hematitezstromes |
DE102010022773B4 (en) | 2010-06-04 | 2012-10-04 | Outotec Oyj | Process and plant for the production of pig iron |
CN102399998B (en) * | 2011-11-18 | 2014-03-26 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | Method for reducing and smelting titania slag by utilizing vanadium-titanium-iron ore concentrates in molten state |
AU2013383015B2 (en) * | 2013-03-18 | 2016-09-08 | Outotec (Finland) Oy | Process and plant for producing titanium slag from ilmenite |
CN103421925B (en) * | 2013-08-26 | 2015-04-22 | 江苏大学 | Method of preparing titanium dichloride slag |
FI20155066A (en) * | 2015-01-30 | 2016-07-31 | Outotec Finland Oy | A process for the production of slag and crude iron containing titanium oxide from ilmenite and a plant |
EP3106531A1 (en) * | 2015-06-15 | 2016-12-21 | Improbed AB | Use of pre-oxidized ilmenite in fluidized bed boilers |
CN109609759B (en) * | 2019-01-24 | 2020-11-03 | 东北大学 | Separation and enrichment method of valuable components in titanium-iron-containing mineral |
Family Cites Families (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE810156C (en) * | 1946-11-18 | 1951-08-06 | Titan Co As | Process for the extraction of iron and titanium-containing slag from titanium-containing iron ores |
JPS5031526B1 (en) * | 1969-05-12 | 1975-10-13 | ||
US3713781A (en) * | 1970-10-21 | 1973-01-30 | W Dunn | Cross-flow fluid bed reactor |
US3765868A (en) * | 1971-07-07 | 1973-10-16 | Nl Industries Inc | Method for the selective recovery of metallic iron and titanium oxide values from ilmenites |
DE2234843A1 (en) * | 1972-07-15 | 1974-01-31 | Bayer Ag | PROCESS FOR THE MANUFACTURING OF TITANIUM DIOXIDE CONCENTRATES |
SE419129B (en) * | 1979-05-29 | 1981-07-13 | Stora Kopparbergs Bergslags Ab | DEVICE FOR REDUCING FINE DISTRIBUTED IRON OXIDE-CONTAINING MATERIAL IN A CIRCULATING FLOAT BED |
DE10260767A1 (en) * | 2002-12-23 | 2004-07-01 | Koenig & Bauer Ag | Device for format adjustment on sheet-guiding drums of sheet-fed printing machines |
DE10260737B4 (en) * | 2002-12-23 | 2005-06-30 | Outokumpu Oyj | Process and plant for the heat treatment of titanium-containing solids |
CN1233560C (en) * | 2003-02-21 | 2005-12-28 | 中南大学 | Method for preparing rutile type titanium dioxide |
-
2004
- 2004-11-03 DE DE200410053676 patent/DE102004053676B4/en not_active Expired - Fee Related
-
2005
- 2005-03-11 UA UAA200706095A patent/UA92729C2/en unknown
- 2005-11-03 WO PCT/EP2005/011761 patent/WO2006048283A1/en active Application Filing
- 2005-11-03 AU AU2005300680A patent/AU2005300680B2/en not_active Ceased
- 2005-11-03 ZA ZA200704343A patent/ZA200704343B/en unknown
- 2005-11-03 CA CA2583359A patent/CA2583359C/en not_active Expired - Fee Related
- 2005-11-03 CN CNB2005800375976A patent/CN100540698C/en not_active Expired - Fee Related
-
2007
- 2007-05-30 NO NO20072742A patent/NO343430B1/en not_active IP Right Cessation
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
AU2005300680B2 (en) | 2010-02-25 |
CA2583359C (en) | 2013-10-08 |
DE102004053676A1 (en) | 2006-05-04 |
WO2006048283A1 (en) | 2006-05-11 |
DE102004053676B4 (en) | 2010-02-25 |
NO20072742L (en) | 2007-07-19 |
CN100540698C (en) | 2009-09-16 |
ZA200704343B (en) | 2008-08-27 |
CA2583359A1 (en) | 2006-05-11 |
AU2005300680A1 (en) | 2006-05-11 |
CN101052732A (en) | 2007-10-10 |
NO343430B1 (en) | 2019-03-04 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
UA92729C2 (en) | Method and plant for production of titanium slag from ilmenite | |
RU2643007C2 (en) | Reduction of iron oxide to metallic iron using natural gas | |
RU2439165C2 (en) | Direct reduction method of iron oxides to metallic iron, which uses gas of coke ovens or gas similar to it | |
RU2491353C2 (en) | Method and plant for iron production optimised by energy and co2 emission | |
RU2640511C2 (en) | Reduction of iron oxide to metallic iron with application of coke gas and gas from steel- melting furnace with oxygen supply | |
TWI418637B (en) | System and method for reducing iron oxide to metallic iron using coke oven gas and oxygen steelmaking furnace gas | |
SU1109041A3 (en) | Method of effecting endothermic processes | |
RU2078143C1 (en) | Method and installation for reducing fine-dispersion ferric oxide material in fluidized bed | |
CN103261446B (en) | Method and apparatus for producing direct reduced iron utilizing a source of reducing gas comprising hydrogen and carbon monoxide | |
US20060027043A1 (en) | Method and apparatus for producing clean reducing gases from coke oven gas | |
CN104412056A (en) | Blast furnace with top-gas recycle | |
EA017978B1 (en) | Process for production of direct reduced iron | |
RU2211865C2 (en) | Plant for making cast iron and/or sponge cast iron and method of making cast iron and/or sponge cast iron | |
SU1128842A3 (en) | Method of crushed iron ore reduction to sponge iron | |
EP2576845B1 (en) | Process and plant for producing hot metal | |
JP2015507088A (en) | Method and apparatus for direct reduced iron (DRI) production using coke oven gas | |
KR850001644B1 (en) | Direct reduction of iron using coke oven gas | |
SU869562A3 (en) | Method of producing metal from its oxides | |
US5435831A (en) | Circulating fluidizable bed co-processing of fines in a direct reduction system | |
RU2276692C2 (en) | Method and device for reducing oxide-containing ore by gas | |
CN107299175A (en) | A kind of system and method for fluid bed gas, gas-based reduction and electric furnace steel making coupling | |
UA79476C2 (en) | Method for direct reduction of ferric oxides with obtaining iron melt and unit for realizing the same | |
US3909244A (en) | Process for directly reducing iron ores in the solid state under pressure | |
RU2213787C2 (en) | Process and installation for direct reduction of free-flowing ferrous oxide- containing material | |
JP2001511846A (en) | Method for producing sponge iron and plant for performing the method |