WO2018088922A1 - Способ подготовки железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов - Google Patents

Способ подготовки железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов Download PDF

Info

Publication number
WO2018088922A1
WO2018088922A1 PCT/RU2016/000772 RU2016000772W WO2018088922A1 WO 2018088922 A1 WO2018088922 A1 WO 2018088922A1 RU 2016000772 W RU2016000772 W RU 2016000772W WO 2018088922 A1 WO2018088922 A1 WO 2018088922A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
concentrate
mixture
lime
iron ore
ore concentrate
Prior art date
Application number
PCT/RU2016/000772
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Анатолий Анатольевич ГОЛУБЕВ
Юрий Александрович ГУДИМ
Олег Кириллович ТОКОВОЙ
Original Assignee
Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов"
Анатолий Анатольевич ГОЛУБЕВ
Юрий Александрович ГУДИМ
Олег Кириллович ТОКОВОЙ
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов", Анатолий Анатольевич ГОЛУБЕВ, Юрий Александрович ГУДИМ, Олег Кириллович ТОКОВОЙ filed Critical Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов"
Priority to RU2019101700A priority Critical patent/RU2720015C1/ru
Priority to PCT/RU2016/000772 priority patent/WO2018088922A1/ru
Publication of WO2018088922A1 publication Critical patent/WO2018088922A1/ru

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
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14—Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating

Definitions

  • the invention relates to the processing of wet finely ground iron ore concentrate or industrial waste in the metallurgical industry, namely, the preparation and drying of iron ore concentrate used in the technological process of continuous liquid-phase metal recovery.
  • One of the disadvantages of the known methods is the duration of drying and solidification, eliminating the possibility of their use in the stream of continuous metal production.
  • a method of drying finely ground iron ore concentrate involves mixing a moistened concentrate with a moisture content of 8-12% with quicklime with a grain size of up to 10 mm in a drum or rotary mixer. Quicklime is fed to the mixer in an amount of 40-70 kg / t moistened concentrate with the drying of the mixture in wagons and subsequent transportation to the warehouse, where the mixture is kept in a stack for 2 days.
  • the basicity of the obtained sinter concentration is 1.1 1 unit.
  • Particle size class 0-0.074 mm in a moistened concentrate is at least 70%.
  • the mixture is subjected to loosening in a hammer mill. From special bunkers, the mixture is dosed and the corrective additives of flux and carbon carrier, after which the full mixture is mixed and prepared for sintering on sintering machines.
  • the objective of the proposed method for the continuous preparation of wet finely ground iron ore concentrate for liquid-phase reduction of metals is to increase the efficiency of processing a mixture of lime and iron ore concentrate by continuously supplying it to the melting unit.
  • a method for continuously preparing wet finely divided iron ore concentrate for liquid-phase metal reduction comprising weighing and mixing the concentrate with lime in a mixer, drying the resulting mixture and holding it to hardening, subsequent crushing of the obtained solid mixture according to the invention, lime is fired before mixing the concentrate and lime a stream of gas leaving the continuous smelting unit, then the lime is ground and the resulting freshly lime powder is mixed with iron ore concentrate in an amount of 75-110 kg per 1 ton of concentrate, the mixture is dried on a conveyor in countercurrent gas containing CO2, leaving the smelter or limestone kiln and cooled to a temperature of 150-200 ° C, until the mixture hardens in a stream, followed by crushing 20-60 minutes after the start of gas blowing, continuously loading the crushed mixture into the liquid slag-ore-metal melt of the melting unit.
  • the moisture content in finely ground iron ore concentrate is in the range of 6-20%.
  • a mixture of freshly baked lime and iron ore concentrate is dried on a conveyor in an airtight device.
  • the gas containing CO2 entering the drying device from the lime kiln is pre-cooled in a waste heat boiler.
  • the mixture of lime and the concentrate is dried to a hardening protovotoke gas containing at least 5% C0 2.
  • coal is additionally loaded with particle sizes up to 4 mm, while the amount of lime powder is increased to 140 kg per tonne of processed wet concentrate.
  • the maximum particle size of lime powder does not exceed 4 mm.
  • Lime is fed into the mixer by an injector.
  • Continuous loading of the crushed mixture into the liquid slag-ore-metal melt of the melting unit is carried out by a screw feeder with the possibility of changing the feed rate to the melt.
  • the basicity of the CaO / SiO slag obtained in the process of metal reduction is maintained in the range of 0.8-0.9 units.
  • the slag obtained in the process of metal reduction is processed into fibrous insulating slag materials.
  • the proposed calcination of lime in a stream of gas discharged from a continuous smelting unit, produced before mixing the iron ore concentrate and lime increases the productivity of the dehydration process of iron ore concentrate, reduces the consumption of lime for dehydration of the concentrate, and uses the heat of the exhaust gases from the continuous smelting unit at low operating costs.
  • the grinding of lime into a powder with a maximum particle size not exceeding 4 mm allows lime to be fed into the mixer with an injector and provides a high rate of dehydration of the wet concentrate, accelerate the mixing process and obtain a mixture of the desired composition.
  • the amount of freshly baked lime powder introduced into the wet finely divided iron ore concentrate in the range of 75-110 kg per 1 ton of the processed concentrate makes it possible to ensure the moisture content in the mixture prepared for liquid-phase reduction of metals in the range of 2.8-3.0%.
  • the moisture content in the original finely divided ore concentrate is ⁇ 6-20%.
  • finely ground iron ore concentrate based on the moisture content in it is preferable in the calculated dependence:
  • the required moisture content is provided in the range of 2.8- 3.0%, but the amount and basicity of the slag increases, which leads to a decrease in the productivity of the smelting unit and difficulties in the disposal of the final slag.
  • Drying a mixture of lime powder and concentrate on a conveyor in countercurrent gas containing C0 2 , leaving the smelter or lime kiln and cooled to a temperature of 150-200 ° C reduces the solidification time of the prepared mixture.
  • the exposure time of the mixture on the conveyor in the drying device before crushing depends on the moisture content in the initial wet finely ground iron ore concentrate. When the moisture content in it is in the range of 10-12%, the exposure time of the mixture to crushing is 20 minutes, with a higher moisture content, for example, in the range from 12 to 20%, the exposure time of the mixture is increased to 60 minutes.
  • the exposure time of the mixture on the conveyor in the drying device until crushing, comprising 20-60 minutes corresponds to the technological parameters of the liquid-phase reduction of the metal.
  • the mixture hardens to form large pieces containing particles of ore and calcium carbonate CaCO3, they are inconvenient for transportation and loading into the melting unit, so they are transferred to the crusher.
  • Crushing the hardened mixture in 20-60 minutes after the start of blowing with CO2-containing gas ensures the fulfillment of technological parameters of the continuous metal production process.
  • Crushing the mixture in 15-19 minutes after blowing with CO2-containing gas is difficult, since not all the mixture has time to harden.
  • Crushing the mixture for a time exceeding 60 minutes after the start of blowing with CO2-containing gas makes it difficult to conduct a continuous metal production process.
  • the loading of the crushed mixture into the melting unit continuously with a screw feeder allows loading the mixture with the possibility of changing the feed rate of the prepared mixture into the melt.
  • the particle size of coal up to 4 mm allows you to feed such particles into the mixer with an injector.
  • the maximum particle size of lime powder should not exceed 4 mm, which will allow lime to be fed into the mixer with an injector and provide high speed of the dehydration process of the processed wet iron ore concentrate.
  • the choice of particle sizes of lime powder more than 4 mm will make it difficult or preclude the possibility of feeding lime with an injector, which will significantly reduce the rate of dehydration of wet iron ore concentrate.
  • the implementation of the method of continuous preparation of wet finely ground iron ore concentrate or industrial waste for liquid-phase reduction of metals in a continuous smelter allows to improve the technical and economic indicators of the method: to increase the drying and sintering performance of the mixture in accordance with the technological parameters of the continuous smelter, to reduce the cost of preparing the mixture and recoverable metal, use the waste heat gases for electricity production, lime burning, etc.
  • the accompanying drawing shows a flow diagram of the continuous preparation of wet finely ground iron ore concentrate or industrial waste for liquid phase metal reduction.
  • the method is carried out in accordance with a flow chart of the continuous preparation of wet finely ground iron ore concentrate or industrial waste for liquid phase metal reduction as follows.
  • the hopper 1 serves powder of freshly lime.
  • the hopper 2 serves wet finely ground iron ore concentrate.
  • dispensers freshly baked lime powder and moist finely ground iron ore concentrate are fed into the mixer 3 in a predetermined required ratio, and the lime powder is injected with an injector. After mixing, the resulting mixture is fed by conveyor 4 to the device 5 for blowing the mixture with chilled gases leaving the smelting unit 9.
  • This reaction is exothermic and moisture released from the calcium oxide hydrate evaporates and is removed from the device. As a result of this reaction, large pieces of a mixture of ore particles and calcium carbonate CaCO3 are formed.
  • CaCO3 tv -> CaO xv + C0 2 ha 3 and lime is obtained.
  • Freshly burnt lime is loaded into a ball mill 12 and ground into a powder with a maximum particle size of 4 mm.
  • the resulting powder is transferred by pneumatic transport to the hopper 1 and used for mixing with wet iron ore concentrate.
  • the exhaust gases coming from the smelting unit 9 into the limestone kiln 11 and passing through it are passed at a temperature of 1000 ° C to the energy recovery boiler 13, the steam of high parameters obtained in the boiler is used to generate electricity in a steam turbine 14.
  • Cooled furnace gas with high content of C0 2 released from the energy recovery boiler 13 is used for blowing the mixture of calcium hydroxide and iron ore concentrate in the device 5. from the device for blowing the mixture gas supplied to the gas cleaning 15.
  • the eyes enny dust from the gas exhauster 16 is fed into the chimney 17 and through the tube emit.
  • the cast iron is poured into the casting ladle 18 and then used for its intended purpose.
  • Waste slag is poured from the melting unit 9 into the slag ladle 19 and then used in the installation 20 to obtain fibrous insulating slag materials.
  • Iron ore finely ground concentrate with a moisture content of 15% in an amount of 1 ton in runners was mixed with a powder of freshly ground freshly baked lime in an amount of 100 kg.
  • the resulting pasty mixture was loaded into a cylindrical metal container with holes of small diameter (3 mm) and purged in this container with a mixture of air and carbon dioxide (CO 2 - 10%) for 45 minutes.
  • the resulting lump of hardened mixture was removed from the container and broken into pieces 20-50 mm in size.
  • the mass of the obtained slag was 0.28 tons.
  • the content of iron oxides in the slag was 5.2%.
  • Patent 2571065 of the Russian Federation The method of drying dusty fine-grained materials and installation for its implementation / L. A. Zainullin, V. G. Karelin, A.Yu. Epishin, D.A. Artov, R.L. Zaynullin, Chen Kai. Patent holder of VNIIMT OJSC, L. Zaynullin
  • Nickel in 3 tons T. 1. Development of the nickel industry in the USSR. Preparation of ores and concentrates for metallurgical processing. Enrichment of oxidized nickel ores / I.D. Reznik, Y.M. Schneerson, G.P. Ermakov. - M.: Mechanical Engineering, 2004 .-- 384 p.
  • Patent 2350864 of the Russian Federation The disk apparatus for heat treatment of bulk materials / A.M. Kharchenko, Yu.B. Danilov, V.M. Gutorov et al. Patent holders Danilov Yu.B., Kharchenko MA
  • Patent 2425155 of the Russian Federation The method of drying finely ground iron ore concentrate / S.A. Napolsky, R.A. Gelbing, A.G. Sukharev. Patent holder of OJSC Vysokogorsky Mining and Processing Plant.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к обработке влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата или отходов промышленного производства в металлургической промышленности, а именно к подготовке и сушке железорудного концентрата, используемого в технологическом процессе непрерывного жидкофазного восстановления металлов. Техническим результатом предлагаемого способа непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов является повышение производительности сушки и окусковывания смеси извести и концентрата и снижение себестоимости конечной продукции. В способе непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов, включающем взвешивание и смешивание концентрата с известью в смесителе, сушку полученной смеси и выдержку ее до твердения, последующее дробление полученной твердой смеси, согласно изобретению, перед смешиванием концентрата и извести ведут обжиг извести в потоке газа, отходящего из плавильного агрегата непрерывного действия, затем известь размалывают и полученный порошок свежеобоженной извести смешивают с железорудным концентратом в количестве 75-110 кг на 1 тонну концентрата, смесь сушат на конвейере в противотоке газа, содержащего CO2, отходящего из плавильного агрегата или печи обжига известняка и охлажденного до температуры 150-200 °C, до твердения смеси в потоке с последующим дроблением через 20-60 минут после начала обдува газом, ведя непрерывную загрузку раздробленной смеси в жидкий шлако-рудно-металлический расплав плавильного агрегата.

Description

СПОСОБ ПОДГОТОВКИ ЖЕЛЕЗОРУДНОГО КОНЦЕНТРАТА К ЖИДКОФАЗНОМУ
ВОССТАНОВЛЕНИЮ МЕТАЛЛОВ
Изобретение относится к обработке влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата или отходов промышленного производства в металлургической промышленности, а именно к подготовке и сушке железорудного концентрата, используемого в технологическом процессе непрерывного жидкофазного восстановления металлов.
В связи с истощением запасов богатых кусковых руд черных и цветных металлов основная часть добываемых руд подвергается обогащению различными способами. При обогащении руд большинство способов предусматривает использование воды в технологическом процессе обогащения и тщательное измельчение обогащаемой руды [1]. Поэтому полученные в результате обогащения рудные концентраты имеют повышенное содержание влаги (10-20%) и мелкодисперсный гранулометрический состав. Такие концентраты подвергают обезвоживанию и окусковыванию [1].
Если достаточно дорогие операции окускования рудных концентратов хорошо отработаны, имеют высокую производительность и широко применяются в промышленности (агломерация, производство окатышей, брикетирование), то обезвоживание рудных концентратов или промышленных отходов (шламы, пыли) до допускаемой концентрации влаги осуществлять значительно сложнее.
Так, например, для непрерывных процессов жидкофазного
восстановления металлов требуется глубокое обезвоживание и
окусковывание влажного железорудного концентрата. Шихта в этом случае загружается непосредственно в постоянно находящийся в плавильном агрегате жидкий шлакоруднометаллический расплав и попадание в такой расплав шихты влажностью более 5 % может вызвать мощный выброс расплава из ванны и разрушение плавильного агрегата. Загрузка осушенной мелкодисперсной шихты (0,01-0,074 мм) в такие агрегаты приводит к интенсивному выделению до 5-6 % пыли [2].
В большинстве случаев сушку тонкоизмельченных металлосодержащих материалов производят горячим газом во вращающихся печах [3,4], роторных устройствах, в неподвижных цилиндрических кожухах [3,4], печах с дисковыми устройствами [5] и т.д.
Известны способы сушки влажных тонкоизмельченных материалов путем смешивания их с веществами, поглощающими влагу [6]. Когда влага перейдет из рудного концентрата или другого материала в вещество- поглотитель, сухой рудный концентрат отделяют от поглотителя, насыщенного влагой. Поглотитель направляют на сушку нагретыми газами и после удаления из него влаги снова используют для извлечения влаги из тонкоизмельченных концентратов.
Одним из недостатков известных способов является длительность осушки и затвердевания, исключающая возможность их использования в потоке непрерывного производства металла.
Известны способы сушки тонкоизмельченного железорудного концентрата на основе веществ, которые удаляют влагу, а затем могут быть использованы в процессе производства металлов без отделения их от концентрата. Так, например, известен способ сушки тонкоизмельченного железорудного концентрата [7], выбранный заявителем в качестве ближайшего аналога заявляемого способа.
Способ сушки тонкоизмельченного железорудного концентрата включает смешивание увлажненного концентрата влажностью 8-12% с негашеной известью крупностью до 10 мм в барабанном или роторном смесителе. Негашеную известь подают в смеситель в количестве 40-70 кг/т увлажненного концентрата с осуществлением сушки полученной смеси в вагонах и последующем транспортировании на склад, где шихту выдерживают в штабеле в течение 2-х суток. Основность полученного аглоконцентрата составляет 1,1 1 ед. Размер частиц класса 0-0,074 мм в увлажненном концентрате составляет не менее 70%.
После этого шихту подвергают рыхлению в молотковой дробилке. Из специальных бункеров производят дозировку шихты и корректирующих добавок флюса и углеродоносителя, после чего полную шихту смешивают и готовят для спекания на агломашинах.
Известный способ имеет следующие недостатки:
- длительность сушки полученной смеси извести и концентрата, содержащего частицы 0-0,074 мм в количестве не менее 70%, и последующего спекания шихты на агломашинах делает способ не производительным и не экономичным;
не указано количество извести, необходимое для сушки тонкоизмельченного концентрата с влажностью более 12%;
- высокая себестоимость готового продукта.
Задачей предлагаемого способа непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов является повышение эффективности обработки смеси извести и железорудного концентрата при непрерывной подаче её в плавильный агрегат.
Техническим результатом предлагаемого способа непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов является повышение
производительности сушки и окусковывания смеси извести и концентрата и снижение себестоимости конечной продукции.
Технический результат достигается следующим решением. В способе непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов, включающем взвешивание и смешивание концентрата с известью в смесителе, сушку полученной смеси и выдержку её до твердения, последующее дробление полученной твердой смеси, согласно изобретению, перед смешиванием концентрата и извести ведут обжиг извести в потоке газа, отходящего из плавильного агрегата непрерывного действия, затем известь размалывают и полученный порошок свежеобоженной извести смешивают с железорудным концентратом в количестве 75-110 кг на 1 тонну концентрата, смесь сушат на конвейере в противотоке газа, содержащего СО2, отходящего из плавильного агрегата или печи обжига известняка и охлажденного до температуры 150-200°С, до твердения смеси в потоке с последующим дроблением через 20-60 минут после начала обдува газом, ведя непрерывную загрузку раздробленной смеси в жидкий шлако-рудно-металлический расплав плавильного агрегата.
Содержание влаги в тонкоизмельченном железорудном концентрате находится в пределах 6-20 %.
Количество порошка извести для смешивания с влажным тонкоизмельченным железорудным концентратом определяют исходя из содержания влаги в нем согласно расчетной зависимости: Ми = 0,7В, где
Ми - масса добавляемой извести, в % от массы рудного концентрата;
0,7 - экспериментально определенный коэффициент;
В - содержание влаги в концентрате, %.
Смесь свежеобоженной извести и железорудного концентрата сушат на конвейере в герметичном устройстве.
Газ, содержащий СО2, поступающий в сушильное устройство из печи обжига известняка, предварительно охлаждают в котле-утилизаторе.
Смесь извести и концентрата сушат до твердения в протовотоке газа, содержащего не менее 5% С02. В смеситель дополнительно загружают уголь с размерами частиц до 4 мм, при этом увеличивают количество порошка извести до 140 кг на тонну перерабатываемого влажного концентрата.
Максимальный размер частиц порошка извести не превышает 4 мм.
В смеситель известь подают инжектором.
Непрерывную загрузку раздробленной смеси в жидкий шлако-рудно- металлический расплав плавильного агрегата ведут шнековым питателем с возможностью изменения скорости подачи в расплав.
Поддерживают основность получаемого в процессе восстановления металла шлака CaO/SiO в пределах 0,8-0,9 ед.
Получаемый в процессе восстановления металла шлак перерабатывают в волокнистые изоляционные шлаковые материалы.
Обжиг известняка горячими (высоко-температурными) газами хорошо известен и широко применяется в промышленной практике [9 и др.].
Предложенный обжиг извести в потоке газа, отходящего из плавильного агрегата непрерывного действия, производимый перед смешиванием железорудного концентрата и извести, повышает производительность процесса обезвоживания железорудного концентрата, сокращает расход извести на обезвоживание концентрата, использует тепло отходящих из плавильного агрегата непрерывного действия газов при низких эксплуатационных затратах.
Размол извести в порошок с максимальным размером частиц не превышающим 4 мм, позволяет подавать известь в смеситель инжектором и обеспечивать высокую скорость обезвоживания влажного концентрата, ускорить процесс смешивания и получения смеси нужного состава.
Количество вводимого во влажный тонкоизмельченный железорудный концентрат порошка свежеобоженной извести в пределах 75-110 кг на 1 т перерабатываемого концентрата позволяет обеспечивать содержание влаги в подготовленной к жидкофазному восстановлению металлов смеси в пределах 2,8-3,0%. Содержание влаги в исходном тонкоизмельченном рудном концентрате составляет ~ 6-20%.
Смешивание порошка свежеобоженной извести с влажным железорудным концентратом в пределах 75-110 кг на 1 тонну концентрата или промышленных отходов ведут исходя из содержания влаги в исходном концентрате (или в отходах) и требуемой основности 0,8-0,9 ед. шлака, получаемого в процессе восстановления металла, добиваясь содержания влаги подготовленной смеси в пределах 2,8-3,0% и необходимой прочности кусочков смеси при оптимальном расходе извести, обеспечивая непрерывную работу плавильного агрегата.
В ходе лабораторных испытаний было установлено, что определять количество порошка извести для смешивания с влажным
тонкоизмельченным железорудным концентратом исходя из содержания влаги в нем предпочтительнее по расчетной зависимости:
Ми = 0,7В, где
Ми - масса добавляемой извести, в % от массы рудного концентрата; 0,7 - экспериментально определенный коэффициент;
В - содержание влаги в концентрате, %.
Возможна переработка шлака основностью 0,8-0,9 ед. в волокнистые шлаковые изоляционные материалы, позволяющая снизить себестоимость получаемого металла.
Основность шлака 0,8 ед. используют при низком содержании фосфора в шихте, основность шлака 0,9 ед. применяют при повышенном содержании фосфора в шихте.
При количестве вводимого порошка свежеобоженной извести меньшем 75 кг на 1 тонну концентрата не удается получить содержание влаги в подготовленной смеси в пределах 2,8-3,0 %.
При введении в смесь порошка извести более ПО кг на 1 тонну концентрата обеспечивается необходимое содержание влаги в пределах 2,8- 3,0%, но возрастают количество и основность шлака, что приводит к снижению производительности плавильного агрегата и возникновению трудностей с утилизацией конечного шлака.
Осушка смеси порошка извести и концентрата на конвейере в противотоке газа, содержащего С02, отходящего из плавильного агрегата или печи обжига известняка и охлажденного до температуры 150-200°С, сокращает время затвердения подготавливаемой смеси. Время выдержки смеси на конвейере в сушильном устройстве до дробления зависит от содержания влаги в исходном влажном тонкоизмельченном железорудном концентрате. При содержании влаги в нём в пределах 10-12% время выдержки смеси до дробления составляет 20 минут, при более высоком содержании влаги, например, в пределах от 12 до 20 %, время выдержки смеси увеличивают до 60 минут. При этом время выдержки смеси на конвейере в сушильном устройстве до дробления, составляющее 20-60 минут, соответствует технологическим параметрам жидкофазного восстановления металла. Использование газа с высоким содержанием С02, отходящего из плавильного агрегата или печи обжига известняка, охлажденного до 150-200°С, для обдува и осушки смеси свежеобоженной извести и влажного железорудного концентрата на конвейере, позволяет осуществлять твердение смеси в потоке непрерывно и эффективно, без дополнительных затрат на приобретение С02.
Снижение содержание С02 в газе, которым обдувают на конвейере смесь извести и концентрата, до значений менее 4,8— 4,9% не обеспечивает затвердевание смеси в течение 20-60 минут, что приведет к необходимости замедления процесса производства металла в плавильном агрегате непрерывного действия, что не допустимо. В качестве сравнения можно привести пример затвердевания смеси извести и влажного железорудного концентрата в случае выдержки смеси на воздухе или обдувке её воздухом, когда затвердевание смеси происходит в течение нескольких суток из-за низкого содержания в воздухе СОг [8].
Через 20-60 минут после начала обдува смеси газом, в результате твердения смеси образуются крупные куски, содержащие частицы руды и карбоната кальция СаСОз, они неудобны для транспортировки и загрузки в плавильный агрегат, поэтому их передают в дробилку. Дробление затвердевшей смеси через 20-60 минут после начала обдува содержащим СОг газом, обеспечивает выполнение технологических параметров непрерывного процесса производства металла. Дробление смеси через 15-19 минут после обдува содержащим СОг газом затруднительно, так как не вся смесь успевает затвердеть. Дробление смеси за время, превышающее 60 минут после начала обдува содержащим СОг газом, затрудняет ведение непрерывного процесса производства металла.
Загрузка дробленной смеси в плавильный агрегат непрерывно шнековым питателем позволяет вести загрузку шихты с возможностью изменения скорости подачи подготовленной смеси в расплав.
Загрузка в смесительное устройство кроме порошков извести и железорудного концентрата дополнительно частиц угля размером до 4 мм при увеличении расхода загружаемого порошка извести до 140 кг на тонну перерабатываемого концентрата позволяет уменьшить количество влаги, вносимой в плавильный агрегат и ускорить процесс восстановления металла углем.
Увеличение расхода порошка извести более 140 кг на 1 тонну перерабатываемого концентрата нерационально, так как приведет к увеличению количества шлака в агрегате и затруднит его утилизацию.
Размер частиц угля до 4 мм позволяет подавать такие частицы в смеситель инжектором.
Максимальный размер частиц порошка извести не должен превышать 4 мм, что позволит подавать известь в смеситель инжектором и обеспечить высокую скорость процесса обезвоживания перерабатываемого влажного железорудного концентрата. Выбор размеров частиц порошка извести более 4 мм затруднит или исключит возможность подачи извести инжектором, что значительно снизит скорость обезвоживания влажного железорудного концентрата.
Осуществление способа непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата или отходов промышленного производства к жидкофазному восстановлению металлов в плавильном агрегате непрерывного действия позволяет улучшить технико- экономические показатели способа: увеличить производительность сушки и окусковывания смеси в соответствии с технологическими параметрами плавильного агрегата непрерывного действия, снизить себестоимость подготовки смеси и восстанавливаемого металла, использовать тепло отходящих газов для производства электроэнергии, обжига известняка и т.д.
Для более четкого понимания изобретения на прилагаемом чертеже приведена принципиальная технологическая схема непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата или отходов промышленного производства к жидкофазному восстановлению металлов.
Способ осуществляется в соответствии с принципиальной технологической схемой непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата или отходов промышленного производства к жидкофазному восстановлению металлов следующим образом.
В бункер 1 подают порошок свежеобоженной извести. В бункер 2 подают влажный тонкоизмельченный железорудный концентрат. Используя дозаторы, подают в смеситель 3 порошок свежеобоженной извести и влажный тонкоизмельченный железорудный концентрат в заданном необходимом соотношении, причем порошок извести вдувают инжектором. После смешивания полученную смесь подают конвейером 4 в устройство 5 для обдувания смеси охлажденными газами, отходящими из плавильного агрегата 9. При смешивании порошка свежеобоженной извести и влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата протекает экзотермическая реакция СаОпор + Н2Око„ц— >· СаОН2 + QTema
В результате этой реакции значительная часть влаги испаряется, оставшаяся влага из свободной влаги, присутствовавшей в железорудном концентрате, переходит в гидратную Са(ОН)2 - гидрат окиси кальция. Образуется тестообразная смесь, в которой частицы концентрата обволакиваются гидратом окиси кальция. Такая смесь при загрузке в шлако- рудный расплав уже не приведет к выбросам расплава. Но тестообразную массу трудно транспортировать и загружать в плавильный агрегат, возможно налипание смеси на поверхность конвейера и стенки загрузочного отверстия плавильного агрегата.
В герметичном устройстве 5, работающем при отрицательном давлении, смесь, перемещаемая конвейером, взаимодействует с СО2 обдувающего газа по реакции
Са(ОН)2 + С02газ— > СаСОзтв + Н2Огаз + QTenna
Это реакция экзотермическая и выделяющаяся из гидрата окиси кальция влага испаряется и удаляется из устройства. В результате протекания этой реакции образуются крупные куски смеси содержащей частицы руды и карбоната кальция СаСОз.
Крупные куски неудобны для транспортировки и загрузки в плавильный агрегат. Поэтому конвейером 4 их передают в дробилку 6, где смесь дробят на куски размером 5-20 мм. Дробленую смесь загружают шнековым питателем 7 в плавильный агрегат 9. Одновременно в плавильный агрегат 9 из бункера с дозатором 8 загружают уголь, применяемый в качестве топлива и восстановителя железа. Для сжигания угля в плавильный агрегат 9 фурмами 10 вдувают газообразный кислород. Отработавшие газы из плавильного агрегата 9 передают по охлаждаемому газоходу в печь 11 для обжига известняка. Там температура газов снижается с 1750°С до 1000°С при прохождении газов через печь. За счет тепла проходящих газов осуществляют обжиг известняка по схеме
СаСОзтв — > СаОхв + С02газ и получают известь. Свежеобожженную известь загружают в шаровую мельницу 12 и размалывают в порошок с максимальным размером частиц 4 мм. Полученный порошок передают пневмотранспортом в бункер 1 и используют для смешивания с влажным железорудным концентратом.
Отработавшие газы, поступившие из плавильного агрегата 9 в печь 11 для обжига известняка и прошедшие через нее, передают при температуре 1000°С в энергетический котел-утилизатор 13, полученный в котле пар высоких параметров используют для выработки электроэнергии в паровой турбине 14. Охлажденный печной газ с высоким содержанием С02, вышедший из энергетического котла-утилизатора 13 применяют для обдувания смеси гидрата окиси кальция и железорудного концентрата в устройстве 5. Из устройства для обдувания смеси газ передают в газоочистку 15. Очищенный от пыли газ дымососом 16 подают в дымовую трубу 17 и через трубу выбрасывают в атмосферу.
Полученный в плавильном агрегате 9 чугун сливают в разливочный ковш 18 и далее используют по назначению.
Отработанный шлак сливают из плавильного агрегата 9 в шлаковый ковш 19 и далее используют в установке 20 для получения волокнистых изоляционных шлаковых материалов.
В лабораторных условиях была проверена применимость заявленной эмпирической зависимости массы добавляемой извести от содержания влаги в концентрате: Ми = 0,7В, где
Ми - масса добавляемой извести, в % от массы рудного концентрата;
0,7 - экспериментально определенный коэффициент; В - содержание влаги в концентрате, %.
Были проведены следующие эксперименты:
а) 1 кг железорудного концентрата с влажностью В=12% смешали с 84 г извести (8,4% от массы концентрата). После выдержки в течение 1 суток на воздухе, определили содержание влаги в смеси. Содержание влаги в смеси составило 3,25%. Такое содержание влаги позволяет использовать смесь в непрерывном процессе жидкофазного восстановления металла.
б) 1 кг железорудного концентрата с содержанием влаги В=15% смешали с порошком извести в количестве 105 г. Полученную смесь обдували смесью воздуха и углекислого газа в течение 50 минут, после чего определяли содержание влаги в смеси, оно составило 3,22%. Такое содержание влаги позволяет без осложнений использовать смесь в процессе непрерывного жидкофазного восстановления металла.
Полученные результаты опытов подтверждают возможность использования эмпирической формулы для расчета необходимого количества порошка извести в реальных непрерывных процессах жидкофазного восстановления металла.
Способ опробовали следующим образом.
1. Железорудный тонкоизмельченный концентрат с влажностью 15% в количестве 1 т в бегунах смешивали с порошком свежемолотой свежеобоженной извести в количестве 100 кг.
Полученную тестообразную смесь загружали в цилиндрическую металлическую емкость с отверстиями небольшого диаметра (Змм) и продували в этой емкости смесью воздуха и углекислого газа (СО2 - 10%) в течение 45 минут. Полученный ком затвердевшей смеси извлекали из емкости и разбивали на куски размером 20-50 мм.
В дуговой печи вместимостью 1,5 т расплавляли 0,8 т металлического лома. В полученный расплав постепенно загружали куски дробленной затвердевшей смеси и энергетический уголь в количестве 500 кг на плавку. После проплавления загруженных материалов сливали металл со шлаком в сталеразливочный ковш. Металл разливали в чугунные кокили. Полученные слитки взвесили. Масса полученных слитков составила 1,35 т, что свидетельствует о достаточно полном протекании реакций жидкофазного восстановления железа из концентрата.
Масса полученного шлака составила 0,28 т. Содержание оксидов железа в шлаке 5,2%.
Плавка протекала спокойно. «Хлопков» и выбросов расплава из печи не наблюдали. Вынос пыли из дуговой печи был в обычных пределах. Количество уловленной пыли составило 1,5% от массы полученного металла (15 кг/т) чугуна. Результаты проведенного эксперимента свидетельствуют о возможности воспроизводства способа.
Литература
1. Доменное производство. Справочное издание. Т.1. Подготовка руд и доменный процесс / Под ред. Е.Ф. Вегмана. - М.:Металлургия, 1989. - 496 с.
2. Процесс Ромелт / Под ред. В.А. Роменца. - М.: «МИСИС», Издательский дом «Руда и металлы», 2005. - 400с.
3. Патент 2571065 РФ. Способ сушки пылящих мелкозернистых материалов и установка для его осуществления / Л. А. Зайнуллин, В. Г. Карелин, А.Ю. Епишин, Д.А. Артов, Р.Л. Зайнуллин, Чэнь Кай. Патентообладатель ОАО «ВНИИМТ», Зайнуллин Л.А.
4. Никель: в 3 т. Т. 1. Развитие никелевой промышленности в СССР. Подготовка руд и концентратов к металлургическому переделу. Обогащение окисленных никелевых руд / И.Д. Резник, Я.М. Шнеерсон, Г.П. Ермаков. - М.: Машиностроение, 2004. - 384 с.
5. Патент 2350864 РФ. Аппарат дисковый для термической обработки сыпучих материалов / A.M. Харченко, Ю.Б. Данилов, В.М. Гуторов и др. Патентообладатели Данилов Ю.Б., Харченко М.А.
6. Патент 130235 РФ на полезную модель. Установка для обезвоживания угольного шлама / В.И. Новак, В.А. Козлов, М.Ф. Пикалов. Патентообладатель ООО «Коралайна Инжиниринг».
7. Прототип: Патент 2425155 РФ. Способ сушки тонкоизмельченного железорудного концентрата / С.А. Напольских, Р.А. Гельбинг, А.Г. Сухарев. Патентообладатель ОАО «Высокогорский горнообогатительный комбинат».
8. Домокеев А.Г. Строительные материалы. - М.: Высшая школа, 1989. - 495 с.
9. Кудрин В.А. Металлургия стали. Учебник для вузов. - М.: Металлургия. 1989. - 560 с.

Claims

ФОРМУЛА
1. Способ непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов, включающий взвешивание и смешивание концентрата с известью в смесителе, сушку полученной смеси и выдержку её до твердения, последующее дробление полученной твердой смеси, отличающийся тем, что перед смешиванием концентрата и извести ведут обжиг извести в потоке газа, отходящего из плавильного агрегата непрерывного действия, затем известь размалывают и полученный порошок свежеобоженной извести смешивают с железорудным концентратом в количестве 75-110 кг на 1 тонну концентрата, смесь сушат на конвейере в противотоке газа, содержащего С02, отходящего из плавильного агрегата или печи обжига известняка и охлажденного до температуры 150-200°С, до твердения смеси в потоке с последующим дроблением через 20-60 минут после начала обдува газом, ведя непрерывную загрузку раздробленной смеси в жидкий шлако-рудно-металлический расплав плавильного агрегата.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что содержание влаги в тонкоизмельченном рудном концентрате находится в пределах 6-20 %.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что количество порошка извести для смешивания с влажным тонкоизмельченным концентратом определяют исходя из содержания влаги в нем согласно расчетной зависимости:
Ми = 0,7В, где
Ми - масса добавляемой извести в % от массы рудного концентрата;
0,7 - экспериментально определенный коэффициент;
В - содержание влаги в концентрате, %.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что смесь свежеобоженной извести и железорудного концентрата сушат на конвейере в герметичном устройстве.
5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что газ, содержащий СОг, поступающий в сушильное устройство из печи обжига известняка, предварительно охлаждают в котле-утилизаторе.
6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что смесь извести и концентрата сушат до твердения в противотоке газа, содержащего не менее 5% С02.
7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в смеситель дополнительно загружают уголь с размерами частиц до 4 мм, при этом увеличивают количество порошка извести до 140 кг на тонну перерабатываемого влажного концентрата.
8. Способ по п. 1, отличающийся тем, что максимальный размер частиц порошка извести не превышает 4 мм.
9. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в смеситель известь подают инжектором.
10. Способ по п. 1, отличающийся тем, что непрерывную загрузку раздробленной смеси в жидкий шлако-рудно-металлический расплав плавильного агрегата ведут шнековым питателем с возможностью изменения скорости подачи в расплав.
11. Способ по п. 1, отличающийся тем, что поддерживают основность получаемого в процессе восстановления металла шлака CaO/SiO в пределах 0,8-0,9 ед.
12. Способ по п. 1, отличающийся тем, что получаемый в процессе восстановления металла шлак перерабатывают в волокнистые изоляционные шлаковые материалы.
PCT/RU2016/000772 2016-11-14 2016-11-14 Способ подготовки железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов WO2018088922A1 (ru)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2019101700A RU2720015C1 (ru) 2016-11-14 2016-11-14 Способ непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов
PCT/RU2016/000772 WO2018088922A1 (ru) 2016-11-14 2016-11-14 Способ подготовки железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2016/000772 WO2018088922A1 (ru) 2016-11-14 2016-11-14 Способ подготовки железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2018088922A1 true WO2018088922A1 (ru) 2018-05-17

Family

ID=62109972

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2016/000772 WO2018088922A1 (ru) 2016-11-14 2016-11-14 Способ подготовки железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов

Country Status (2)

Country Link
RU (1) RU2720015C1 (ru)
WO (1) WO2018088922A1 (ru)

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6565623B2 (en) * 2001-03-20 2003-05-20 Startec Iron Llc Method and apparatus for curing self-reducing agglomerates
RU2425155C2 (ru) * 2009-04-28 2011-07-27 Открытое акционерное общество "Высокогорский горно-обогатительный комбинат" Способ сушки тонкоизмельченного железорудного концентрата
CN104805280A (zh) * 2015-04-30 2015-07-29 马钢(集团)控股有限公司 一种煤基法生产高品质电炉用金属炉料的工艺

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6565623B2 (en) * 2001-03-20 2003-05-20 Startec Iron Llc Method and apparatus for curing self-reducing agglomerates
RU2425155C2 (ru) * 2009-04-28 2011-07-27 Открытое акционерное общество "Высокогорский горно-обогатительный комбинат" Способ сушки тонкоизмельченного железорудного концентрата
CN104805280A (zh) * 2015-04-30 2015-07-29 马钢(集团)控股有限公司 一种煤基法生产高品质电炉用金属炉料的工艺

Also Published As

Publication number Publication date
RU2720015C1 (ru) 2020-04-23

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP6788655B2 (ja) アルミン酸カルシウムの製造プロセス
US3313617A (en) Iron-containing flux material for steel-making process
WO2011029269A1 (zh) 利用冶金焙烧和高炉对铬渣进行无害化处理的方法
RU2458158C2 (ru) Способ получения окомкованного металлургического сырья
JP5512205B2 (ja) 塊成化状高炉用原料の強度改善方法
JP5103802B2 (ja) 湿ダストの処理方法及び焼結鉱の製造方法
JP2003089823A (ja) 回転炉床式還元炉への転炉ダストリサイクル方法
RU2720015C1 (ru) Способ непрерывной подготовки влажного тонкоизмельченного железорудного концентрата к жидкофазному восстановлению металлов
US7935174B2 (en) Treatment of steel plant sludges in a multiple-stage furnace
CN104593530A (zh) 一种液态渣高温调质固化方法及其设备系统
AU2022200483B1 (en) Method for recovering valuable metal from high-zinc and high-lead smelting slag
RU2612332C1 (ru) Способ приготовления шихты для выплавки титановых шлаков в рудно-термической печи
EP2980232B1 (en) Method for recycling iron-containing by-products discharged from coal-based ironmaking process, system used therefor, and direct-reduced iron agglomeration system
JP5439756B2 (ja) 竪型溶解炉を用いた溶銑製造方法
RU2534682C1 (ru) Способ получения плавленых минеральных компонентов для шлакопортландцемента ( варианты)
JPH11106821A (ja) 製鋼用塊成原料の製造方法
CZ2005629A3 (cs) Prísadová briketa a zpusob její výroby
JP2013087350A (ja) 非焼成溶銑脱りん材および非焼成溶銑脱りん材を用いた溶銑の脱りん方法
AU703821B2 (en) Process for reduction of metal oxide to metal and apparatus and composite for use in the process
JP5251296B2 (ja) 竪型溶解炉を用いた溶銑製造方法
JPS5819729B2 (ja) セイコウロヘキヨウキユウスルニ テキスル キヨウカカイジヨウタイノ セイコウミルハイキブツダストカラノ セイゾウホウ
RU2110589C1 (ru) Способ производства офлюсованного агломерата
RU2643292C2 (ru) Способ производства стали в дуговой сталеплавильной печи
JPH1171611A (ja) 金属精錬用石灰系フラックス
JPS6354663B2 (ru)

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: 16921267

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2019101700

Country of ref document: RU

32PN Ep: public notification in the ep bulletin as address of the adressee cannot be established

Free format text: NOTING OF LOSS OF RIGHTS PURSUANT TO RULE 112(1) EPC (EPO FORM 1205 DATED 25/09/2019)

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 16921267

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1