WO2014133421A1 - Method for processing laterite nickel ore with direct production of ferronickel - Google Patents

Method for processing laterite nickel ore with direct production of ferronickel Download PDF

Info

Publication number
WO2014133421A1
WO2014133421A1 PCT/RU2014/000240 RU2014000240W WO2014133421A1 WO 2014133421 A1 WO2014133421 A1 WO 2014133421A1 RU 2014000240 W RU2014000240 W RU 2014000240W WO 2014133421 A1 WO2014133421 A1 WO 2014133421A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
ferronickel
ore
mixture
nickel
slag
Prior art date
Application number
PCT/RU2014/000240
Other languages
French (fr)
Russian (ru)
Inventor
Гусейнгулу Бахлул Оглы САДЫХОВ
Анатолий Иванович КИСЕЛЕВ
Юрий Абрамович ЛАЙНЕР
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 EA201500202A priority Critical patent/EA024653B1/en
Priority to PCT/RU2014/000240 priority patent/WO2014133421A1/en
Publication of WO2014133421A1 publication Critical patent/WO2014133421A1/en

Links

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
    • C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/02—Obtaining nickel or cobalt by dry processes
    • C22B23/023—Obtaining nickel or cobalt by dry processes with formation of ferro-nickel or ferro-cobalt
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular, to a method for processing laterite nickel ores with direct production of ferronickel in the form of metal granules.
  • Ferronickel is a valuable and basic raw material for the production of various grades of stainless steel.
  • Laterite nickel ores contain about 70% of the global nickel reserves.
  • the chemical and mineral composition of laterite ores is mainly divided into ferrous (limonite) and magnesian silicate - saprolite.
  • Magnesia silicate ores are efficiently processed by the pyrometallurgical method - by melting a hot charge in ore-thermal electric furnaces after preliminary reduction roasting of the ore in rotary tube furnaces in the temperature range of 750-950 ° ⁇ (Elkem process).
  • the process allows to achieve a high degree of nickel extraction (about 96%), but it is energy-intensive and can be promising in places where there is cheap electricity.
  • the use of electric smelting becomes ineffective due to a decrease in the nickel content in the resulting product (ferronickel).
  • the critical process was developed in the 30s of the 20th century in Germany (called the Krupp-Rennes process) to produce iron from low-quality iron ores.
  • the essence of the process lies in the fact that lateritic nickel ore in a mixture with a solid reducing agent and fluxing additives is subjected to reduction firing in a tubular furnace.
  • the charge, as it moves in the furnace, is continuously heated by heating gases and various physical and chemical processes proceed in it, depending on the heating temperature: moisture evaporates to a temperature of 600 ° C, then iron oxides are reduced in the range of 600-1 100 ° C, at more at high temperatures - 1200-1350 ° C and above, the heated mixture turns into a semi-molten liquid-solid and viscous state.
  • nickel recovery from silicate phases is intensified, as a result of which the reduced metal particles of iron and nickel are welded into circular particles during rotation of the furnace — cores distributed over the entire mass of slag.
  • the metal granules are separated from the slag by screening (or depositing) and magnetic separation.
  • the nickel content in the granules of ferronickel can vary from 4 to 10-12%, and when using high magnesian rich laterite ores, it can reach 20-25%.
  • the composition of the obtained certs mainly depends on the ratio Fe / Ni in the ore, i.e. the smaller the ratio, the higher the nickel content in the trit.
  • clay minerals present in ores consisting mainly of Fe 2 0 3 , Al 2 0 3 and Si0 2 , quickly dry up and dry during calcination in the furnace to form fine dust with a particle size of less than 5 microns.
  • the charge is advanced in a tube furnace, it is delaminated with a thin clay material lowering into the lower layer, and these components, in the presence of CaO in the reducing atmosphere, form low-melting (mp. 950-1000 ° ⁇ ) glassy silicate phases.
  • the temperature on the inner wall of the furnace reaches 1000-1150 ° C, the ferrous silicates melt and adhere to the wall with the formation of nastily.
  • the ore is ground to -0.076 mm (-200 mesh) 80-90%, mixed with additives of 2-5% coal (anthracite); 5-8% coke breeze; 3-5% CaCO3; 1-3% Na 2 C0 3 ; 6-8% clay or humus, the mixture is granulated to obtain pellets with a size of 10-20 mm (pellet moisture 15-18%), the pellets are dried at a temperature of 200-400 ° C for 30-90 minutes, then the dried pellets are fired in a tube furnace in the temperature range of 500-1300 ° C for 6-8 hours. As temperature rises reduction of iron and nickel with their subsequent merger in the form of metal granules.
  • the method uses laterite ores of different composition:
  • the clinker is cooled with water, wet milled to - 0.076 mm (-200 mesh) 80-90%.
  • Large particles (granules) of ferronickel are separated by screening, and small particles of ferronickel from finely divided slag are separated by wet magnetic separation.
  • the nickel content in the granules of ferronickel varies from 6.54 to 9.14% and iron from 91.35 to 86.27%.
  • the degree of nickel extraction from ore reaches 88.63-93.72%.
  • Fine grinding of raw materials and clinker obtained significantly increases the energy costs of the process.
  • the formation of ferronickel by magnetic separation in a large volume of finely dispersed waste slag (the output of this slag will be approximately 80-85% by weight of the processed ore) significantly complicates its utilization and increases the environmental load on the environment.
  • the closest in technical essence is the method of processing high-magnesite laterite (garnierite) ores with direct ferronickel production (advanced Krupp-Rennes process) used at the Oheyama plant of Nippon Yakin Kogyo Co., Japan [Watanabe T., Ono, S., Arai H., Matsumori T. Direct Reduction of Gamierite 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].
  • the method consists in the following: various high-magnesian lateritic nickel ores are coarsely ground and mixed, bituminous coal, anthracite, coke breeze, about 8% limestone are added to the ore mixture with 17% moisture, then they are ground to -150 ⁇ m (-100 mesh) and averaged in a rod mill, the resulting mixture is briquetted. Briquettes are continuously fed into a grate drying device, where briquettes are dried at a temperature of 300 ° C due to the heat of the exhaust gases.
  • hardened hot briquettes are fed into a rotary kiln, where dehydration (up to 600 ° C), reduction (600-1 100 ° C) and crys tallization (1200-1400 ° C) are carried out sequentially.
  • dehydration up to 600 ° C
  • reduction 600-1 100 ° C
  • crys tallization (1200-1400 ° C) are carried out sequentially.
  • the creep zone in the temperature range of about 1250 ° C, softening of the material begins, with increasing temperature from 1250 to 1400 ° C, as the semi-molten mass moves, nickel from the silicate phases is restored, small particles of reduced iron and nickel are welded and form metal granules, resulting in ferronickel cores are formed.
  • the duration of firing the mixture in a rotary kiln is 7-8 hours or more.
  • the consumption of a reducing agent in the form of bituminous coal, anthracite and coke powder is about 4 times higher than the stoichiometric amount required to restore iron and nickel from ore to a metallic state. It should be noted that under industrial conditions the consumption of solid reducing agent significantly exceeds the stoichiometric amount and depends on the temperature and duration of the firing process. When firing the charge in a rotary kiln, part of the coal present in the charge burns out with flue gases, therefore, the longer the process, the greater the amount of combustible coal.
  • 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.
  • briquetted mixture greatly reduces dust removal from the furnace, significantly reduces the likelihood of ring formation in the temperature range 1000-1 150 ° C, significantly improves the thermal regime of the furnace and the technical and economic parameters of the firing process as a whole. Due to the use of saprolite ores (garnierite) rich in nickel (2.3-2.6% Ni) and low iron content (1 1-15% Fe) for firing, ferronickel with a high nickel content (from 18 to 25%) is obtained.
  • the main disadvantages of this method are the high firing temperature (1400 ° C), a long firing time (7-8 hours), low productivity and high sulfur content (0.44%) in ferronickel. Sulfur is considered an undesirable impurity for stainless steel, which greatly complicates the implementation of ferronickel with a high sulfur content.
  • High temperature and long firing process significantly increases energy costs during firing, significantly reduces the service life of the furnace lining due to the aggressive action of ferrous silicate melt at high temperature.
  • a longer firing time significantly reduces the productivity of the process. The combination of these factors negatively affects the cost of the final product - ferronickel.
  • the processed ore solid residue
  • the mixture with the addition of solid reducing agent and limestone after briquetting is fired to obtain ferronickel granules according to the method described in the known method. It is shown that a decrease in the MgO content in the charge allows to reduce the firing temperature from 1400 to 1300 ° C while ensuring a high degree of nickel extraction in ferronickel.
  • the process proposed to reduce the magnesium content in the ore is quite complex and will significantly increase the cost of the resulting ferronickel.
  • the objective of the invention is to develop a method for processing highly magnesian silicate laterite ores in which the content of MgO and SiO 2 can vary in a wide range (from 15 to 25% MgO and from 30 to 45% and above Si0 2 ), with direct production of ferronickel.
  • the solution to this problem lies in the fact that in the method of processing high-magnesian laterite ores with direct production of ferronickel, including mixing the ore with a solid reducing agent and fluxing additives, briquetting the resulting mixture, reduction firing briquetted charge in tube rotary kilns with formation of ferronickel crits and separation of ferronickel from clinker, when mixing ore with a reducing agent, fluxing additives are introduced into the mixture in the amount of 6-12% CaCO3, preferably 8-10%, 6-12% A1 2 0 3 , preferably 8-10%, 0-10% Si0 2 , preferably 0-7.5%, by weight of the ore, the maximum temperature in the zone of crys tallization is maintained within 1300-1350 ° C, and the content of residual carbon in clinker slag is maintained within 0, 05-0.55%, preferably in the range 0.1-0.4%).
  • various calcium-, aluminum- and silicon-containing materials can be used, for example, limestone, clay, bauxite, aluminosilicates, aluminum-containing slag, silica sand, waste from enrichment and metallurgical production, etc.
  • the main requirement for the composition of these materials is a low content of sulfur and phosphorus and a limited content of magnesium.
  • part of MgO binds to the indicated additives in low-melting silicates, which leads to a decrease in the slag fraction of high-temperature magnesia silicates, especially forsterite (Mg 2 Si 0 4 ) with a melting point of 1890 ° C. Due to this, in the temperature range from 1250 to 1350 ° C, the calcined material passes into a viscous semi-molten state, which greatly facilitates the fusion and coarsening of reduced particles of nickel and iron with the formation of metal granules of ferronickel. The combination of these factors can reduce the total duration of firing briquetted mixture.
  • the consumption of additives Al 2 0 3 is 8-10%.
  • a decrease in the consumption of CaCO3 additives below 6% leads to a decrease in the liquid phase of the slag and leads to an increase in the temperature in the zone of crys tallization, which worsens the performance of the process, and an increase in the consumption of CaCO3 more than 12% leads to an increase in the basicity of the slag, which negatively affects the formation of the ferronickel matrix under the conditions of reducing roasting laterite ores.
  • the CaO additive consumption is 8-10%.
  • an increase in fluxing additives leads to an increase in material flows during firing, resulting in increased energy costs and reduced process performance.
  • the amount of introduced Si0 2 varies from 0 to 10%, preferably 0-7.5%, in such a way as to maintain the basicity and fusibility of the slag at a level that enables operation in a given temperature range.
  • an increase in the temperature in the cryogenic zone from the set value of 1300-1350 ° C is, firstly, not economically profitable, and secondly, it is not considered expedient, since it leads to an increase in slag flow (as in the case of an increase in A1 additives 2 0 3 ), and the slag does not hold large metallic particles of ferronickel in the volume due to their high specific density, these particles quickly settle and separate from the slag. As a result, complete fusion of the small particles of metallic nickel contained in the slag with larger particles is not ensured, which leads to a decrease in the yield of ferronickel. When firing the charge in a rotary kiln, large metal particles, quickly settling, adhere to its wall, which leads to disruption of the furnace and a decrease in the life of the lining.
  • various calcium, aluminum and silicon-containing materials can be used, for example, limestone, clay, bauxite, aluminum-containing slags and wastes, etc., but provided that the mass ratios of active components are within the established limits .
  • the residual carbon content in the slag after completion of the firing of the mixture should vary between 0.05-0.55%, more preferably 0.1-0.4%.
  • a decrease in the residual carbon content in the slag of less than 0.05 can lead to a decrease in the degree of nickel reduction from the silicate phases and, accordingly, to an increase in its loss with slag tails of the magnetic enrichment of crushed clinker.
  • An increase in carbon content of more than 0.55% contributes to an increase in the degree of reduction of iron from slag, which leads to the enrichment of ferronickel granules with iron and depletion of nickel, resulting in a significant decrease in the quality of the resulting final product.
  • the technological properties of critical slag are deteriorating.
  • the permissibility of changing the content of residual carbon over a wide range from 0.05 to 0.55% significantly facilitates the dosage of solid reducing agent during the preparation of the charge, and removes some difficulties when firing the briquetted mixture in rotary kilns.
  • low-sulfur solid reducing agents, bituminous coal and coke (or anthracite) are used to obtain high-quality ferronickel (in terms of sulfur content).
  • the necessary favorable conditions for the formation of metal granules of ferronickel during roasting of high-magnesite laterite ores are provided not due to the presence of a certain amount of sulfur in the charge, as in the prior art methods, but due to the use of complex additives with their ratio within the established limits.
  • anthracite and coke are passive solid reducing agents, their reducing ability is noticeably manifested at temperatures above 1000 ° C. Using them in a certain amount allows you to maintain a reducing atmosphere in a rotary kiln at high temperatures (1200–1300 ° C and above), at which, along with the reduction of nickel from silicate phases, metal particles gradually merge and enlarge with the formation of ferronickel granules .
  • Coke and anthracite are more expensive reducing agents than bituminous coal. Therefore, the use as a reducing agent of a certain amount of bituminous coal also favorably affects the cost of the resulting ferronickel.
  • high-magnesite laterite ores with different iron contents were used.
  • the chemical compositions of these ores are given in table 1.
  • Bituminous coal with an ash content of 7.5% and coke powder with an ash content of 10.6% were used as a carbon-containing solid reducing agent.
  • the content of volatile substances and total sulfur in bituminous coal is 51% and 0.29%, and in coke powder 2% and 0.2%, respectively.
  • Testing of the samples was carried out in a laboratory tube furnace, then the results were checked under experimental industrial conditions. Ore samples, solid reducing agents and fluxing additives were crushed to a particle size of -150 ⁇ m, mixed in certain proportions, tablets (briquettes) were made from the mixture.
  • the material softens with its transition to a semi-molten state, in which, along with the completion of nickel and iron reduction processes, they merge and coagulate with the formation of metal granules of ferronickel.
  • the metal particles were separated from the slag by wet magnetic separation.
  • the content of nickel and iron in the granules of ferronickel was 14.9 and 81.6%, respectively.
  • the degree of nickel extraction from ore was 93.1%, and iron - 75.1%.
  • the content of residual C in the slag is 0.36%.
  • Briquettes from a mixture of ore N ° l with additives of solid reducing agents and fluxing additives 8% CaC0 3 , 8% A1 2 0 3 were fired under the conditions of example 1. However, in this case, the coke consumption was 3% by weight of the ore.
  • the metal granules contained 13.9% Ni and 82.1% Fe.
  • the degree of nickel extraction from ore was 93.8%, and iron - 81.6%.
  • the content of residual C in the slag is 0.55%.
  • the content of nickel and iron in the granules of ferronickel was 20.3 and 75.9%, respectively.
  • the degree of extraction of nickel from ore is 94.2%, and iron is 62.8%.
  • the content of residual C in the slag is 0.34%.
  • Briquettes from a mixture of ore N ° 2 with the addition of solid reducing agents and fluxing additives 10% CaCO 3 and 10% A1 2 0 3 were fired under the conditions of example 4.
  • the coke consumption was 1% by weight of ore.
  • the nickel content in ferronickel reached 21.8%, and the iron content was at the level of 74% with a degree of nickel extraction of 92.6%, and iron - 56.3%.
  • the content of residual C in the slag is 0.13%).
  • briquettes About 600 kg of briquettes were made from a mixture consisting of ore N ° 2, 6% bituminous coal, 10% coke, fluxing limestone and bauxite additives.
  • the mass ratio (CaO + MgO) / (SiO 2 + Al 2 0 3 ) in the briquettes was 0.47.
  • the briquettes were subjected to reduction firing in a 0.75x8 m rotary kiln heated by natural gas.
  • the obtained granules of ferronickel contained 22.4% Ni and 80.9% Fe.
  • the slag content in the form of inclusions in the granules varied within 1.5-2.5%, and the nickel content in the slag was 0.15%.
  • the degree of extraction of nickel from ore reached 95.3%, and iron - 61.4%.
  • the sulfur content in ferronickel is 0.061%.
  • the content of residual C in the slag is 0.36%.
  • the method of processing high magnesian laterite ores with direct production of ferronickel granules, along with a high degree of nickel extraction from ore (91-95%), allows the process to be carried out at lower temperatures (1300-1350 ° C, preferably 1300-1325 ° C) and shorter duration, i.e. with lower energy costs, and at the same time obtain a low-sulfur (0.06% S), high-quality ferronickel product, which is a valuable raw material for the production of a wide range of stainless steel.

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

The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and specifically to a method for processing laterite (oxidized nickel) ores with the direct production of ferronickel in the form of metal granules. The method comprises mixing the ore with a solid reducing agent and with fluxing additives, briquetting the resultant mixture, a reduction firing of the briquetted charge in tubular rotary furnaces forming ferronickel lumps and separating ferronickel from ground clinker. The fluxing additives are input into the mixture in the amounts of 6-12% CaCO3, 6-12% Al2O3, 0-10% SiO2 of the mass of the ore, the maximum temperature in the lump formation zone is maintained in the range of 1300-1350ºC, and the content of carbon residue in the clinker slag is maintained in the range of 0.05-0.55%, and preferably within the range of 0.1-0.4%. A mixture of bituminous coal and anthracite or coke is used as the solid reducing agent. The method allows for achieving high performance when firing in order to increase the effectiveness of directly producing ferronickel from high-magnesium silicate nickel ores.

Description

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЛАТЕРИТНЬК НИКЕЛЕВЫХ РУД С ПРЯМЫМ  METHOD FOR PROCESSING LATERITE NICKEL ORES WITH DIRECT
ПОЛУЧЕНИЕМ ФЕРРОНИКЕЛЯ  GETTING A FERRONICEL
Область техники Technical field
Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности, к способу переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля в виде металлических гранул.  The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular, to a method for processing laterite nickel ores with direct production of ferronickel in the form of metal granules.
Предшествующий уровень техники State of the art
Ферроникель является ценным и основным сырьем для производства различных марок нержавеющей стали.  Ferronickel is a valuable and basic raw material for the production of various grades of stainless steel.
В латеритных никелевых рудах сосредоточено около 70% мировых запасов никеля. По химическому и минеральному составу латеритные руды, в основном, подразделяются на железистые (лимонитные) и магнезиальные силикатные - сапролитные.  Laterite nickel ores contain about 70% of the global nickel reserves. The chemical and mineral composition of laterite ores is mainly divided into ferrous (limonite) and magnesian silicate - saprolite.
Из-за отсутствия рациональных методов обогащения латеритные никелевые руды поступают непосредственно на металлургическую переработку гидро- и пирометаллургическими способами.  Due to the lack of rational enrichment methods, laterite nickel ores go directly to metallurgical processing by hydro- and pyrometallurgical methods.
Магнезиальные силикатные руды эффективно перерабатываются пирометаллургическим способом - с помощью плавки горячей шихты в руднотермических электропечах после предварительного восстановительного обжига руды во вращающихся трубчатых печах в области температур 750-950°С (Elkem процесс). Процесс позволяет достичь высокой степени извлечения никеля (около 96%), однако энергоемкий, и может быть перспективным в местах, где есть дешевая электроэнергия. С другой стороны, в случае повышенного содержания в руде железа применение электроплавки становится малоэффективным из-за уменьшения содержания никеля в получаемом продукте (ферроникеле).  Magnesia silicate ores are efficiently processed by the pyrometallurgical method - by melting a hot charge in ore-thermal electric furnaces after preliminary reduction roasting of the ore in rotary tube furnaces in the temperature range of 750-950 ° С (Elkem process). The process allows to achieve a high degree of nickel extraction (about 96%), but it is energy-intensive and can be promising in places where there is cheap electricity. On the other hand, in the case of an increased content of iron in the ore, the use of electric smelting becomes ineffective due to a decrease in the nickel content in the resulting product (ferronickel).
В регионах, где существует дефицит электроэнергии, одним из перспективных направлений является переработка латеритных никелевых руд во вращающихся печах с прямым получением ферроникеля в виде крицы. Все энергетические затраты в этом процессе обеспечиваются за счет использования угля или угля совместно с природным газом.  In regions where there is a shortage of electricity, one of the promising areas is the processing of lateritic nickel ores in rotary kilns with the direct production of ferronickel in the form of crice. All energy costs in this process are provided through the use of coal or coal in conjunction with natural gas.
Кричный процесс разработан в 30-е годы XX века в Германии (под названием Крупп-Ренн процесс) для получения железа из низкокачественных железных руд. Сущность процесса заключается в том, что латеритная никелевая руда в смеси с твердым восстановителем и флюсующими добавками подвергается восстановительному обжигу в трубчатой печи. Шихта по мере продвижения в печи непрерывно нагревается отопительньми газами и в ней в зависимости от температуры нагрева протекают различные физико-химические процессы: до температуры 600°С происходит испарение влаги, затем в области 600-1 100°С - восстановление оксидов железа, при более высоких температурах - 1200-1350°С и выше нагретая шихта превращаются в полурасплавленное жидко-твердое и вязкое состояние. В указанной температурной области интенсифицируется восстановление никеля из силикатных фаз, в результате чего восстановленные металлические частицы железа и никеля при вращении печи свариваются в круглые частицы— крицы, распределенные по всей массе шлака. После охлаждения и дробления массы (клинкера) металлические гранулы отделяют от шлака грохочением (или отсадкой) и магнитной сепарацией. В зависимости от состава перерабатываемой латеритной руды содержание никеля в гранулах ферроникеля может изменяться от 4 до 10-12%, а при использовании высокомагнезиальных богатых латеритных руд оно может достичь 20-25%. При этом состав получаемых криц главным образом зависит от соотношения Fe/Ni, в руде, т.е. чем меньше это соотношение, тем больше содержание никеля в крице. The critical process was developed in the 30s of the 20th century in Germany (called the Krupp-Rennes process) to produce iron from low-quality iron ores. The essence of the process lies in the fact that lateritic nickel ore in a mixture with a solid reducing agent and fluxing additives is subjected to reduction firing in a tubular furnace. The charge, as it moves in the furnace, is continuously heated by heating gases and various physical and chemical processes proceed in it, depending on the heating temperature: moisture evaporates to a temperature of 600 ° C, then iron oxides are reduced in the range of 600-1 100 ° C, at more at high temperatures - 1200-1350 ° C and above, the heated mixture turns into a semi-molten liquid-solid and viscous state. In the indicated temperature range, nickel recovery from silicate phases is intensified, as a result of which the reduced metal particles of iron and nickel are welded into circular particles during rotation of the furnace — cores distributed over the entire mass of slag. After cooling and crushing the mass (clinker), the metal granules are separated from the slag by screening (or depositing) and magnetic separation. Depending on the composition of the laterite ore being processed, the nickel content in the granules of ferronickel can vary from 4 to 10-12%, and when using high magnesian rich laterite ores, it can reach 20-25%. In this case, the composition of the obtained certs mainly depends on the ratio Fe / Ni in the ore, i.e. the smaller the ratio, the higher the nickel content in the trit.
Для переработки латеритных руд кричным способом (Цейдлер А.А. Металлургия никеля. - М.: Металлургиздат, 1947. 314 с), руду подвергают дроблению (предпочтительно до крупности 5-10 мм), дозируют необходимое количество мелкого угля (-0,8 мм) или коксика, известняка и других добавок (например, глины, доменного шлака, алюмосиликатов и т.д.), тщательно смешивают, и смесь обжигают во вращающейся печи с постепенным нагревом до температуры 1300°С и выше в течение 6-8 час. Для достижения положительных результатов рекомендуется поддержание основности — соотношения (CaO+MgO)/Si02 в пределах 0,15-0,30, плавкости - соотношения Al203/Si02 в пределах 0,22-0,40. При этом содержание MgO в шлаке не должно превышать 12%. Горячую полурасплавленную массу (клинкер) выгружают из печи, охлаждают и после дробления и измельчения разделяют на магнитных сепараторах с выделением ферроникеля в виде крицы. Отмечено, что содержание никеля в крице зависит- от состава руды и может изменяться в пределах от 4 до 8-10%. To process laterite ores by the critical method (Zeidler A.A. Nickel metallurgy. - M .: Metallurgizdat, 1947. 314 s), the ore is crushed (preferably to a particle size of 5-10 mm), the required amount of fine coal is dosed (-0.8 mm) or coke, limestone and other additives (for example, clay, blast furnace slag, aluminosilicates, etc.), are thoroughly mixed, and the mixture is fired in a rotary kiln with gradual heating to a temperature of 1300 ° C and above for 6-8 hours . To achieve positive results, it is recommended to maintain basicity - the ratio (CaO + MgO) / Si0 2 in the range of 0.15-0.30, fusibility - the ratio of Al 2 03 / Si0 2 in the range of 0.22-0.40. The MgO content in the slag should not exceed 12%. The hot semi-molten mass (clinker) is discharged from the furnace, cooled, and after crushing and grinding it is separated on magnetic separators with the release of ferronickel in the form of a crice. It is noted that the nickel content in the crit depends on the composition of the ore and can vary from 4 to 8-10%.
Как отмечено выше, эти способы предусматривают использование латеритных никелевых руд с умеренным содержанием MgO (не более 12% в шлаке или до 10% в исходной руде). В случае использования высокомагнезиальных руд, содержащих более 10% MgO, требуется разработать новые рекомендации по составу шихты и расходу флюсующих добавок. As noted above, these methods involve the use of lateritic nickel ores with a moderate MgO content (not more than 12% in slag or up to 10% in source ore). In the case of using high-magnesian ores containing more than 10% MgO, it is necessary to develop new recommendations on the composition of the charge and the consumption of fluxing additives.
Помимо этого, использование при обжиге во вращающейся печи неагломированной шихты, состоящей из смеси дробленной до 5-12 мм руды, угля, известняка и других флюсующих добавок, создает серьезные трудности, связанные с большим пылевыносом из печи (увеличение пылевыноса из печи требует создания больших пылеулавливающих и газоочистительных сооружений), нарушением теплового режима и работы печи в целом. При дроблении руды определенная часть ее превращается в тонкие фракции, в частности крупности -250 мкм. Присутствие тонкой фракции значительно увеличивает пылевынос из печи. С другой стороны присутствующие в рудах глинистые минералы, состоящие в основном из Fe203, А1203 и Si02, при сушке и прокаливании в печи быстро рассыпаются с образованием тонкой пыли с крупностью частиц менее 5 мкм. При продвижении шихты в трубчатой печи происходит ее расслоение с опусканием тонкого глинистого материала в нижний слой, и эти компоненты в присутствии в системе СаО в восстановительной атмосфере образуют легкоплавкие (т.пл. - 950-1000°С) стеклообразные силикатные фазы. При достижении температуры на внутренней стенке печи 1000-1150°С железистые силикаты оплавляются и прилипают к стенке с образованием настыли. Кроме тонкого материала происходит прилипание к липкому стеклообразному слою и грубого материала из шихты. Постепенно этот слой нарастает и образует сплошное шлаковое кольцо, которое приводит к нарушению и остановке работы печи. Совокупность этих факторов существенно снижает технико-экономические показатели процесса получения ферроникеля из латеритных руд кричным способом. In addition, the use of a non-agglomerated batch consisting of a mixture of ore, coal, limestone and other fluxing additives during firing in a rotary kiln creates serious difficulties associated with large dust removal from the furnace (an increase in dust removal from the furnace requires the creation of large dust and gas treatment facilities), violation of the thermal regime and the operation of the furnace as a whole. When ore is crushed, a certain part of it is converted into fine fractions, in particular of a particle size of -250 microns. The presence of a fine fraction significantly increases the dust removal from the furnace. On the other hand, clay minerals present in ores, consisting mainly of Fe 2 0 3 , Al 2 0 3 and Si0 2 , quickly dry up and dry during calcination in the furnace to form fine dust with a particle size of less than 5 microns. When the charge is advanced in a tube furnace, it is delaminated with a thin clay material lowering into the lower layer, and these components, in the presence of CaO in the reducing atmosphere, form low-melting (mp. 950-1000 ° С) glassy silicate phases. When the temperature on the inner wall of the furnace reaches 1000-1150 ° C, the ferrous silicates melt and adhere to the wall with the formation of nastily. In addition to the thin material, adhesion to the sticky glassy layer and coarse material from the charge occurs. Gradually, this layer grows and forms a continuous slag ring, which leads to disruption and halt of the furnace. The combination of these factors significantly reduces the technical and economic indicators of the process of producing ferronickel from laterite ores in a critical manner.
Известен способ получения ферроникелевых гранул прямым восстановлением латеритных руд в трубчатой печи [Method for producing ferronickel granule with direct reduction of laterite nickel mine with rotary kiln (CN 101403043 А)]. Согласно этому способу руду измельчают до - 0,076 мм (-200 меш) 80-90%, смешивают с добавками 2-5% угля (антрацита); 5-8% коксовой мелочи; 3-5% СаСОз; 1-3% Na2C03; 6-8% глины или гумуса, смесь гранулируют с получением окатышей размером 10-20 мм (влажность окатышей 15-18%), окатыши сушат при температуре 200-400°С в течение 30-90 мин, затем высушенные окатыши обжигают в трубчатой печи в области температур 500- 1300°С в течение 6-8 час. По мере повышения температуры происходит восстановление железа и никеля с последующим их слиянием в виде металлических гранул. В способе используют латеритные руды разного состава: A known method of producing ferronickel granules by direct reduction of laterite ores in a tubular furnace [Method for producing ferronickel granule with direct reduction of laterite nickel mine with rotary kiln (CN 101403043 A)]. According to this method, the ore is ground to -0.076 mm (-200 mesh) 80-90%, mixed with additives of 2-5% coal (anthracite); 5-8% coke breeze; 3-5% CaCO3; 1-3% Na 2 C0 3 ; 6-8% clay or humus, the mixture is granulated to obtain pellets with a size of 10-20 mm (pellet moisture 15-18%), the pellets are dried at a temperature of 200-400 ° C for 30-90 minutes, then the dried pellets are fired in a tube furnace in the temperature range of 500-1300 ° C for 6-8 hours. As temperature rises reduction of iron and nickel with their subsequent merger in the form of metal granules. The method uses laterite ores of different composition:
1 - Высокомагнезиальная руда: Ni 0,92%, Mg 21,47%, Fe 9,81%, Al 0,067% , Si 23,01%; 1 - High magnesia ore: Ni 0.92%, Mg 21.47%, Fe 9.81%, Al 0.067%, Si 23.01%;
2 - Железистая латеритная руда: Ni 1 ,23%, Mg 10,31% , Fe 21,96% , Al 4,73%, Si 12,54%; 2 - lateritic iron ore: Ni 1, 23%, Mg 10.31%, Fe 21.96%, Al 4.73%, Si 12.54%;
3 - Смесь магнезиальной и железистой руды: Ni 1,07%, Mg 15,89% , Fe 15,88 %, Al 2,45%, Si 17,78% .  3 - A mixture of magnesia and glandular ore: Ni 1.07%, Mg 15.89%, Fe 15.88%, Al 2.45%, Si 17.78%.
После завершения обжига клинкер охлаждают водой, подвергают мокрому измельчению до - 0,076 мм (-200 меш) 80-90%. Крупные частицы (гранулы) ферроникеля отделяют грохочением, а мелкие частицы ферроникеля из тонкоизмельченного шлака - мокрой магнитной сепарацией. В зависимости от состава используемой латеритной руды содержание никеля в гранулах ферроникеля изменяется в пределах от 6,54 до 9,14% и железа - в пределах от 91,35 до 86,27%. При этом степень извлечения никеля из руды достигает 88,63-93,72%.  After the firing is completed, the clinker is cooled with water, wet milled to - 0.076 mm (-200 mesh) 80-90%. Large particles (granules) of ferronickel are separated by screening, and small particles of ferronickel from finely divided slag are separated by wet magnetic separation. Depending on the composition of laterite ore used, the nickel content in the granules of ferronickel varies from 6.54 to 9.14% and iron from 91.35 to 86.27%. At the same time, the degree of nickel extraction from ore reaches 88.63-93.72%.
Хотя использование в способе гранулированной шихты позволяет уменьшить пылевынос из трубчатой печи, однако не устраняет других недостатков. Основными недостатками данного способа являются:  Although the use of a granular charge in the method can reduce dust removal from a tube furnace, it does not eliminate other disadvantages. The main disadvantages of this method are:
Тонкое измельчение сырьевых материалов и полученного клинкера существенно увеличивает энергетические затраты технологического процесса. Образование после извлечения ферроникеля магнитной сепарацией в большом объеме тонкодисперсного отвального шлака (выход этого шлака составит примерно 80-85% от массы перерабатываемой руды) существенно затрудняет его утилизацию и увеличивает экологическую нагрузку на окружающею среду.  Fine grinding of raw materials and clinker obtained significantly increases the energy costs of the process. The formation of ferronickel by magnetic separation in a large volume of finely dispersed waste slag (the output of this slag will be approximately 80-85% by weight of the processed ore) significantly complicates its utilization and increases the environmental load on the environment.
- Использование в шихте твердого восстановителя с низкой реакционной способностью - антрацита и коксового порошка (коксовой мелочи) способствует развитию протекания побочного процесса - образования в значительном количестве легкоплавких силикатов железа, наличие которых сильно повышает вероятность нежелательного явления - кольцеобразования в печи в области температур 1000- 1150°С. Причем чем выше содержание железа в руде, тем больше становится вероятность кольцеобразования.  - The use of a solid reducing agent with a low reactivity — anthracite and coke powder (coke breeze) in the charge promotes the development of a side process — the formation of a significant amount of low-melting iron silicates, the presence of which greatly increases the likelihood of an undesirable phenomenon — ring formation in the furnace in the temperature range 1000–1150 ° C. Moreover, the higher the iron content in the ore, the greater the likelihood of ring formation.
Совокупность вышеуказанных факторов отрицательно влияет на технико- экономические показатели описанного способа в целом.  The combination of the above factors negatively affects the technical and economic indicators of the described method as a whole.
Наиболее близким по технической сущности является способ переработки высокомагнезиальных латеритных (гарниеритных) руд с прямым получением ферроникеля (усовершенствованный Крупп-Ренн процесс), применяемый на заводе Oheyama Компании Nippon Yakin Kogyo Co., Япония [Watanabe Т., Ono, S., Arai H., Matsumori T. Direct Reduction of Gamierite 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: разные высокомагнезиальные латеритные никелевые руды 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 (-100 меш) и усредняют в стержневой мельнице, полученную смесь брикетируют. Брикеты в непрерывном режиме подаются в 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 (до 600°С), восстановления (600-1 100°С) и крицеобразования (1200-1400°С). В зоне крицеобразования в области температур около 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 восстановленного железа и никеля свариваются и образуют металлические гранулы, в результате чего формируются крицы ферроникеля. Продолжительность обжига шихты во вращающейся печи составляет 7-8 час и больше. Расход восстановителя в виде битуминозного угля, антрацита и коксового порошка примерно в 4 раза превышает стехиометрическое количество, необходимое для восстановления железа и никеля из руды до металлического состояния. Следует отметить, что в промышленных условиях расход твердого восстановителя существенно превышает стехиометрическое количество и зависит от температуры и продолжительности процесса обжига. При обжиге шихты во вращающейся печи часть угля, присутствующего в шихте выгорает топочными газами, поэтому, чем больше продолжительность процесса, тем больше количество возгораемого угля. При выходе из печи полурасплавленную массу (клинкер) с температурой около 1250°С закаливают (гранулируют) в воде, измельчают до - 2мм, 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 б другими металлическими частицами. Ферроникель представлен в виде частиц крупностью от 0,5 до 20 мм и содержит 1-2% шлака. Он имеет следующий химический состав: С < 0,10%, Ni 18-22%, S 0,45%, Р 0,015%. Общая степень извлечения никеля из руды достаточно высокая и достигает 95%». The closest in technical essence is the method of processing high-magnesite laterite (garnierite) ores with direct ferronickel production (advanced Krupp-Rennes process) used at the Oheyama plant of Nippon Yakin Kogyo Co., Japan [Watanabe T., Ono, S., Arai H., Matsumori T. Direct Reduction of Gamierite 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]. The method consists in the following: various high-magnesian lateritic nickel ores are coarsely ground and mixed, bituminous coal, anthracite, coke breeze, about 8% limestone are added to the ore mixture with 17% moisture, then they are ground to -150 μm (-100 mesh) and averaged in a rod mill, the resulting mixture is briquetted. Briquettes are continuously fed into a grate drying device, where briquettes are dried at a temperature of 300 ° C due to the heat of the exhaust gases. Then hardened hot briquettes are fed into a rotary kiln, where dehydration (up to 600 ° C), reduction (600-1 100 ° C) and crys tallization (1200-1400 ° C) are carried out sequentially. In the creep zone in the temperature range of about 1250 ° C, softening of the material begins, with increasing temperature from 1250 to 1400 ° C, as the semi-molten mass moves, nickel from the silicate phases is restored, small particles of reduced iron and nickel are welded and form metal granules, resulting in ferronickel cores are formed. The duration of firing the mixture in a rotary kiln is 7-8 hours or more. The consumption of a reducing agent in the form of bituminous coal, anthracite and coke powder is about 4 times higher than the stoichiometric amount required to restore iron and nickel from ore to a metallic state. It should be noted that under industrial conditions the consumption of solid reducing agent significantly exceeds the stoichiometric amount and depends on the temperature and duration of the firing process. When firing the charge in a rotary kiln, part of the coal present in the charge burns out with flue gases, therefore, the longer the process, the greater the amount of combustible coal. When leaving the furnace, a semi-molten mass (clinker) with a temperature of about 1250 ° C is quenched (granulated) in water, ground to -2 mm, the ferronickel cores 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 merging with b other metal particles. Ferronickel is presented in the form of particles with a particle size of 0.5 to 20 mm and contains 1-2% slag. It has the following chemical composition: C <0.10%, Ni 18-22%, S 0.45%, P 0.015%. The overall degree of nickel extraction from ore is quite high and reaches 95%. ”
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.  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.
Использование при обжиге брикетированной шихты сильно уменьшает пылевынос из печи, заметно уменьшает вероятность кольцеобразования в области температур 1000-1 150°С, существенно улучшает тепловой режим печи и технико- экономические показатели процесса обжига в целом. Благодаря использованию для обжига богатой по никелю (2,3-2,6% Ni) и с низким содержанием железа (1 1-15% Fe) сапролитных руд (гарниерита) получается ферроникель с высоким содержанием никеля (от 18 до 25%).  The use of briquetted mixture during firing greatly reduces dust removal from the furnace, significantly reduces the likelihood of ring formation in the temperature range 1000-1 150 ° C, significantly improves the thermal regime of the furnace and the technical and economic parameters of the firing process as a whole. Due to the use of saprolite ores (garnierite) rich in nickel (2.3-2.6% Ni) and low iron content (1 1-15% Fe) for firing, ferronickel with a high nickel content (from 18 to 25%) is obtained.
Основными недостатками известного способа являются высокая температура обжига (1400°С), большая продолжительность обжига (7-8 час), низкая производительность процесса и высокое содержание серы (0,44%) в ферроникеле. Сера считается нежелательной примесью для нержавеющей стали, что сильно затрудняет реализацию ферроникеля с повышенным содержанием серы.  The main disadvantages of this method are the high firing temperature (1400 ° C), a long firing time (7-8 hours), low productivity and high sulfur content (0.44%) in ferronickel. Sulfur is considered an undesirable impurity for stainless steel, which greatly complicates the implementation of ferronickel with a high sulfur content.
С другой стороны известно, что присутствие серы играет важную роль в агломерации частиц восстановленного металла в условиях обжига шихты во вращающейся печи. Оно способствует снижению температуры плавления металла, благодаря содержанию в нем небольшого количества сульфидов никеля и железа, и частичному снижению поверхностного напряжения металлических частиц. Совокупность этих факторов улучшает слияние и укрупнение металлических частиц никеля и железа.  On the other hand, it is known that the presence of sulfur plays an important role in the agglomeration of reduced metal particles under conditions of firing the charge in a rotary kiln. It helps to reduce the melting temperature of the metal, due to the content of a small amount of nickel and iron sulfides in it, and a partial decrease in the surface tension of metal particles. The combination of these factors improves the coalescence and enlargement of metallic particles of nickel and iron.
В описанном способе необходимость присутствия серы в шихте можно объяснить очень высокой температурой размягчения высокомагнезиального силикатного шлака, образующегося в зоне крицеобразования во вращающейся печи при обжиге высокомагнезиальных никелевых руд с флюсующими добавками известняка. В связи с этим, в данном способе при обжиге шихты в качестве серосодержащего компонента используют высокосернистый уголь (1 ,5% S).  In the described method, the need for the presence of sulfur in the charge can be explained by the very high softening point of the high magnesian silicate slag formed in the creep zone in the rotary kiln during roasting of high magnesian nickel ores with fluxing limestone additives. In this regard, in this method, when sintering the charge, high sulfur coal (1, 5% S) is used as a sulfur-containing component.
Высокая температура и большая продолжительность процесса обжига значительно увеличивает энергетические затраты при обжиге, существенно уменьшает срок службы футеровки печи из-за агрессивного действия железистого силикатного расплава при высокой температуре. Помимо этого, большая продолжительность обжига заметно снижает производительность процесса. Совокупность этих факторов отрицательно влияет на себестоимость конечного продукта - ферроникеля. High temperature and long firing process significantly increases energy costs during firing, significantly reduces the service life of the furnace lining due to the aggressive action of ferrous silicate melt at high temperature. In addition, a longer firing time significantly reduces the productivity of the process. The combination of these factors negatively affects the cost of the final product - ferronickel.
Для снижения температуры обжига в другом известном способе японской компании Nippon Yakin Kogyo Co. (US 3765873), предлагается уменьшить содержание MgO в руде путем обработки части высокомагнезиальной (гарниеритной) руды следующим образом: руду измельчают до -150 мкм (-100 меш), обжигают при температуре 500-800°С для разрушения кристаллической структуры магнезиальных силикатов с высвобождением MgO, затем продукт обжига выщелачивают водой с подачей углекислого газа под давлением при температуре 20-50°С в течение 0,5-3 час для растворения MgO в виде Mg(HC03)2. При этом около 30-40% магния из руды переходит в раствор. После отделения раствора обработанную руду (твердый остаток) смешивают с исходной рудой, и смесь с добавками твердого восстановителя и известняка после брикетирования подвергают обжигу для получения ферроникелевых гранул по методике, описанной в известном способе. Показано, что уменьшение содержания MgO в шихте позволяет снизить температуру обжига от 1400 до 1300°С при одновременном обеспечении высокой степени извлечения никеля в ферроникель. Однако процесс, предложенный для уменьшения содержания магния в руде, является достаточно сложным и существенно повысит себестоимость получаемого ферроникеля. To reduce the firing temperature in another known method of the Japanese company Nippon Yakin Kogyo Co. (US 3765873), it is proposed to reduce the MgO content in the ore by treating part of the high magnesian (garnierite) ore as follows: the ore is ground to -150 μm (-100 mesh), calcined at a temperature of 500-800 ° C to break down the crystal structure of magnesia silicates with release MgO, then the calcined product is leached with water with the supply of carbon dioxide under pressure at a temperature of 20-50 ° C for 0.5-3 hours to dissolve MgO in the form of Mg (HC0 3 ) 2. At the same time, about 30-40% of the magnesium from the ore goes into solution. After separation of the solution, the processed ore (solid residue) is mixed with the original ore, and the mixture with the addition of solid reducing agent and limestone after briquetting is fired to obtain ferronickel granules according to the method described in the known method. It is shown that a decrease in the MgO content in the charge allows to reduce the firing temperature from 1400 to 1300 ° C while ensuring a high degree of nickel extraction in ferronickel. However, the process proposed to reduce the magnesium content in the ore is quite complex and will significantly increase the cost of the resulting ferronickel.
В связи с вышеизложенным, требуется разработать способ, позволяющий достигать высоких показателей при обжиге для повышения эффективности прямого получения ферроникеля из высокомагнезиальных силикатных никелевых руд.  In connection with the foregoing, it is required to develop a method that allows to achieve high performance during firing in order to increase the efficiency of direct production of ferronickel from high magnesian silicate nickel ores.
Раскрытие изобретения  Disclosure of invention
Задачей предлагаемого изобретения является разработка способа переработки высокомагнезиальных силикатных латеритных руд, в которых содержание MgO и Si02 могут изменяться в широком диапазоне (от 15 до 25% MgO и от 30 до 45% и выше Si02), с прямым получением ферроникеля. The objective of the invention is to develop a method for processing highly magnesian silicate laterite ores in which the content of MgO and SiO 2 can vary in a wide range (from 15 to 25% MgO and from 30 to 45% and above Si0 2 ), with direct production of ferronickel.
Решение поставленной задачи заключается в том, что в способе переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникеля, включающем смешивание руды с твердым восстановителем и флюсующими добавками, брикетирование полученной шихты, восстановительный обжиг брикетированной шихты в трубчатых вращающихся печах с формированием крицы ферроникеля и выделение ферроникеля из клинкера, при смешивании руды с восстановителем флюсующие добавки вводят в смесь в количестве 6-12% СаСОз, предпочтительно 8-10%, 6-12% А1203, предпочтительно 8-10%, 0-10% Si02, предпочтительно 0-7,5%, от массы руды, максимальную температуру в зоне крицеобразования поддерживают в пределах 1300-1350°С, и содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,05-0,55%, предпочтительно, в пределах 0,1-0,4%). The solution to this problem lies in the fact that in the method of processing high-magnesian laterite ores with direct production of ferronickel, including mixing the ore with a solid reducing agent and fluxing additives, briquetting the resulting mixture, reduction firing briquetted charge in tube rotary kilns with formation of ferronickel crits and separation of ferronickel from clinker, when mixing ore with a reducing agent, fluxing additives are introduced into the mixture in the amount of 6-12% CaCO3, preferably 8-10%, 6-12% A1 2 0 3 , preferably 8-10%, 0-10% Si0 2 , preferably 0-7.5%, by weight of the ore, the maximum temperature in the zone of crys tallization is maintained within 1300-1350 ° C, and the content of residual carbon in clinker slag is maintained within 0, 05-0.55%, preferably in the range 0.1-0.4%).
В качестве флюсующих добавок можно использовать различные кальций-, алюминий- и кремнийсодержащие материалы, например, известняк, глину, боксит, алюмосиликаты, алюминийсодержащие шлаки, кварцевый песок, отходы обогащения и металлургического производства и т.д. Основное требование к составу этих материалов - незначительное содержание серы и фосфора и ограниченное содержание магния. При обжиге магнезиальных силикатных руд для прямого получения ферроникелевых гранул применение комплексных добавок СаСОз, А1203 и, при необходимости, Si02 в вышеуказанных количествах позволяет проводить процесс обжига при достаточно низких температурах 1300-1350°С, уменьшить продолжительность восстановительного обжига брикетированной шихты до 5-7 час с максимальной степенью извлечения никеля (до 95%) из руды. Полагают, что это обусловлено тем, что добавки СаСОз и А120з в установленных количествах позволяют снизить температуру плавления шлака благодаря образованию силикатов сложного состава пироксеновой группы - Са (Mg,Fe,Al)[(Si,Al)206] с низкой температурой плавления (1300-1400°С); добавки А120з и Si02 уменьшают основность шлаков и увеличивают температурный интервал их текучести и вязкость, в результате чего улучшаются технологические свойства кричных шлаков. При этом часть MgO связывается с указанными добавками в легкоплавкие силикаты, что приводит к уменьшению в шлаке доли высокотемпературных магнезиальных силикатов, особенно форстерита (Mg2Si04) с температурой плавления - 1890°С. Благодаря этому в области температур от 1250 до 1350°С, обожженный материал переходит в вязкое полурасплавленное состояние, что существенно облегчает слияние и укрупнение восстановленных частиц никеля и железа с формированием металлических гранул ферроникеля. Совокупность этих факторов позволяет уменьшить общую продолжительность обжига брикетированной шихты. As fluxing additives, various calcium-, aluminum- and silicon-containing materials can be used, for example, limestone, clay, bauxite, aluminosilicates, aluminum-containing slag, silica sand, waste from enrichment and metallurgical production, etc. The main requirement for the composition of these materials is a low content of sulfur and phosphorus and a limited content of magnesium. When firing magnesia silicate ores for the direct production of ferronickel granules, the use of complex additives CaCO3, Al 2 0 3 and, if necessary, Si0 2 in the above amounts allows the roasting process to be carried out at sufficiently low temperatures of 1300-1350 ° C, and reduce the duration of the re-firing of the briquetted charge to 5-7 hours with a maximum degree of nickel extraction (up to 95%) from ore. It is believed that this is because the additive CaCOs and A1 2 0z the established quantities can reduce the melting point of slag due to the formation of silicates complex composition pyroxene group - Ca (Mg, Fe, Al) [ (Si, Al) 2 0 6] Low melting point (1300-1400 ° C); additives A1 20 0 and Si 0 2 reduce the basicity of slags and increase the temperature range of their fluidity and viscosity, as a result of which the technological properties of critical slags are improved. At the same time, part of MgO binds to the indicated additives in low-melting silicates, which leads to a decrease in the slag fraction of high-temperature magnesia silicates, especially forsterite (Mg 2 Si 0 4 ) with a melting point of 1890 ° C. Due to this, in the temperature range from 1250 to 1350 ° C, the calcined material passes into a viscous semi-molten state, which greatly facilitates the fusion and coarsening of reduced particles of nickel and iron with the formation of metal granules of ferronickel. The combination of these factors can reduce the total duration of firing briquetted mixture.
Уменьшение расхода добавок А1203 ниже 6% не позволяет снизить температуру плавления шлака до 1300-1350°С, а в случае увеличение расхода его более 12% шлаки становятся более текучими, что отрицательно влияет на формирование крицы ферроникеля в условиях восстановительного обжига латеритных руд. Помимо этого увеличение флюсующих добавок приводит к увеличению материальных потоков при обжиге, в результате чего увеличиваются энергетические затраты и уменьшается производительность процесса. Предпочтительно расход добавок А1203 составляет 8- 10%. Reducing the consumption of additives A1 2 0 3 below 6% does not allow to reduce the temperature melting of slag to 1300-1350 ° C, and in the case of an increase in its consumption of more than 12%, the slag becomes more fluid, which negatively affects the formation of ferronickel crys tal under conditions of reductive roasting of laterite ores. In addition, an increase in fluxing additives leads to an increase in material flows during firing, resulting in increased energy costs and reduced process performance. Preferably, the consumption of additives Al 2 0 3 is 8-10%.
Уменьшение расхода добавок СаСОз ниже 6% приводит к уменьшению жидкой фазы шлака и заставляет повысить температуру в зоне крицеобразования, что ухудшает показатели технологического процесса, а увеличение расхода СаСОз более 12% приводит к увеличению основности шлака, что отрицательно влияет на формирование крицы ферроникеля в условиях восстановительного обжига латеритных руд. Предпочтительно расход добавок СаО составляет 8-10%. Помимо этого, как отмечено выше, увеличение флюсующих добавок приводит к увеличению материальных потоков при обжиге, в результате чего увеличиваются энергетические затраты и уменьшается производительность процесса.  A decrease in the consumption of CaCO3 additives below 6% leads to a decrease in the liquid phase of the slag and leads to an increase in the temperature in the zone of crys tallization, which worsens the performance of the process, and an increase in the consumption of CaCO3 more than 12% leads to an increase in the basicity of the slag, which negatively affects the formation of the ferronickel matrix under the conditions of reducing roasting laterite ores. Preferably, the CaO additive consumption is 8-10%. In addition, as noted above, an increase in fluxing additives leads to an increase in material flows during firing, resulting in increased energy costs and reduced process performance.
Количество вводимого Si02 варьируется от 0 до 10%, предпочтительно 0-7,5%, таким образом, чтобы поддерживать основность и плавкость шлака на уровне, обеспечивающем возможность работы в заданном интервале температур. The amount of introduced Si0 2 varies from 0 to 10%, preferably 0-7.5%, in such a way as to maintain the basicity and fusibility of the slag at a level that enables operation in a given temperature range.
При оптимальном расходе флюсующих добавок увеличение температуры в зоне крицеобразования от установленного значения 1300-1350°С, во-первых, экономически не выгодно, во-вторых, не считается целесообразным, так как оно приводит к увеличению текучести шлака (как в случае увеличения добавок А1203), и шлак не удерживает крупные металлические частицы ферроникеля в объеме из-за большой удельной плотности их, эти частицы быстро оседают и отделяются от шлака. В результате не обеспечивается полное слияние содержащихся в шлаке мелких частиц металлического никеля с более крупными частицами, что приводит к уменьшению выхода ферроникеля. При обжиге шихты во вращающейся печи крупные металлические частицы, быстро оседая, прилипают к ее стенке, что в результате приводит к нарушению работы печи и уменьшению срока службы футеровки. With an optimal consumption of fluxing additives, an increase in the temperature in the cryogenic zone from the set value of 1300-1350 ° C is, firstly, not economically profitable, and secondly, it is not considered expedient, since it leads to an increase in slag flow (as in the case of an increase in A1 additives 2 0 3 ), and the slag does not hold large metallic particles of ferronickel in the volume due to their high specific density, these particles quickly settle and separate from the slag. As a result, complete fusion of the small particles of metallic nickel contained in the slag with larger particles is not ensured, which leads to a decrease in the yield of ferronickel. When firing the charge in a rotary kiln, large metal particles, quickly settling, adhere to its wall, which leads to disruption of the furnace and a decrease in the life of the lining.
Использование флюсующих добавок в указанных количествах одновременно позволяет уменьшить продолжительность обжига до 5-7 час, что уменьшает энергетические затраты при обжиге. Совокупность этих факторов существенно улучшает технико-экономические показатели процесса в целом. The use of fluxing additives in the indicated amounts simultaneously reduces the firing time to 5-7 hours, which reduces energy costs during firing. The combination of these factors is significant improves technical and economic indicators of the process as a whole.
Как отмечено выше, в предлагаемом способе в качестве указанных добавок можно использовать различные кальций-, алюминий- и кремнийсодержащие материалы, например, известняк, глину, боксит, алюминийсодержащие шлаки и отходы и др., но при условии поддержания массовых отношений активных компонентов в установленных пределах.  As noted above, in the proposed method, as these additives, various calcium, aluminum and silicon-containing materials can be used, for example, limestone, clay, bauxite, aluminum-containing slags and wastes, etc., but provided that the mass ratios of active components are within the established limits .
В предлагаемом способе, содержание остаточного углерода в шлаке после завершения обжига шихты должно изменяться в пределах 0,05-0,55%, более предпочтительно 0,1-0,4%. Уменьшение содержания остаточного углерода в шлаке меньше 0,05 может привести к снижению степени восстановления никеля из силикатных фаз и, соответственно, к увеличению его потери со шлаковыми хвостами магнитного обогащения измельченного клинкера. Увеличение содержания углерода более 0,55% способствует увеличению степени восстановления железа из шлака, что приводит к обогащению гранул ферроникеля железом и обеднению никелем, в результате существенно снижается качество получаемого конечного продукта. Помимо этого, ухудшаются технологические свойства кричных шлаков. Допустимость изменения содержания остаточного углерода в широких пределах от 0,05 до 0,55% существенно облегчает операции дозировки твердого восстановителя при подготовке шихты, и снимает некоторые затруднения при обжиге брикетированной шихты во вращающихся печах. В способе по изобретению для получения качественного ферроникеля (по содержанию серы) используют низкосернистые твердые восстановители, битуминозный уголь и кокс (или антрацит). Необходимые благоприятные условия для формирования металлических гранул ферроникеля при обжиге высокомагнезиальных латеритных руд обеспечиваются не за счет наличия в шихте определенного количества серы, как в способах уровня техники, а за счет использования комплексных добавок при их соотношении в установленных пределах.  In the proposed method, the residual carbon content in the slag after completion of the firing of the mixture should vary between 0.05-0.55%, more preferably 0.1-0.4%. A decrease in the residual carbon content in the slag of less than 0.05 can lead to a decrease in the degree of nickel reduction from the silicate phases and, accordingly, to an increase in its loss with slag tails of the magnetic enrichment of crushed clinker. An increase in carbon content of more than 0.55% contributes to an increase in the degree of reduction of iron from slag, which leads to the enrichment of ferronickel granules with iron and depletion of nickel, resulting in a significant decrease in the quality of the resulting final product. In addition, the technological properties of critical slag are deteriorating. The permissibility of changing the content of residual carbon over a wide range from 0.05 to 0.55% significantly facilitates the dosage of solid reducing agent during the preparation of the charge, and removes some difficulties when firing the briquetted mixture in rotary kilns. In the method according to the invention, low-sulfur solid reducing agents, bituminous coal and coke (or anthracite) are used to obtain high-quality ferronickel (in terms of sulfur content). The necessary favorable conditions for the formation of metal granules of ferronickel during roasting of high-magnesite laterite ores are provided not due to the presence of a certain amount of sulfur in the charge, as in the prior art methods, but due to the use of complex additives with their ratio within the established limits.
Для осуществления процессов в низко- и высокотемпературной областях при обжиге латеритных никелевых руд во вращающейся печи целесообразно использовать восстановители разного вида - битуминозный уголь, антрацит или кокс. При наличии в шихте битуминозного угля существенно ускоряются процессы восстановления свободных оксидов железа до металлического состояния в области 700-900°С. В результате ограничивается развитие протекания побочных процессов с преждевременным образованием легкоплавких силикатных фаз, что, следовательно, уменьшает вероятность кольцеобразования во вращающейся печи - очень нежелательного явления при прямом получении ферроникеля из латеритных руд. В отличие от битуминозного угля антрацит и кокс являются пассивными твердыми восстановителями, восстановительная способность их заметно проявляется при температурах выше 1000°С. Использование их в определенном количестве позволяет поддерживать восстановительную атмосферу во вращающейся печи в области высоких температур (1200-1300°С и выше), при которых, наряду с восстановлением никеля из силикатных фаз, постепенно и медленно происходит слияние и укрупнение металлических частиц с образованием ферроникелевых гранул. Кокс и антрацит более дорогие восстановители, чем битуминозный уголь. Поэтому использование в качестве восстановителя определенного количества битуминозного угля также благоприятно влияет на себестоимость получаемого ферроникеля. To carry out processes in the low and high temperature regions during the roasting of lateritic nickel ores in a rotary kiln, it is advisable to use different types of reducing agents - bituminous coal, anthracite or coke. In the presence of bituminous coal in the charge, the processes of reduction of free iron oxides to a metallic state in the region of 700-900 ° C are significantly accelerated. As a result, the development of side processes with the premature formation of low-melting silicate phases is limited, which, therefore, reduces the likelihood of ring formation in a rotary kiln - a very undesirable phenomenon in the direct production of ferronickel from laterite ores. Unlike bituminous coal, anthracite and coke are passive solid reducing agents, their reducing ability is noticeably manifested at temperatures above 1000 ° C. Using them in a certain amount allows you to maintain a reducing atmosphere in a rotary kiln at high temperatures (1200–1300 ° C and above), at which, along with the reduction of nickel from silicate phases, metal particles gradually merge and enlarge with the formation of ferronickel granules . Coke and anthracite are more expensive reducing agents than bituminous coal. Therefore, the use as a reducing agent of a certain amount of bituminous coal also favorably affects the cost of the resulting ferronickel.
Варианты осуществления изобретения Embodiments of the invention
Далее изобретение будет проиллюстрировано с помощью примеров.  The invention will now be illustrated by way of examples.
Для осуществления способа были использованы высокомагнезиальные латеритные руды с разным содержанием железа. Химические составы этих руд приведены в табл.1. В качестве углеродсодержащего твердого восстановителя служили битуминозный уголь зольностью 7,5% и коксовый порошок зольностью 10,6%. Содержание летучих веществ и общей серы в битуминозном угле 51% и 0,29%, а в коксовом порошке 2% и 0,2%, соответственно. Испытания проб проводили в лабораторной трубчатой печи, затем полученные результаты проверяли в опытно- промышленных условиях. Пробы руд, твердые восстановители и флюсующие добавки измельчали до крупности -150 мкм, смешивали в определенных пропорциях, из смеси изготавливали таблетки (брикеты). В лабораторных условиях таблетки обжигали в атмосфере инертного газа - аргона. После завершения процесса продукты обжига быстро охлаждали в воде, измельчали, частицы ферроникеля отделяли от шлака мокрой магнитной сепарацией. В ферроникеле определяли содержание железа и никеля, а в шлаке - содержание никеля, железа и остаточного углерода. Приводимые ниже примеры на пробах латеритных руд иллюстрируют возможности способа. Таблица 1To implement the method, high-magnesite laterite ores with different iron contents were used. The chemical compositions of these ores are given in table 1. Bituminous coal with an ash content of 7.5% and coke powder with an ash content of 10.6% were used as a carbon-containing solid reducing agent. The content of volatile substances and total sulfur in bituminous coal is 51% and 0.29%, and in coke powder 2% and 0.2%, respectively. Testing of the samples was carried out in a laboratory tube furnace, then the results were checked under experimental industrial conditions. Ore samples, solid reducing agents and fluxing additives were crushed to a particle size of -150 μm, mixed in certain proportions, tablets (briquettes) were made from the mixture. In laboratory conditions, the tablets were fired in an atmosphere of inert gas - argon. After completion of the process, the firing products were quickly cooled in water, ground, particles of ferronickel were separated from the slag by wet magnetic separation. The content of iron and nickel was determined in ferronickel, and the content of nickel, iron, and residual carbon was determined in slag. The following examples on laterite ore samples illustrate the capabilities of the method. Table 1
Химический состав проб латеритных никелевых руд Chemical composition of lateritic nickel ore samples
Figure imgf000013_0001
Figure imgf000013_0001
Пример Ngl Ngl example
Брикеты из смеси руды N°l (при массовом отношении MgO/Si02 = 0,36) с добавками 8% битуминозного угля, 2% кокса, 8% СаС03, 8% А1203 (Al203/Si02 = 0,24), без добавки Si02; при массовом отношении (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,37 обжигали в области температур от 300 до 1300°С в течение 5,5 час. При этом продолжительность нагрева в зоне крицеобразования, где происходит постепенное повышение температуры шихты от 1200°С до максимальной температуры процесса 1300-1350°С, и последующее охлаждение до 1250°С составила 45 мин. Briquettes from a mixture of ore N ° l (with a mass ratio of MgO / Si0 2 = 0.36) with the addition of 8% bituminous coal, 2% coke, 8% CaC0 3 , 8% A1 2 0 3 (Al 2 0 3 / Si0 2 = 0.24), without the addition of Si0 2; when the mass ratio (CaO + MgO) / (Al 2 0 3 + Si0 2 ) = 0.37 was calcined in the temperature range from 300 to 1300 ° C for 5.5 hours. At the same time, the heating time in the zone of crys- tallization, where the charge temperature gradually increases from 1200 ° C to a maximum process temperature of 1300-1350 ° C, and subsequent cooling to 1250 ° C, is 45 min.
В этой температурной зоне происходит размягчение материала с переходом его в полурасплавленное состояние, при котором, наряду с завершением процессов восстановления никеля и железа, происходит их слияние и коагуляция с формированием металлических гранул ферроникеля. После охлаждения и измельчения продукта обжига металлические частицы отделяли от шлака мокрой магнитной сепарацией. Содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 14,9 и 81,6%, соответственно. Степень извлечения никеля из руды составила 93,1%, а железа - 75,1%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,36%.  In this temperature zone, the material softens with its transition to a semi-molten state, in which, along with the completion of nickel and iron reduction processes, they merge and coagulate with the formation of metal granules of ferronickel. After cooling and grinding the calcining product, the metal particles were separated from the slag by wet magnetic separation. The content of nickel and iron in the granules of ferronickel was 14.9 and 81.6%, respectively. The degree of nickel extraction from ore was 93.1%, and iron - 75.1%. The content of residual C in the slag is 0.36%.
Пример Ng.2  Example Ng.2
Брикеты из смеси руды N°l с добавками твердых восстановителей и флюсующих добавок 8% СаС03, 8% А1203 обжигали в условиях примера 1. Однако в этом случае расход кокса составил 3% от массы руды. При этом металлические гранулы содержали 13,9% Ni и 82,1% Fe. Степень извлечения никеля из руды составила 93,8%, а железа - 81,6%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,55%. Briquettes from a mixture of ore N ° l with additives of solid reducing agents and fluxing additives 8% CaC0 3 , 8% A1 2 0 3 were fired under the conditions of example 1. However, in this case, the coke consumption was 3% by weight of the ore. The metal granules contained 13.9% Ni and 82.1% Fe. The degree of nickel extraction from ore was 93.8%, and iron - 81.6%. The content of residual C in the slag is 0.55%.
Пример N°3  Example N ° 3
Брикеты из смеси руды Nsl с добавками 8% битуминозного угля, 1% кокса, 8% CaC03j 6% А1203 (Al203/Si02 = 0,17) и 5% Si02 при массовом отношении (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,35 обжигали в условиях примера 1. При этом металлические гранулы содержали 15,6%) Ni и 80,8%) Fe. Степень извлечения никеля из руды составила 91,8%, а железа - 70,4%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,05%. Пример Ns4 Briquettes from a mixture of Nsl ore with additives of 8% bituminous coal, 1% coke, 8% CaC0 3j 6% A1 2 0 3 (Al 2 0 3 / Si0 2 = 0.17) and 5% Si0 2 with a mass ratio (CaO + MgO) / (Al 2 0 3 + Si0 2 ) = 0.35 was calcined under the conditions of Example 1. The metal granules contained 15.6%) Ni and 80.8%) Fe. The degree of extraction of Nickel from ore was 91.8%, and iron - 70.4%. The content of residual C in the slag is 0.05%. Ns4 example
Брикеты из смеси руды N°2 (MgO/Si02 = 0,50) с добавками 6% битуминозного угля, 2% кокса, 10% СаСОз и 10% А1203 (Al203/Si02 = 0,28) при массовом отношении (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,49 подвергали обжигу в области температур от 300 до 1325°С в течение 6 час. При этом продолжительность нагрева в области 1200-1325°С и последующее охлаждение до 1250°С составила 50 мин. Дальнейшие операции осуществляли в условиях примера 1. После сепарации содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 20,3 и 75,9%, соответственно. Степень извлечения никеля из руды - 94,2%, а железа - 62,8%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,34%. Briquettes from a mixture of ore N ° 2 (MgO / Si0 2 = 0.50) with the addition of 6% bituminous coal, 2% coke, 10% CaCO3 and 10% A1 2 0 3 (Al 2 0 3 / Si0 2 = 0.28 ) at a mass ratio of (CaO + MgO) / (Al 2 0 3 + Si0 2 ) = 0.49, they were calcined in the temperature range from 300 to 1325 ° C for 6 hours. The duration of heating in the region of 1200-1325 ° C and subsequent cooling to 1250 ° C was 50 minutes. Further operations were carried out under the conditions of example 1. After separation, the content of nickel and iron in the granules of ferronickel was 20.3 and 75.9%, respectively. The degree of extraction of nickel from ore is 94.2%, and iron is 62.8%. The content of residual C in the slag is 0.34%.
Пример N°5  Example N ° 5
Брикеты из смеси руды N°2 с добавками твердых восстановителей и флюсующих добавок 10% СаС03 и 10% А1203 обжигали в условиях примера 4. Однако в этом случае расход кокса составил 1% от массы руды. При этом содержание никеля в ферроникеле достигло 21,8%, а содержание железа находилось на уровне 74% при степени извлечения никеля - 92,6%, а железа - 56,3%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,13%). Briquettes from a mixture of ore N ° 2 with the addition of solid reducing agents and fluxing additives 10% CaCO 3 and 10% A1 2 0 3 were fired under the conditions of example 4. However, in this case, the coke consumption was 1% by weight of ore. Moreover, the nickel content in ferronickel reached 21.8%, and the iron content was at the level of 74% with a degree of nickel extraction of 92.6%, and iron - 56.3%. The content of residual C in the slag is 0.13%).
Пример N_?6  Example N_? 6
Брикеты из смеси руды Na3 (MgO/Si02 = 0,60) с добавками 8% битуминозного угля, 2% кокса, 8% СаС03 и 12% А1203 (Al203/Si02 = 0,37) при (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,52 подвергали обжигу в области температур от 300 до 1350°С в течение 6,5 час. При этом продолжительность нагрева в области 1200-1350°С и последующее охлаждение до 1250°С составила 60 мин. После охлаждения клинкера, измельчения и магнитной сепарации полученные гранулы содержали 12,0% Ni и 84,6% Fe. Степень извлечения никеля и железа 92,1 и 80,1%, соответственно. Briquettes from a mixture of ore Na3 (MgO / Si0 2 = 0.60) with the addition of 8% bituminous coal, 2% coke, 8% CaC0 3 and 12% A1 2 0 3 (Al 2 0 3 / Si0 2 = 0.37) at (CaO + MgO) / (Al 2 0 3 + Si0 2 ) = 0.52, they were calcined in the temperature range from 300 to 1350 ° C for 6.5 hours. The duration of heating in the region of 1200-1350 ° C and subsequent cooling to 1250 ° C was 60 minutes. After clinker cooling, grinding and magnetic separation, the obtained granules contained 12.0% Ni and 84.6% Fe. The degree of extraction of nickel and iron is 92.1 and 80.1%, respectively.
Пример N°7  Example N ° 7
Брикеты из смеси руды N°3 с добавками 8% битуминозного угля, 2% кокса, 8% СаС03 и 10% А1203 и 7,5% Si02 (Al203/Si02 = 0,27) при массовом отношении (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,47 подвергали обжигу в области температур от 300 до 1325°С. Продолжительность обжига как в примере 6. При этом продолжительность нагрева в области 1200-1325°С и последующее охлаждение до 1250°С составила 60 мин. Содержание никеля и железа в полученном ферроникеле составило 12,7% Ni и 83,8% Fe. Степень извлечения никеля и железа 90,7 и 74,1%, соответственно. Пример N_;8 Briquettes from a mixture of ore N ° 3 with the addition of 8% bituminous coal, 2% coke, 8% CaC0 3 and 10% A1 2 0 3 and 7.5% Si0 2 (Al 2 0 3 / Si0 2 = 0.27) at the mass ratio (CaO + MgO) / (Al 2 0 3 + Si0 2 ) = 0.47 was calcined in the temperature range from 300 to 1325 ° C. The firing duration as in example 6. Moreover, the heating time in the region of 1200-1325 ° C and subsequent cooling to 1250 ° C was 60 minutes The nickel and iron content in the obtained ferronickel was 12.7% Ni and 83.8% Fe. The degree of extraction of nickel and iron is 90.7 and 74.1%, respectively. Example N_; 8
Брикеты из смеси руды Ν°3 с добавками 8% битуминозного угля, 3% кокса, 12% СаС03 и 8% А1203 и 10% Si02 (Al203/Si02 = 0,21) при массовом отношении (CaO+MgO)/(A1203+Si02) = 0,61 подвергали обжигу в условиях примера 7. В ферроникеле содержание никеля и железа составило 11,9% Ni и 83,9% Fe. Степень извлечения никеля и железа 88,5 и 76,8%, соответственно. Briquettes from an ore mixture Ν ° 3 with the addition of 8% bituminous coal, 3% coke, 12% CaC0 3 and 8% A1 2 0 3 and 10% Si0 2 (Al 2 0 3 / Si0 2 = 0.21) at a mass ratio (CaO + MgO) / (A1203 + Si02) = 0.61 was calcined under the conditions of Example 7. In ferronickel, the nickel and iron contents were 11.9% Ni and 83.9% Fe. The degree of extraction of nickel and iron is 88.5 and 76.8%, respectively.
Пример Ν°9  Example Ν ° 9
Было изготовлено около 600 кг брикетов из смеси, состоящей из руды N°2, 6% битуминозного угля, 10% кокса, флюсующих добавок известняка и боксита. При этом массовое отношение (CaO+MgO)/(Si02+Al203) в брикетах составляло 0,47. Брикеты после предварительной сушки при 300°С подвергали восстановительному обжигу во вращающейся печи размера 0,75x8 м, отопляемой природным газом. По мере продвижения материала в печи с постепенным повышением температуры от 300 до 1325°С поэтапно происходили процессы полной дегидратации сапролитной руды в брикетах, восстановления оксидов железа, при более высоких температурах (1250°С и выше) размягчение брикетов с переходом материала в полурасплавленное состояние. Продолжительность процесса обжига в печи составила 6 час. Горячий клинкер из печи с температурой около 1200-1250°С выгружали в воду для охлаждения. Затем охлажденную массу дробили, измельчали в шаровой мельнице до крупности - 2 мм. Крупные гранулы ферроникеля отделяли гравитационным методом - отсадкой, а тонкодисперсные металлические частицы - мокрой магнитной сепарацией. Полученные гранулы ферроникеля содержали 22,4% Ni и 80,9% Fe. Содержание шлака в виде включений в гранулах изменялось в пределах 1,5-2,5%, а содержание никеля в шлаке находилось на уровне 0,15%. Степень извлечения никеля из руды достигла - 95,3%, а железа - 61,4%. Содержание серы в ферроникеле - 0,061%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,36%. About 600 kg of briquettes were made from a mixture consisting of ore N ° 2, 6% bituminous coal, 10% coke, fluxing limestone and bauxite additives. The mass ratio (CaO + MgO) / (SiO 2 + Al 2 0 3 ) in the briquettes was 0.47. After preliminary drying at 300 ° C, the briquettes were subjected to reduction firing in a 0.75x8 m rotary kiln heated by natural gas. As the material moved in the furnace with a gradual increase in temperature from 300 to 1325 ° С, the processes of complete dehydration of saprolite ore in briquettes, reduction of iron oxides, and at higher temperatures (1250 ° С and higher) softened the briquettes with the transition of the material to a semi-molten state. The duration of the kiln firing process was 6 hours. Hot clinker from the furnace with a temperature of about 1200-1250 ° C was discharged into water for cooling. Then the cooled mass was crushed, crushed in a ball mill to a particle size of 2 mm. Large granules of ferronickel were separated by gravity — depositing, and finely dispersed metal particles — by wet magnetic separation. The obtained granules of ferronickel contained 22.4% Ni and 80.9% Fe. The slag content in the form of inclusions in the granules varied within 1.5-2.5%, and the nickel content in the slag was 0.15%. The degree of extraction of nickel from ore reached 95.3%, and iron - 61.4%. The sulfur content in ferronickel is 0.061%. The content of residual C in the slag is 0.36%.
Как видно из приведенных примеров способ переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникелевых гранул, наряду с высокой степенью извлечения никеля из руды (91-95%), позволяет проводить процесс при более низких температурах (1300-1350°С, предпочтительно 1300-1325°С) и меньшей продолжительности, т.е. с меньшими энергетическими затратами, и при этом получить низкосернистый (0,06% S), высококачественный ферроникелевый продукт, который является ценным сырьем для производств широкого ассортимента нержавеющей стали.  As can be seen from the above examples, the method of processing high magnesian laterite ores with direct production of ferronickel granules, along with a high degree of nickel extraction from ore (91-95%), allows the process to be carried out at lower temperatures (1300-1350 ° C, preferably 1300-1325 ° C) and shorter duration, i.e. with lower energy costs, and at the same time obtain a low-sulfur (0.06% S), high-quality ferronickel product, which is a valuable raw material for the production of a wide range of stainless steel.

Claims

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ CLAIM
1. Способ переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникеля, включающий смешивание руды с твердым восстановителем и флюсующими добавками, брикетирование полученной смеси, восстановительный обжиг полученной брикетированной шихты в трубчатых вращающихся печах с формированием крицы ферроникеля и выделение ферроникеля из измельченного клинкера, отличающийся тем, что флюсующие добавки вводят в смесь в количестве СаС03 6-12%, А1203 6-12%, Si02 0-10% от массы руды, максимальную температуру в зоне крицеобразования поддерживают в пределах 1300-1350°С, и содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,05-0,55%. 1. A method of processing high magnesian lateritic ores with direct production of ferronickel, including mixing the ore with a solid reducing agent and fluxing additives, briquetting the resulting mixture, reducing roasting of the obtained briquetted charge in tubular rotary kilns with formation of a ferronickel crice, and separation of ferronickel from ground clinker, which differs by fluxing additives are added to the mixture in an amount of 6-12% SaS0 3, A1 2 0 3 6-12%, Si0 2 0-10% by weight of ore, the maximum temperature zone in kritseobrazovaniya subtree ivayut within 1300-1350 ° C, and the residual carbon content in the clinker slag is maintained in the range 0,05-0,55%.
2. Способ по п. 1 отличающийся тем, что флюсующие добавки вводят в смесь в количестве СаС03 8-10%; А1203 8-10%; Si02 0-7,5%, от массы руды. 2. The method according to p. 1 characterized in that the fluxing additives are introduced into the mixture in an amount of CaCO 3 of 8-10%; A1 2 0 3 8-10%; Si0 2 0-7.5%, by weight of ore.
3. Способ по п. 1 отличающийся тем, что содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,1-0,4%.  3. The method according to p. 1 characterized in that the content of residual carbon in clinker slag is maintained within 0.1-0.4%.
4. Способ по п. 1 отличающийся тем, что в качестве твердого восстановителя используют смесь битуминозного угля и антрацита или кокса.  4. The method according to p. 1 characterized in that as a solid reducing agent use a mixture of bituminous coal and anthracite or coke.
5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве флюсующих добавок используют известняк, глину, боксит, алюмосиликаты, алюминийсодержащие шлаки, кварцевый песок, отходы обогащения и металлургического производства.  5. The method according to p. 1, characterized in that the fluxing additives use limestone, clay, bauxite, aluminosilicates, aluminum-containing slag, silica sand, waste from enrichment and metallurgical production.
PCT/RU2014/000240 2014-04-02 2014-04-02 Method for processing laterite nickel ore with direct production of ferronickel WO2014133421A1 (en)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
EA201500202A EA024653B1 (en) 2014-04-02 2014-04-02 Method for processing laterite nickel ore with direct production of ferronickel
PCT/RU2014/000240 WO2014133421A1 (en) 2014-04-02 2014-04-02 Method for processing laterite nickel ore with direct production of ferronickel

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2014/000240 WO2014133421A1 (en) 2014-04-02 2014-04-02 Method for processing laterite nickel ore with direct production of ferronickel

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2014133421A1 true WO2014133421A1 (en) 2014-09-04

Family

ID=51428570

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2014/000240 WO2014133421A1 (en) 2014-04-02 2014-04-02 Method for processing laterite nickel ore with direct production of ferronickel

Country Status (2)

Country Link
EA (1) EA024653B1 (en)
WO (1) WO2014133421A1 (en)

Cited By (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104694754A (en) * 2015-03-16 2015-06-10 四川金广实业（集团）股份有限公司 Method for adjusting smelted lateritic ore slag of submerged-arc furnace
WO2016171579A1 (en) * 2015-04-21 2016-10-27 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Low-temperature method for processing lateritic nickel ores so as to directly produce ferronickel
CN106834743A (en) * 2017-02-20 2017-06-13 宝钢德盛不锈钢有限公司 The technique of rotary kiln one-step method reduction roasting laterite nickel ore and producing ferronickel particle
WO2017185946A1 (en) * 2016-04-26 2017-11-02 上海鑫和镍业科技有限公司 Method for processing low-grade laterite nickel ore and beneficiation method therefor
WO2018101855A1 (en) * 2017-05-18 2018-06-07 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Method for processing nickel laterite ores resulting in the direct production of ferronickel
CN109385527A (en) * 2018-10-17 2019-02-26 福建通海镍业科技有限公司 A kind of method of synthetical recovery nichrome
CN112063834A (en) * 2020-03-26 2020-12-11 中南大学 Method for returning stainless steel pickling sludge to rotary kiln-submerged arc furnace process for utilization
CN114015865A (en) * 2021-11-17 2022-02-08 昆明理工大学 Method for reducing laterite-nickel ore by using waste cathode carbon
CN115449628A (en) * 2022-07-29 2022-12-09 中南大学 Method for improving reduction degradation of high alkali metal pellets and application
CN115747542A (en) * 2022-11-02 2023-03-07 中南大学 Method for preparing Fe-Ni-Co-Cu high-entropy alloy by reducing nickel blowing slag

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH05125465A (en) * 1991-10-17 1993-05-21 Nisshin Steel Co Ltd Production of ferronickel
CN101403043A (en) * 2008-10-27 2009-04-08 昆明理工大学 Method for producing ferronickel granule with direct reduction of laterite nickel mine with rotary kiln

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH05125465A (en) * 1991-10-17 1993-05-21 Nisshin Steel Co Ltd Production of ferronickel
CN101403043A (en) * 2008-10-27 2009-04-08 昆明理工大学 Method for producing ferronickel granule with direct reduction of laterite nickel mine with rotary kiln

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
TETSUYA WATANABE ET AL.: "Direct reduction of garnierite ore for production of ferro-nickel with a rotary kiln Nippon Yakin Kogyo Co", INTERNATIONAL JOURNAL OF MINERAL PROCESSING, vol. 19, 1987, pages C.173 - 187 *

Cited By (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104694754A (en) * 2015-03-16 2015-06-10 四川金广实业（集团）股份有限公司 Method for adjusting smelted lateritic ore slag of submerged-arc furnace
WO2016171579A1 (en) * 2015-04-21 2016-10-27 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Low-temperature method for processing lateritic nickel ores so as to directly produce ferronickel
WO2017185946A1 (en) * 2016-04-26 2017-11-02 上海鑫和镍业科技有限公司 Method for processing low-grade laterite nickel ore and beneficiation method therefor
CN106834743A (en) * 2017-02-20 2017-06-13 宝钢德盛不锈钢有限公司 The technique of rotary kiln one-step method reduction roasting laterite nickel ore and producing ferronickel particle
WO2018101855A1 (en) * 2017-05-18 2018-06-07 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Method for processing nickel laterite ores resulting in the direct production of ferronickel
CN109385527A (en) * 2018-10-17 2019-02-26 福建通海镍业科技有限公司 A kind of method of synthetical recovery nichrome
CN112063834A (en) * 2020-03-26 2020-12-11 中南大学 Method for returning stainless steel pickling sludge to rotary kiln-submerged arc furnace process for utilization
CN114015865A (en) * 2021-11-17 2022-02-08 昆明理工大学 Method for reducing laterite-nickel ore by using waste cathode carbon
CN115449628A (en) * 2022-07-29 2022-12-09 中南大学 Method for improving reduction degradation of high alkali metal pellets and application
CN115449628B (en) * 2022-07-29 2023-06-27 中南大学 Method for improving reduction degradation of high alkali metal pellets and application
CN115747542A (en) * 2022-11-02 2023-03-07 中南大学 Method for preparing Fe-Ni-Co-Cu high-entropy alloy by reducing nickel blowing slag
CN115747542B (en) * 2022-11-02 2023-11-07 中南大学 Method for preparing Fe-Ni-Co-Cu high-entropy alloy by reducing nickel converting slag

Also Published As

Publication number Publication date
EA201500202A1 (en) 2015-06-30
EA024653B1 (en) 2016-10-31

Similar Documents

Publication Publication Date Title
WO2014133421A1 (en) Method for processing laterite nickel ore with direct production of ferronickel
CN102719676B (en) Method for rapidly reducing copper slags to produce iron-copper alloys in kiln in reducing atmosphere
CN101984080B (en) Process and device for separating iron and aluminum silica slag from red mud and removing alkali metal
Balomnenos et al. The ENEXAL bauxite residue treatment process: industrial scale pilot plant results
CN107254585B (en) A method of recycling zinc, indium, iron, gallium from iron vitriol slag
Wang et al. Extraction of alumina from fly ash by ammonium hydrogen sulfate roasting technology
CN102534194A (en) Method for producing ferronickel from laterite-nickel ore
CN107267745B (en) The extracting method of valuable element in a kind of iron vitriol slag
CN107299218B (en) A kind of iron vitriol slag desulfurization pelletizing, preparation and its application
Chun et al. Recovery of iron from red mud by high-temperature reduction of carbon-bearing briquettes
CN106673682A (en) Method for producing iron alloy and refractory material by utilizing solid wastes
CN108441636B (en) A kind of method of two sections of vacuum reductions processing red mud
Bölükbaşı et al. Steelmaking slag beneficiation by magnetic separator and impacts on sinter quality
Pribulova et al. Comparison of cupola furnace and blast furnace slags with respect to possibilities of their utilization
Liu et al. The pretreatment of non-ferrous metallurgical waste slag and its research progress in the preparation of glass-ceramics
CN104946840A (en) Method for preparing direct reduction iron and gelation materials through iron-contained nonferrous metallurgical slag
CN107382107A (en) A kind of method for preparing sulphoaluminate cement clinker using magnesium slag, manganese slag
CN101358291A (en) Feedstock for preparing low nickel matte
Kuldeyev et al. Promising ways to increase raw material base of the chrome industry of the metallurgical industry of the Kazakhstan
CN107287446A (en) The quick reducing process of lateritic nickel ore rotary kiln
Wu et al. A new way to efficient utilization of eggshell waste: As green dephosphorization agent and accelerator for reduction roasting of high-phosphorus oolitic iron ore
WO2018101855A1 (en) Method for processing nickel laterite ores resulting in the direct production of ferronickel
Guo et al. Recovery of nickel and iron from low–grade laterite ore and red mud using co–reduction roasting: Industrial-scale test
CN106148679A (en) A kind of Application way of the lean josephinite of high aluminium profiles
CN106893875B (en) A method of handling lateritic nickel ore using direct-reduction magnetic separation

Legal Events

Date Code Title Description
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 14756558

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 201500202

Country of ref document: EA

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: IDP00201501652

Country of ref document: ID

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 14756558

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1