WO2014129939A2 - Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля - Google Patents

Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля Download PDF

Info

Publication number
WO2014129939A2
WO2014129939A2 PCT/RU2014/000247 RU2014000247W WO2014129939A2 WO 2014129939 A2 WO2014129939 A2 WO 2014129939A2 RU 2014000247 W RU2014000247 W RU 2014000247W WO 2014129939 A2 WO2014129939 A2 WO 2014129939A2
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
ferronickel
nickel
slag
furnace
cao
Prior art date
Application number
PCT/RU2014/000247
Other languages
English (en)
French (fr)
Other versions
WO2014129939A3 (ru
Inventor
Анатолий Иванович КИСЕЛЕВ
Original Assignee
Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг"
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 "Ви Холдинг" filed Critical Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг"
Priority to PCT/RU2014/000247 priority Critical patent/WO2014129939A2/ru
Priority to EA201401275A priority patent/EA026180B1/ru
Publication of WO2014129939A2 publication Critical patent/WO2014129939A2/ru
Publication of WO2014129939A3 publication Critical patent/WO2014129939A3/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/02Obtaining nickel or cobalt by dry processes
    • C22B23/023Obtaining nickel or cobalt by dry processes with formation of ferro-nickel or ferro-cobalt

Definitions

  • the invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular, to a method for processing laterite (oxidized nickel) ores containing non-ferrous metals and iron.
  • a known method of producing refined ferronickel in the processing of laterite ores (A.E.M. Warner, CM. Diaz, AD Dalvi, PJ Mackey and AV Tarasov // World Nonferrous Smelter Survey, Part III: Nickel: Laterite. Journal of Metals. - 2006 . - April. - P. 11-20)
  • the method includes: ore preparation (crushing and drying), reduction roasting of dried ore in a rotary kiln, in which, in addition to ore, coal and fluxes are supplied (if necessary); smelting hot cinder in electric AC furnaces to produce rough ferronickel (this technology is called “RKEF”), refining ferronickel in vertical converters with upper non-immersed oxygen blast.
  • the disadvantage of this method is the need to melt the entire volume of processed ore, which is associated with significant investment costs and operating costs and, above all, significant energy consumption.
  • the required degree of reduction of iron is expected and the reduction process is partially transferred to the electric furnace, which leads to the production of ferronickel with a significant content of impurities: Si - up to 4% or more; Cr - up to 2%; C - up to 2.5%.
  • oxygen converters in itself is an expensive operation due to the significant consumption of refractories per unit of the resulting commodity ferronickel.
  • the improved version is characterized by higher productivity and lower refining costs, but it is not without its main drawback - the need to melt the entire volume of processed calcined ore, which is associated with high energy costs.
  • a known method of processing laterite ores based on the technology of smelting in a two-zone Vanyukov furnace (RU N ° 2401873).
  • the feedstock oxidized nickel ore
  • the mixture of feedstock and fluxes if necessary, use them
  • the result is a cinder, which, without cooling, is fed into a Vanyukov dual-zone furnace. Melting and hot cinder recovery are carried out in two stages, each of which is carried out in a separate zone of the furnace.
  • a hot cinder which is a calcined mixture of feedstock and fluxes, hard coal, oxygen-containing blast (a mixture of process oxygen and air) and carbon-containing fuel, is fed into the oxidizing (melting) zone.
  • the ratio of oxygen, hard coal and carbon-containing fuel is selected in such a way as to ensure complete combustion of carbon and hydrogen with maximum heat.
  • the cinder melts to form slag melt.
  • the process of recovering slag melt, coming from the oxidizing (melting) zone, by a gas mixture consisting of oxygen-containing blast and carbon-containing fuel, with additional loading of hard coal, is implemented.
  • Smelting products are low impurity ferronickel and dump slag.
  • the ferronickel approximately corresponds to the ferronickel obtained in the improved version of the RKEF technology.
  • the technology based on smelting in the Vanyukov furnace has an advantage over RKEF technology by reducing energy costs.
  • the entire volume of material enters the smelting and, therefore, energy costs remain very high.
  • nickel cast iron which is a low-quality product used for the production of lower grades of stainless steel.
  • Nickel iron is produced mainly by blast furnace smelting.
  • Nickel cast iron is characterized by a high content of silicon, chromium and carbon (up to 6% of the mass of each component) and a low nickel content (4-8% of the mass).
  • the processing of laterite ore into nickel cast iron is also an energy-intensive method.
  • the method consists in the following: high magnesian lateritic nickel ores from various deposits are coarsely crushed and mixed, bituminous coal, anthracite, coke breeze, about 8% limestone are added to the ore mixture with 17% moisture, then they are crushed to -150 microns and averaged in a rod mill , the resulting mixture is briquetted. Briquettes are continuously fed into a rotary kiln through a grate drying device, where briquettes are dried at a temperature of 300 ° C due to the heat of the exhaust gases.
  • a semi-molten mass (ferronickel clinker) with a temperature of about 1250 ° C is quenched in water, crushed to - 2 mm, the cores of ferronickel are separated from the slag by depositing and magnetic separation.
  • the concentrate recovered as a result of magnetic separation - finely divided metal particles with slag (in the form of inclusions) is returned to the kiln for further enlargement as a result of fusion with other metal particles.
  • Ferronickel is presented in the form of particles with a particle size of 0.2 to 20 mm and contains 1-2% slag.
  • ferronickel Due to the use of low-iron ore (2.3–2.6%) rich in nickel (2.3–15%) for firing, ferronickel is obtained with a high nickel content (18–25%). It has the following chemical composition,% mass: Ni 18-25, Si - 0.01; Cr 0.19; C - 0.03, S - 0.44, P - 0.015. Slag tails are passed through a classifier to separate from the fine fraction (sludge), granular material in the form of sand is sold as a building material for the production of concrete, asphalt, etc.
  • the undoubted advantage of the technology is the lack of a smelter in the technological chain, which significantly reduces energy costs.
  • the disadvantage of this process is the production of unsatisfactory ferronickel, contaminated with impurities and, in addition, containing a certain amount of slag, since by mechanical separation methods it is impossible to achieve an absolute result in the separation of metal and slag particles.
  • the objective of the invention is to develop a method that would allow refining ferronickel raw materials to obtain ferronickel standard grades at low energy costs.
  • the criterion is further refined in a side-blast furnace with an oxygen-containing gas in the presence of coal and CaO-containing flux to obtain a commodity nickel product and slag.
  • the smelting is carried out not for the entire volume of the processed charge, but only for a much smaller mass of ferronickel raw materials (crits), which allows to obtain high-quality refined ferronickel of high quality, at this energy costs remain at a fairly low level.
  • Nickel iron is the ferronickel raw material.
  • the process of its oxidation and purification from impurities is identical to the process of oxidation and refining of a ferronickel nickel, differing only in a large slag yield and significantly lower fuel consumption.
  • Nickel iron is processed in a solid blast furnace with side blasting. For this, it is granulated or ground after cooling to a particle size of not more than 10 mm.
  • oxygen-containing gas oxygen, air, or a mixture thereof can be used.
  • the range of specific oxygen consumption in an oxygen-containing gas is from 5 to 360 nm / t of ferronickel raw materials (crits), and the mass ratio of the concentrations of iron and calcium oxide Fe / CaO in the slag is maintained in the range from 6 to 0.7.
  • Additional fluxing components may be added to the refining furnace, increasing the sulfur absorption and phosphorus absorption capacity of the slag.
  • FIG. 1 is a schematic illustration of a furnace for refining ferronickel nickel
  • FIG. 2 the dependence of the concentration of Nickel in ferronickel on the specific consumption of oxygen
  • FIG. 3 the dependence of the extraction of Nickel in ferronickel on the specific consumption of oxygen
  • FIG. 4 the dependence of the phosphorus content in ferronickel on the ratio in the slag of the concentrations of Fe / CaO;
  • FIG. 5 the dependence of the sulfur content in ferronickel on the ratio of Fe / CaO concentrations in the slag.
  • ferronickel raw materials, CaO-containing flux, coal, oxygen-containing blast (a mixture of process oxygen and air) and hydrocarbon fuel are fed into the side blast furnace.
  • the latter is served, if necessary, in order to avoid excessive consumption of hard coal or to stabilize the thermal operation of the furnace in the near-tuber region.
  • the specific oxygen consumption for the refining operation is maintained within 5 - 360 nm3 / t of ferronickel raw materials and is calculated as the ratio of oxygen consumption to the consumption of ferronickel raw materials
  • the amount of oxygen supplied to the refining of ferronickel raw materials is calculated based on the need for partial oxidation of iron and almost complete oxidation of impurities Si, Cr, C, S, and P.
  • the specific oxygen consumption for the implementation of the process can vary within indicated above.
  • the decrease in specific oxygen consumption below 5 nm 3 / t leads to incomplete oxidation of impurities, and, therefore, the resulting ferronickel does not meet the required quality standards listed in table 1 (Ferronickel - Specification and delivery requirements // international Organization for Standardization. International Standard ISO 6501 : 1988. P. 1-3. Printed of Switzerland).
  • FeNi LC - low carbon ferronickel FeNi LC LP - low carbon ferronickel low phosphorus
  • FeNi MC - medium carbon ferronickel FeNi MC LP - medium carbon ferronickel low phosphorus
  • FeNi NS - high carbon ferronickel FeNi LC - low carbon ferronickel
  • FeNi LC LP - low carbon ferronickel low phosphorus FeNi MC - medium carbon ferronickel
  • FeNi MC LP - medium carbon ferronickel low phosphorus FeNi NS - high carbon ferronickel.
  • the experimental technique was as follows. A 100 g portion of ferronickel krita was placed in an alumina crucible, which was heated in an oven to a temperature of 1600 ° C in an argon atmosphere. After the entire mass of the crits was completely melted, an aluminum oxide tube was lowered into the melt and oxygen was purged. During purging, CaO-containing flux was loaded into the melt in small portions, which was used chemically pure calcium oxide.
  • the variable parameter in the experiments was the time of blowing the melt with oxygen, which ensured a change in the specific oxygen consumption in a wide range.
  • the CaO-flux consumption in the experiments was varied depending on the specific oxygen consumption in such a way as to keep the concentration ratio in the Fe / CaO slag practically constant (in the series of experiments performed, the Fe / CaO ratio ranged from 1.4-1.6) .
  • Table 2 The chemical composition of ferronickel nickel,% wt.
  • the amount of CaO-containing flux supplied to the refining of the ferronickel nickel should ensure the production of a ferronickel that is conditional on the content of sulfur and phosphorus.
  • the ratio of the mass concentration of iron and calcium oxide in the slag - Fe / CaO, which depends on the flow rate of CaO-containing flux, serves as a criterion for the sulfur absorption and phosphorus absorption capacity of the slag.
  • the mass concentration ratio in the Fe / CaO slag is maintained in the range of 6 to 0.7.
  • An increase in the Fe / CaO ratio above 6 leads to the incomplete removal of sulfur and / or phosphorus, since the slag will not have the required desulphurization and phosphor absorbing ability.
  • a decrease in the Fe / CaO ratio below 0.7 leads to heterogenization of the slag melt, which is unacceptable for the implementation of the process, since it leads to the possibility of foaming of the melt in the furnace and the difficulty in discharging melting products from the furnace.
  • the range of the ratio in Fe / CaO slag which is from 6 to 0.7, is explained by the possibility of processing ferronickel materials with a wide range of sulfur and phosphorus contents in this technological process.
  • the required sulfur absorption and phosphorus absorption capacity is achieved at Fe / CaO ratios up to 0.7.
  • the composition of the slag using the necessary additives can be selected so that the homogeneity of the slag will be maintained in the range of Fe / CaO ratios from 0.98 to 0.7.
  • Extra-furnace desulfurization of ferronickel can be carried out in various ways: by introducing granular magnesium into the ferronickel, inducing and mixing slags of the type CaO-CaF 2 , CaO-A1 2 0 3 , CaO-Al 2 0 3 -Si0 2 , CaO-Al 2 0 3 -MgO- SiO 2 with molten ferronickel, mixing the above-mentioned slag and ferronickel in the presence of additives Ca, CaSi, FeSi and others. Table 3 - The results of experimental studies on refining crits at various specific oxygen consumption

Landscapes

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

Abstract

Изобретение относится к способу переработки латеритных (окисленных никелевых) руды, содержащих никель, кобальт и железо. Способ переработки включает получение ферроникелевого сырья (ферроникелевой крицы или никелистого чугуна) соответствующими способами и рафинирование ферроникелевого сырья в печи с боковым дутьем. При этом в печь с боковым дутьем подается кислородсодержащее дутье, уголь и флюсы. Кислородсодержащее дутье, уголь и флюсы подаются в количествах, необходимых: для полного сгорания углерода и водорода, содержащихся в топливе; для полного расплавления образующихся в процессе металла и шлака; для удаления примесей (Si, Cr, C, S, P) и железа в той степени, чтобы получающийся ферроникель отвечал по содержанию никеля и указанных примесей международным стандартам качества. Техническим результатом изобретения является получение товарного ферроникеля, отвечающего требованиям международных стандартов.

Description

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЛАТЕРИТНЫХ НИКЕЛЕВЫХ РУД
С ПОЛУЧЕНИЕМ РАФИНИРОВАННОГО ФЕРРОНИКЕЛЯ
Область техники
Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности, к способу переработки латеритных (окисленных никелевых) руд, содержащих цветные металлы и железо.
Предшествующий уровень техники
Известен способ получения рафинированного ферроникеля при переработке латеритных руд (А.Е.М. Warner, СМ. Diaz, A.D. Dalvi, P.J. Mackey and A.V. Tarasov // World Nonferrous Smelter Survey, Part III: Nickel: Laterite. Journal of Metals. - 2006. - April. - P. 11-20) Способ включает: подготовку руды (дробление и сушка), восстановительный обжиг подсушенной руды в обжиговой трубчатой вращающейся печи, в которую, помимо руды, подаются уголь и флюсы (при необходимости); плавке горячего огарка в электрических печах переменного тока с получением чернового ферроникеля (эта технология получила название «RKEF"), рафинирование ферроникеля в конвертерах вертикального типа с верхним непогружным кислородным дутьем. Недостатком данного способа является необходимость плавки всего объема перерабатываемой руды, что связано со значительными инвестиционными затратами и операционными издержками и, прежде всего, значительным расходом электроэнергии. Кроме того, при обжиге шихты в трубчатых вращающихся печах не достигается необходимая степень восстановления железа и частично процесс восстановления переносится в электропечи, что приводит к получению ферроникеля со значительным содержанием примесей: Si - до 4% и более; Сг - до 2%; С - до 2,5%. Рафинирование такого ферроникеля производится в кислородных конвертерах и само по себе является дорогостоящей операцией за счет значительного расхода огнеупоров на единицу получаемого товарного ферроникеля.
Известен усовершенствованный вариант технологии RKEF (С. Walker, S. Kashani-Nejad, et al. Nickel Laterite rotary kiln-electric furnace plant of the future. International Symposium Pyrometallurgy of Nickel and Cobalt. - 2009. - P. 33-50). Он также основан на восстановительном обжиге руды, смешанной с углем и последующей электроплавке горячего огарка с той разницей, что обжиг ведут таким образом, чтобы обеспечить уже на этом переделе требуемую степень восстановления железа и никеля, а полученный восстановленный огарок плавят в электропечах с высоким напряжением и не погружной дугой, что позволяет избежать восстановления значительных количеств Si, Сг и С и, следовательно, становится возможным рафинирование проводить в печах ковшевого типа с существенно меньшими затратами на эту операцию. Усовершенствованный вариант характеризуется более высокой производительностью и меньшими затратами на рафинирование, но не лишен своего главного недостатка - необходимости подвергать плавке весь объем перерабатываемой обожженной руды, что связано с большими энергетическими затратами.
Известен способ переработки латеритных руд, основанный на технологии плавки в двухзонной печи Ванюкова (RU N° 2401873). В предлагаемом способе исходное сырье (окисленную никелевую руду) сначала подсушивают, снижая ее влажность до 10-15%. Затем смесь исходного сырья и флюсов (в случае необходимости их использования) прокаливают с целью практически полного удаления физической и кристаллизационной (химической) влаги, разложения карбонатов, сульфатов и прочих подобных соединений. В результате получают огарок, который, не охлаждая, подают в двухзонную печь Ванюкова. Плавку и восстановление горячего огарка ведут в две стадии, каждую из которых осуществляют в отдельной зоне печи. На первой стадии осуществляется процесс плавки горячего огарка с получением гомогенного шлакового расплава, на второй стадии - его восстановительное обеднение. В окислительную (плавильную) зону подают горячий огарок, представляющий собой обожженную смесь исходного сырья и флюсов, твердый уголь, кислородсодержащее дутье (смесь технологического кислорода и воздуха) и углеродсодержащее топливо. При этом соотношение кислорода, твердого угля и углеродсодержащего топлива подбирают таким образом, чтобы обеспечить полное сгорание углерода и водорода с максимальным выделением тепла. В результате сжигания угля и топлива происходит расплавление огарка с образованием шлакового расплава. На восстановительной стадии реализуется процесс восстановления шлакового расплава, поступающего из окислительной (плавильной) зоны, газовой смесью, состоящей из кислородсодержащего дутья и углеродсодержащего топлива, при дополнительной загрузке твердого угля. Продуктами плавки являются ферроникель с низким содержанием примесей и отвальный шлак. По уровню содержания примесей, полученный в двухзонной печи Ванюкова, ферроникель примерно соответствует ферроникелю, полученному в усовершенствованном варианте технологии RKEF. Технология, основанная на плавке в печи Ванюкова, имеет преимущество перед технологией RKEF за счет снижения энергетических затрат. Однако и в этом варианте получения ферроникеля в плавку поступает весь объем материала и, следовательно, энергетические затраты остаются весьма высокими.
Таким образом, перечисленные способы, включающие передел рафинирования, хотя и позволяют получать ферроникель высокого качества, являются весьма энергоемкими и затратными.
Помимо перечисленных, существуют широко известные способы, с помощью которых производят разновидность ферроникеля: никелистый чугун, являющийся продуктом низкого качества, используемым для производства низших марок нержавеющих сталей. Никелистый чугун производят, в основном, методом доменной плавки. Никелистый чугун отличается повышенным содержанием кремния, хрома и углерода (до 6% масс, каждого компонента) и пониженным содержанием никеля (4-8% масс). Переработка латеритной руды в никелистый чугун также является энергоемким способом.
Менее энергозатратным способом производства ферроникеля является кричный способ. (Watanabe Т., Ono S., Arai Н., Matsumori Т. Direct Reduction of Garnierite Ore for Production of Ferro-Nickel with a Rotary Kiln at Nippon Yakin Kogyo Co., Ltd., Oheyama Works // Int. J. Miner. Process, 19, 1987, P. 173-187)
Способ заключается в следующем: высокомагнезиальные латеритные никелевые руды из разных месторождений грубо измельчают и смешивают, к смеси руд с 17% влажности добавляют битуминозный уголь, антрацит, коксовую мелочь, около 8 % известняка, затем их измельчают до -150 мкм и усредняют в стержневой мельнице, полученную смесь брикетируют. Брикеты в непрерывном режиме подаются во вращающуюся печь через решетчатое сушильное устройство, где осуществляется сушка брикетов при температуре 300°С за счет тепла отходящих газов. Затем упрочненные горячие брикеты подаются во вращающуюся обжиговую печь, где происходят последовательно процессы дегидратации (300-600°С), восстановления (600-1200°С) и крицеобразования (1200-1400°С). В зоне крицеобразования в области температур 1200-1250°С начинается размягчение материала, с повышением температуры от 1250 до 1400°С по мере продвижения полурасплавленной массы происходит довосстановление никеля из силикатных фаз, мелкие частицы ферроникеля коагулируются и образуют металлические гранулы, в результате чего формируются крицы ферроникеля. Продолжительность обжига шихты во вращающейся печи составляет 7-8 час. При выходе из печи полурасплавленную массу (ферроникелевый клинкер) с температурой около 1250°С закаливают в воде, измельчают до - 2 мм, отделяют крицы ферроникеля от шлака отсадкой и магнитной сепарацией. Концентрат, выделенный в результате магнитной сепарации — мелкодисперсные частицы металла со шлаком (в виде включений) возвращается в обжиговую печь для дальнейшего укрупнения в результате слияния с другими металлическими частицами. Ферроникель представлен в виде частиц крупностью от 0,2 до 20 мм и содержит 1-2% шлака. Благодаря использованию для обжига богатой по никелю (2,3-2,6%) руды с низким содержанием железа (11-15%) получается ферроникель с высоким содержанием никеля (18-25%). Он имеет следующий химический состав, % масс: Ni 18-25, Si - 0,01 ; Cr - 0,19; С - 0,03, S - 0,44, Р - 0,015. Шлаковые хвосты пропускают через классификатор для отделения от тонкой фракции (шлама), сыпучий материал в виде песка реализуют в качестве строительного материала для производства бетона, асфальта и др.
Несомненным достоинством технологии является отсутствие в технологической цепочке плавильного передела, что существенно снижает энергетические затраты. Недостатком процесса является получение ферроникеля неудовлетворительного качества, загрязненного примесями и, кроме того, содержащего некоторое количество шлака, так как механическими способами разделения невозможно добиться абсолютного результата по разделению металлических и шлаковых частиц.
Таким образом, существуют способы переработки латеритной руды, в которых получаемый продукт не является товарной продукцией или не является товарной продукцией высокого качества, а является промежуточным ферроникелевым сырьем для получения товарного ферроникеля.
Задачей изобретения является разработка способа, который позволял бы рафинировать ферроникелевое сырье с получением ферроникеля стандартных марок при низких энергетических затратах.
Раскрытие изобретения
Для решения вышеуказанной проблемы, в способе переработки латеритных никелевых руд, включающем получение шихты, термообработку шихты и выделение ферроникелевой крицы, далее крицу подвергают рафинированию в печи с боковым дутьем кислородсодержащим газом в присутствии угля и СаО-содержащего флюса с получением товарного ферроникелевого продукта и шлака.
Таким образом, плавка осуществляется не для всего объема перерабатываемой шихты, а только для многократно меньшей массы ферроникелевого сырья (крицы), что позволяет получить товарный рафинированный ферроникель высокого качества, при этом энергетические затраты остаются на достаточно низком уровне.
Аналогичный способ рафинирования в печи с боковым дутьем применяется и в случае, если ферроникелевым сырьем является никелистый чугун. При рафинировании такого сырья процесс его окисления и очистки от примесей идентичен процессу окисления и рафинирования ферроникелевой крицы, отличаясь только большим выходом шлака и существенно меньшим расходом топлива. Никелистый чугун перерабатывается в печи с боковым дутьем в твердом виде. Для этого его гранулируют или измельчают после охлаждения до крупности частиц не более 10 мм.
В качестве кислородсодержащего газа может быть использован кислород, воздух или их смесь. Диапазон удельного расхода кислорода в кислородсодержащем газе составляет от 5 до 360 нм /т ферроникелевого сырья (крицы), а массовое отношение концентраций железа и оксида кальция Fe/CaO в шлаке поддерживают в пределах от 6 до 0,7.
В печь с боковым дутьем совместно с кислородом и воздухом возможна подача углеводородного топлива.
В рафинировочную печь могут подаваться дополнительные флюсующие компоненты, увеличивающие серопоглотительную и фосфоропоглотительную способность шлака.
Непосредственно после выпуска металла из печи можно осуществлять дополнительную внепечную десульфурацию ферроникелевого продукта
Краткое описание чертежей
Далее описание будет раскрыто более подробно с обращением к чертежам, на которых изображено:
фиг. 1 схематическое изображение печи для рафинирования ферроникелевой крицы;
фиг. 2 зависимость концентрации никеля в ферроникеле от удельного расхода кислорода;
фиг. 3 зависимость извлечения никеля в ферроникель от удельного расхода кислорода;
фиг. 4 зависимость содержания фосфора в ферроникеле от отношения в шлаке концентраций Fe/CaO;
фиг. 5 зависимость содержания серы в ферроникеле от отношения в шлаке концентраций Fe/CaO. Варианты осуществления изобретения
Для реализации рафинировочного процесса в печь с боковым дутьем подаются ферроникелевое сырье, СаО-содержащий флюс, уголь, кислородсодержащее дутье (смесь технологического кислорода и воздуха) и углеводородное топливо. Последнее подают в случае необходимости, чтобы избежать чрезмерного расхода твердого угля или для стабилизации тепловой работы печи в околофурменной области. Удельный расход кислорода на операцию рафинирования поддерживают в пределах 5 - 360 нмЗ/т ферроникелевого сырья и рассчитывают как отношение расхода кислорода к расходу ферроникелевого сырья
Количество кислорода, подаваемого на рафинирование ферроникелевого сырья, рассчитывается, исходя из необходимости частичного окисления железа и практически полного окисления примесей Si, Сг, С, S и Р. В зависимости от состава перерабатываемого ферроникелевого сырья удельный расход кислорода на реализацию процесса может изменяться в пределах, указанных выше. Снижение удельного расхода кислорода ниже 5 нм3/т приводит к неполному окислению примесей, и, следовательно, получаемый ферроникель не отвечает требуемым стандартам качества, приведенным в таблице 1 (Ferronickel - Specification and delivery requirements // international Organization for Standardization. International Standard ISO 6501 : 1988. P. 1-3. Printed of Switzerland). Повышение удельного расхода кислорода свыше 360 нм3/т приводит к неоправданному переокислению никеля и переходу его в шлак, что, в свою очередь, приводит к существенному снижению его извлечения в товарный ферроникель либо увеличению операционных издержек на оборот шлака печи рафинирования.
Таблица 1. Международные стандарты качества ферроникеля
Figure imgf000008_0001
Figure imgf000009_0001
FeNi LC - ферроникель малоуглеродистый; FeNi LC LP - ферроникель малоуглеродистый малофосфористый; FeNi MC - ферроникель среднеуглеродистый; FeNi MC LP - ферроникель среднеуглеродистый малофосфористый; FeNi НС - ферроникель высокоуглеродистый.
Исследования процесса рафинирования ферроникелевого сырья при различных удельных расходах кислорода проводили в высокотемпературной печи с индукционным нагревом. Для проведения исследований использовали крицу, полученную в промышленных условиях, имеющую состав, указанный в таблице 2.
Отдельная серия экспериментов была выполнена и с никелистым чугуном, состав которого также представлен в табл. 2.
Методика эксперимента заключалась в следующем. Навеску ферроникелевой крицы массой 100 г помещали в тигель из оксида алюминия, который нагревали в печи до температуры 1600°С в атмосфере аргона. После полного расплавления всей массы крицы, в расплав опускали трубку из оксида алюминия и осуществляли продувку кислородом. По ходу продувки в расплав небольшими порциями загружали СаО- содержащий флюс, в качестве которого использовали химически чистый оксид кальция. Варьируемым параметром в экспериментах было время продувки расплава кислородом, что обеспечивало изменение удельного расхода кислорода в широком диапазоне. Расход СаО-флюса в экспериментах варьировали в зависимости от величины удельного расхода кислорода с таким расчетом, чтобы поддерживать отношение концентраций в шлаке Fe/CaO практически постоянным (в выполненной серии экспериментов отношение Fe/CaO колебалось в пределах - 1,4-1,6). Таблица 2. Химический состав ферроникелевой крицы, % масс.
Figure imgf000010_0001
* содержание Si
Результаты экспериментальных исследований представлены в таблице 3.
Пример N°l
Результаты экспериментов N°N° 1,2 (см. таблицу 3) отражают описанную выше ситуацию, когда удельный расход кислорода оказывается достаточным для окисления всех примесей для указанных в таблице 1 марок ферроникеля (за исключением серы), но недостаточным для окисления необходимого количества железа, в результате чего содержание никеля в ферроникеле оказывается ниже, чем минимальное содержание по требованиям международных стандартов (15%) (см. таблицу 1). Для наглядности рассматриваемый случай представлен также в виде графика, представленного на фиг. 2.
Пример Ng2
Результаты эксперимента Na 11 (см. таблицу 3) отражают другую крайнюю ситуацию, когда удельный расход кислорода оказывается не только достаточным для окисления всех примесей (за исключением серы ряда марок ферроникеля), но и даже чрезмерным, вследствие чего наблюдается повышенный переход никеля в шлак и, следовательно, снижение извлечения никеля в товарный продукт ниже 95% (см. фиг. 3).
Пример N°3
Результаты экспериментов N2N2 4-10 (см. таблицу 3) отражают условия, при которых получается ферроникель, кондиционный по содержанию примесей (кроме серы ряда марок ферроникеля) и никеля.
С помощью выполненной серии исследований было показано (см. фиг. 2 и 3), что в диапазоне удельного расхода кислорода от 75 до 155 нмЗ/т может быть получен кондиционный по никелю ферроникель с извлечением никеля в товарный продукт не менее 95%.
Для дополнительного снижения содержания серы в ферроникеле, необходимо подобрать состав шлака таким образом, чтобы существенно выросла степень перехода серы в шлак. Возможность получения значительно более низкого содержания серы в ферроникеле в пределах указанного диапазона удельного расхода кислорода показана в специальной серии экспериментов, результаты которой представлены ниже. Количество СаО-содержащего флюса, подаваемого на рафинирование ферроникелевой крицы, должно обеспечивать получение кондиционного по содержанию серы и фосфора ферроникеля. В качестве критерия серопоглотительной и фосфоропоглотительной способности шлака служит отношение массовых концентраций железа и оксида кальция в шлаке - Fe/CaO, которое зависит от расхода СаО-содержащего флюса. Согласно данному изобретению, отношение массовых концентраций в шлаке Fe/CaO поддерживается в пределах от 6 до 0,7. Увеличение отношения Fe/CaO свыше 6 приводит к неполному удалению серы и/или фосфора, так как шлак не будет обладать требуемой серопоглотительной и фосфоропоглотительной способностью. Снижение отношения Fe/CaO ниже 0,7 приводит к гетерогенизации шлакового расплава, что недопустимо для реализации процесса, так как приводит к возможности вспенивания расплава в печи и затруднению выпуска из печи продуктов плавки.
Исследования процесса рафинирования крицы при различных расходах СаО- содержащего флюса проводили в высокотемпературной печи с индукционным нагревом. Методика эксперимента изложена выше. Масса исходной крицы составляла 100 г. Варьируемым параметром в экспериментах был расход СаО, что обеспечивало получение шлаков в широком диапазоне отношений Fe/CaO. Температуру в процессе экспериментов поддерживали 1600°С. Для получения достоверной информации о влиянии состава шлака на степень удаления серы и фосфора из ферроникеля удельный расход кислорода поддерживали в узком диапазоне значений, обеспечивая получение ферроникеля с близким содержанием никеля. Согласно результатам данной серии экспериментов, представленным в таблице 4, содержание никеля в получаемом ферроникеле колебалось в пределах 33-38%.
В отдельной серии экспериментов изучали процесс рафинирования никелистого чугуна по аналогичной методике. Результаты экспериментов представлены в табл. 5. Пример N°4
Результаты экспериментов N2N2 12,13 (см. таблицу 4) отражают ситуацию, когда фосфоропоглотительная способность шлака недостаточна для получения кондиционного по фосфору ферроникеля (см. фиг. 4). Как видно из фиг. 4, при высоких значениях отношения Fe/CaO содержание фосфора в ферроникеле превышало 0,03% масс. - максимально допустимое содержание в марках ферроникеля, представленных в таблице 1.
Пример МЬ5
Результаты экспериментов N2N2 14-24 показывают, что фосфоропоглотительная способность достаточна как для получения ферроникеля с рядовым содержанием фосфора (0,02-0,03%), так и малофосфористых (LP) марок ферроникеля (Р < 0,02%). Для получения кондиционного по фосфору ферроникеля отношение Fe/CaO в шлаке находилось в пределах 0,99-5,5 (см. фиг. 4).
Пример N°6
Результаты эксперимента N° 25 показывают, что фосфоропоглотительная способность достаточна для получения малофосфористого ферроникеля. Однако реализация процесса с отношением Fe/CaO = 0,98 представляется нецелесообразной, так как шлак становится гетерогенным (см. фиг. 4), т.е. содержит кристаллические фазы. Причины недопустимости гетерогенизации шлака обсуждены выше.
Пример N°7
Результаты экспериментов N°N° 12-14 (см. таблица 4) отражают ситуацию, когда серопоглотительная способность шлака недостаточна для получения кондиционного по сере ферроникеля (см. фиг. 5). Как видно из графика, при отношениях Fe/CaO свыше 4,5 содержание серы в ферроникеле превышает 0,4% масс, т.е. максимально допустимое содержание в марках ферроникеля, представленных в таблице 1.
Пример Ν-?8
Результаты экспериментов NaNo 15-21 показывают, что серопоглотительная способность шлака достаточна для получения высокоуглеродистой (НС) марки ферроникеля с содержанием серы в пределах 0,1-0,4%. Для получения данной марки ферроникеля при переработке крицы данного состава (см. таблицу 1) отношение Fe/CaO в шлаке необходимо поддерживать в пределах 1,2-4,5 (см. фиг. 5).
Пример Ng.9
Результаты экспериментов N°N° 22-24 показывают, что серопоглотительная способность шлака достаточна для получения среднеуглеродистого ферроникеля (МС) с содержанием серы в пределах 0,03-0,1%. Для получения данной марки ферроникеля отношение Fe/CaO в шлаке необходимо поддерживать в пределах 0,99-1,2 (см. фиг. 5). Пример N910
Результаты эксперимента Ν° 25 показывают, что серопоглотительная способность недостаточна для получения малоуглеродистых (LC) марок ферроникеля с содержанием серы < 0,03%. Кроме того, реализация процесса с отношением Fe/CaO = 0,98 представляется нецелесообразной, так как шлак становится гетерогенным (см. фиг. 5), т.е. содержит кристаллические фазы. Причины недопустимости гетерогенизации шлака обсуждены выше.
Диапазон отношения в шлаке Fe/CaO, который составляет от 6 до 0,7 объясняется возможностью переработки в данном технологическом процессе ферроникелевых материалов с широким диапазоном содержаний серы и фосфора. Для низких содержаний серы и фосфора требуемая серопоглотительная и фосфоропоглотительная способность шлака достигается уже при отношении Fe/CaO = 6. Для высоких концентраций серы и фосфора в перерабатываемой крице требуемая серопоглотительная и фосфоропоглотительная способность достигается при отношениях Fe/CaO вплоть до 0,7. При этом состав шлака с помощью необходимых добавок может быть подобран таким образом, что гомогенность шлака будет сохраняться и в диапазоне отношений Fe/CaO от 0,98 до 0,7.
Пример Ν» 1 1
Результаты эксперимента Ν«26 показывают, что серопоглотительная и фосфоропоглотительная способность недостаточна для получения стандартных марок ферроникеля из никелистого чугуна. Особенно это касается фосфора, так как его концентрация превышает даже наиболее высокую из кондиционных - 0,03%.
Пример jYg 12
Результаты эксперимента N°27 показывают, что увеличение расхода СаО- содержащего флюса до 50% от массы перерабатываемого чугуна (в пересчете на чистый оксид кальция) позволяет получить кондиционный по сере и фосфору ферроникель высшей марки - ферроникель малоуглеродистый малофосфористый (LC LP).
Для получения товарных марок малоуглеродистого ферроникеля с содержанием серы 0,03% и менее в ряде случаев может потребоваться дополнительная внепечная десульфурация в ковше сразу после выпуска металла из печи. Внепечная десульфурация ферроникеля может осуществляться различными способами: введением в ферроникель гранулированного магния, наведением и перемешиванием шлаков типа CaO-CaF2, СаО-А1203, CaO-Al203-Si02, CaO-Al203-MgO-Si02 с расплавом ферроникеля, перемешиванием вышеупомянутых шлаков и ферроникеля в присутствии добавок Са, CaSi, FeSi и других. Таблица 3 - Результаты экспериментальных исследований по рафинированию крицы при различных удельных расходах кислорода
Figure imgf000014_0001
Таблица 4 - Результаты экспериментальных исследований по рафинированию крицы при различных расходах СаО-содержащего флюса
Figure imgf000015_0001
Таблица 5 - Результаты экспериментальных исследований по рафинированию никелистого чугуна при различных расходах
СаО-содержащего флюса
Figure imgf000016_0001

Claims

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
1. Способ переработки латеритных никелевых руд с получением ферроникелевого сырья, отличающийся тем, что ферроникелевого сырье подвергают рафинированию в печи с боковым дутьем кислородсодержащим газом в присутствии угля и СаО-содержащего флюса с получением товарного ферроникелевого продукта и шлака, причем диапазон удельного расхода кислорода в кислородсодержащем газе составляет от 5 до 360 нм /т ферроникелевого сырья, а массовое отношение концентраций железа и оксида кальция Fe/CaO в шлаке поддерживают в пределах от 6 до 0,7.
2. Способ по п.1, в котором в качестве ферроникелевого сырья используют ферроникелевую крицу,
3. Способ п.1, в котором в качестве ферроникелевого сырья используют никелистый чугун
4. Способ по любому из пп. 1 - 3, в котором совместно с боковым дутьем с кислородсодержащего газа подают углеводородное топливо.
5. Способ по любому из пп.1 - 3, в котором в печь подают дополнительные флюсующие компоненты, увеличивающие серопоглотительную и фосфоропоглотительную способность шлака.
6. Способ по любому из пп.1 - 3, в котором при необходимости дополнительно осуществляют внепечную десульфурацию ферроникелевого продукта непосредственно после выпуска металла из печи.
PCT/RU2014/000247 2014-04-03 2014-04-03 Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля WO2014129939A2 (ru)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2014/000247 WO2014129939A2 (ru) 2014-04-03 2014-04-03 Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля
EA201401275A EA026180B1 (ru) 2014-04-03 2014-04-03 Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2014/000247 WO2014129939A2 (ru) 2014-04-03 2014-04-03 Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля

Publications (2)

Publication Number Publication Date
WO2014129939A2 true WO2014129939A2 (ru) 2014-08-28
WO2014129939A3 WO2014129939A3 (ru) 2015-04-23

Family

ID=51391945

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2014/000247 WO2014129939A2 (ru) 2014-04-03 2014-04-03 Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля

Country Status (2)

Country Link
EA (1) EA026180B1 (ru)
WO (1) WO2014129939A2 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2018101855A1 (ru) * 2017-05-18 2018-06-07 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU65613A1 (ru) * 1942-04-04 1944-11-30 И.С. Гохман Способ выплавки никелистого или никельмедистого чугуна
DE60322561D1 (de) * 2002-10-18 2008-09-11 Kobe Steel Ltd Ferronickel und verfahren zur herstellung von rohmaterial für die ferronickelverhüttung
RU2453617C2 (ru) * 2009-06-04 2012-06-20 Сергей Фёдорович Павлов Способ пирометаллургической переработки окисленных никелевых руд
RU2401873C1 (ru) * 2009-08-04 2010-10-20 Общество с ограниченной ответственностью "Институт Гипроникель" Способ переработки окисленной никелевой руды

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2018101855A1 (ru) * 2017-05-18 2018-06-07 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля

Also Published As

Publication number Publication date
EA201401275A1 (ru) 2015-07-30
EA026180B1 (ru) 2017-03-31
WO2014129939A3 (ru) 2015-04-23

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4124404A (en) Steel slag cement and method for manufacturing same
RU2671781C2 (ru) Флюсующий материал, способ его получения, агломерационная смесь и использование шлака вторичной металлургии
US20070283785A1 (en) Process for recovery of iron from copper slag
AU2009234752B2 (en) Titanium oxide-containing agglomerate for producing granular metallic iron
CN106048106B (zh) 一种含稀土与铌混合熔渣熔融还原回收与调质处理的方法
JP5297077B2 (ja) フェロモリブデンの製造方法
EA024653B1 (ru) Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
WO2002092860A1 (fr) Fer metallique granulaire
WO2019071790A1 (zh) 由含锌与铁的混合熔渣回收有价组分的方法
CN1040229C (zh) 制造生铁和水泥熟料的方法
JP4540488B2 (ja) フェロニッケルの脱硫方法
FI68657B (fi) Foerfarande foer autogen braenning av basmetallsulfidmaterial med en syrehaltig gas
US10703675B2 (en) Method for processing steel slag and hydraulic mineral binder
RU2399680C2 (ru) Способ металлизации титаномагнетитовых концентратов с получением железных гранул и титанованадиевого шлака
JP2011246760A (ja) フェロモリブデンの製造方法およびフェロモリブデン
RU2657675C1 (ru) Брикет для получения феррованадия
WO2014129939A2 (ru) Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля
CA3123326A1 (en) Process for manufacturing a slag conditioning agent for steel desulfurization
RU2542042C2 (ru) Способ обеднения медьсодержащих шлаков
JP3817969B2 (ja) 還元金属の製造方法
JPS60169542A (ja) フエロクロムの製造方法
JP2004143492A (ja) 極低燐ステンレス鋼の溶製方法
WO2018101855A1 (ru) Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
RU2639396C1 (ru) Способ пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды
RU2310694C2 (ru) Способ получения ферроникеля

Legal Events

Date Code Title Description
WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 201401275

Country of ref document: EA

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: IDP00201503853

Country of ref document: ID

NENP Non-entry into the national phase in:

Ref country code: DE

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 14754005

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A2