WO2018101855A1 - Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля - Google Patents

Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля Download PDF

Info

Publication number
WO2018101855A1
WO2018101855A1 PCT/RU2017/000320 RU2017000320W WO2018101855A1 WO 2018101855 A1 WO2018101855 A1 WO 2018101855A1 RU 2017000320 W RU2017000320 W RU 2017000320W WO 2018101855 A1 WO2018101855 A1 WO 2018101855A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
ore
furnace
ferronickel
charge
additives
Prior art date
Application number
PCT/RU2017/000320
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Гусейнгулу Бахлул Оглы САДЫХОВ
Original Assignee
Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" filed Critical Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг"
Priority to PCT/RU2017/000320 priority Critical patent/WO2018101855A1/ru
Publication of WO2018101855A1 publication Critical patent/WO2018101855A1/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
    • C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/02—Obtaining nickel or cobalt by dry processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B4/00—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
    • C22B4/06—Alloys
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22C—ALLOYS
    • C22C33/00—Making ferrous alloys
    • C22C33/04—Making ferrous alloys by melting

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 mainly processed using electric smelting after preliminary reduction roasting of the ore in rotary tube furnaces in the temperature range of 750-950 ° C (Elkem process).
  • the process allows to achieve a high degree of nickel recovery (about 96%).
  • the main disadvantage of the process is the very high energy consumption due to the release of a large volume of dump silicate slag.
  • the zone of crys tallization takes from 20 to 40% of the total length of the furnace, the rest is used to heat the mixture and reduce iron oxides.
  • the residence time of the material in a semi-molten state can be from 45 to 90 minutes (depending on the composition and technological properties of the slag), and most of the time (5.5-7 hours) is spent on heating the mixture to its softening temperature ( 1200-1250 ° C).
  • 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.
  • the nickel content in the curve is determined by the ratio Fe / Ni (the smaller the ratio, the higher the nickel content in the ring) and can vary from 4 to 8-10% and higher.
  • the degree of nickel extraction from ore to crits is not very high and amounts to 71-80%.
  • accretions also occurs at the boundary of zones where solid material gradually increases to a semi-molten state with an increase in temperature in the region from 1,150 to 1,200-1250 ° C, which is a characteristic feature of the critical process.
  • these accretions increase with the formation of a slag ring.
  • the thermal regime of the furnace and the course of the process as a whole are violated.
  • the method consists in the following: high-magnesite lateritic nickel ores containing 2.3-2.6% Ni, 11-15% Fe o6lI1 , 40-46% Si0 2 , 21-25% MgO, 1-2% A1 2 0 3 ( MgO / Si0 2 ratio on average 0.53), coarsely ground (to a particle size of about 3 mm), about 19% solid reducing agent is added, including 6% bituminous coal and 13% anthracite and coke breeze, about 8% limestone, then they are crushed to -150 ⁇ m (-100 mesh) and averaged in a rod mill, the resulting mixture is briquetted, the briquettes after drying due to the heat of the exhaust gases are fed into a rotary kiln. The maximum temperature in the critical zone of the furnace is maintained at 1400 ° C. Although the total residence time of the charge in a rotary kiln is not indicated, but according to estimates it can be 7-8 hours or more.
  • the molten mass (clinker) is quenched (granulated) in water, crushed to - 2 mm, the ferronickel cores are separated from the slag by depositing and magnetic separation. Due to the use of laterite ores rich in nickel and low in iron, the nickel content in the trit reaches 18-22% with a degree of extraction from ore of 90-95%. The nickel content in the slag is 0.2% vol.
  • Slag tails (53.4-55.3% Si0 2; 7.6% FeO; 2.2-2.5% A1 2 0 3 ; 28.4% MgO; 5.7% CaO; 0.2% C ; 0.07% S) after separation from the fine fraction (sludge) in the form of sand, they are sold as a building material for the production of concrete, asphalt, etc.
  • briquetted mixture during firing significantly reduces dust removal from the furnace, and also virtually eliminates premature ring formation at low temperatures (1000-1150 ° C), due to the absence of finely dispersed fusible material.
  • the main disadvantages of this method are the high process temperature (1400 ° C) due to the high basicity of the prepared mixture (ratio (CaO + MgO) / (Si0 2 + Al 2 0 3 ) in the mixture is 0.57) and its low melting point (ratio Al 2 0 3 / Si0 2 in the charge does not exceed 0,045), a long firing time (7-8 hours or more) and low productivity of the process.
  • high temperature and a long firing time significantly increase energy costs during firing, significantly reduce the service life of the furnace lining.
  • the method includes mixing ore with a solid reducing agent and fluxing additives, briquetting the resulting mixture, reducing roasting of the briquetted charge in tubular rotary kilns with forming a nickel ferronickel and separating ferronickel from the ground clinker.
  • fluxing additives are introduced into the mixture in an amount of 6-12% CaC0 3 , 6-12% A1 2 0 3 , 0-10% Si0 2 by weight of the ore, the maximum temperature in the critical formation zone is maintained within 1300- 1350 ° C.
  • the ratio (CaO + MgO) / (Si0 2 + Al 2 0 3 ) in the charge varied from 0.35 to 0.61, and Al 2 0 3 / Si0 2 from 0.17 to 0.37.
  • a mixture of bituminous coal and anthracite or coke is used as a solid reducing agent.
  • the firing duration is 5-7 hours.
  • the content of residual carbon in clinker slag is maintained within the range of 0.05-0.55%. During the separation of ground slag, the total degree of nickel recovery reaches about 95%.
  • the closest in technical essence is a method for processing lateritic nickel ores in a two-stage installation consisting of two rotary kilns interconnected by a transfer chamber (Tavastcherna S. S, Dobrotatitova E.V. Study of the critical method for processing oxidized nickel ores. / Proceedings of the Gipronickel Institute ". - Leningrad, 1962, issue 13 (Oxidized Nickel Ores), pp. 38-61).
  • the charge is heated and metals are reduced from their oxides, and in the other, the material transitions to the molten state and coarsening of metal particles with the formation of a ferronickel crystal.
  • the mixture be maintained basicity — the ratio (CaO + MgO) / Si0 2 in the range 0.15—0.30, fusibility — the ratio Al 2 0 3 / Si0 2 in the range 0.22-0. 40.
  • the MgO content should not exceed 12%.
  • the maximum iron content in the slag is 10%. Above this limit, slags become excessively fluid and lose their ability hold the scream. Under optimal compositions and firing conditions, a 90-96% degree of nickel recovery can be achieved.
  • the duration of the process can be significantly reduced, for example, from 8-10 hours to 6-6.5 hours, and the consumption of solid reducing agent (coke breeze) can be reduced from 27-30 to 18% by weight of ore.
  • solid reducing agent coke breeze
  • the objective of the invention is to develop a new method for processing high-magnesian silicate laterite ores with direct production of ferronickel with high technical and economic indicators.
  • high-magnesian ore As lateritic ore, high-magnesian ore is used.
  • fluxing additives various calcium, silicon, aluminum and fluorine-containing materials can be used, for example, limestone, blast furnace slag, clay, low-grade high-silicon bauxite, aluminum-containing slag, fluorite, spent cryolite electrolyte and other enrichment and metallurgical wastes.
  • Limestone is preferably used as CaO additive, and kaolin clay containing not less than 15-30% A1 2 0 3 and 50-75% Si0 2 , in an amount of 3-18% by weight, is used as additives Si0 2 and A1 2 0 3 ore, especially in the processing of high magnesian ore.
  • kaolin clay containing not less than 15-30% A1 2 0 3 and 50-75% Si0 2 , in an amount of 3-18% by weight, is used as additives Si0 2 and A1 2 0 3 ore, especially in the processing of high magnesian ore.
  • fluorine-containing additives are added to the charge in terms of fluorine, while the melt temperature in the second the furnaces are preferably maintained between 1275-1325 ° C.
  • fluorite is used as a fluorine-containing additive.
  • coke brown or hard coal, anthracite or mixtures thereof are used.
  • clay consumption is determined based on the amount of Si0 2 introduced into the charge, which is determined by the composition of the ore, more precisely, the Si0 2 content in it.
  • the Si0 2 content in the ore varies from 35% and higher, the clay consumption can vary from 3-18%, and with an increase in the Si0 2 content in laterite ore, the clay consumption decreases.
  • the clay addition can be limited to 3-6%.
  • the addition of a certain amount of clay can improve the technological properties of critical slag, in particular, reduce the basicity of the slag and increase the temperature range of its melting, which is an important factor for enlarging the reduced metal particles of iron and nickel and forming a ferronickel ring.
  • With a decrease in the basicity of the slag it becomes possible to obtain richer nickel cores due to the limitation of the reduction of iron oxides in the slag to a metallic state.
  • a further increase in clay consumption is disadvantageous due to an increase in the volume of processed material and fuel consumption, as well as a decrease in the productivity of a rotary kiln.
  • alumina A1 2 0 3 is introduced into the charge at the same time, the amount of which can vary from 1-5.5% of the ore mass, depending on the composition and consumption of kaolin clay.
  • An increase in the alumina content in the charge favorably affects the properties of slags, since it leads to a decrease in the basicity and viscosity of slag, as well as increase its fusibility.
  • at low contents in the ore A1 2 0 3 it is more advisable to use kaolin clays with a high aluminum content as flux additives.
  • CaO additives are added limestone in the amount of 6-12%, preferably 8-10%, by weight of ore.
  • An increase in the consumption of limestone above 12% leads to an increase in basicity and a decrease in the fusibility of slag, as well as an increase in the degree of reduction of iron to metal, which leads to a decrease in the nickel content in the final product, the krit.
  • the limestone consumption is below 6%, the interaction of the charge components does not go to the end, the melting point of the slag increases, and the conditions for the enlargement of metal particles worsen, which significantly reduces the results of nickel recovery.
  • fluorine-containing additives preferably in the form of fluorite
  • Fluorite consumption in terms of 100% CaF 2
  • the addition of fluorite in the charge similarly to A1 2 0z, increases the fluidity and fusibility of critical slag, providing the ability to work in a given temperature range.
  • the solid carbonaceous reducing agent is introduced into the charge mixture before briquetting, and the rest is introduced into the loading zone of the second (critical) furnace. This allows, firstly, significantly reduce coal consumption during ore roasting, and, secondly, improve the quality of briquettes.
  • the amount of coal introduced into the charge can vary within 6-12% of the ore mass, which is 2-3 times higher than the required amount to restore 40-70% of the iron oxides contained in the ore to a metallic state.
  • the iron content in magnesia silicate ore is usually 1 1-17%.
  • a solid carbonaceous reducing agent introduced before briquetting you can use either brown or hard coal, anthracite, and coke breeze (coke), or mixtures thereof.
  • briquetted mixture greatly reduces the dust removal from the furnace and the likelihood of ring formation in the temperature range 1050-1 100 ° C, significantly improves the thermal regime of the furnace and the technical and economic indicators of the firing process as a whole.
  • gasification of solid carbonaceous reducing agent in the first furnace in the temperature range of 700-1100 ° C is limited in briquettes, which allows to reduce its consumption during firing.
  • briquettes restored in the first furnace with a temperature of 1000-1100 ° C are loaded through the transfer chamber into the second furnace directly into the bath with molten slag, which contributes to the rapid heating and assimilation of the charge by the melt during rotation of the furnace.
  • a solid carbon reducing agent preferably coke breeze or anthracite, is fed into the loading zone in an amount of 4-8% by weight of ore to create and maintain a reducing atmosphere in a critical furnace, in which metal particles coarsen and merge together with iron and nickel from the slag. with the formation of ferronickel crits.
  • the change in the reducing agent consumption in the range of 4-8% is determined by various factors, in particular, the iron content in the magnesia ore and the duration of the slag melt in the blast furnace, which in turn depends on its rotation speed (the optimal rotation speed of the furnace in the critical method can vary within from 0.5 to 1.5 rpm).
  • the optimal rotation speed of the furnace in the critical method can vary within from 0.5 to 1.5 rpm.
  • the solid reducing agent is gradually consumed, and in order to prevent the oxidation of metallic iron, the presence of a small carbon content (in the range of 0.1-0.4%) in the slag discharged from the furnace is necessary. Otherwise, due to the increase in the iron content, the slag becomes fluid, which is undesirable for the critical process. Compliance with these conditions virtually eliminates the formation of slag deposits, as a result of which it becomes possible to conduct the process in a stable thermal regime.
  • the degree of extraction of Nickel from ore is 90-96%.
  • 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% served as a solid reducing agent.
  • a mixture of these reducing agents was used in amounts exceeding, on average, 1.5 times the stoichiometric amounts for the reduction of nickel and 40-70% of iron to a metallic state.
  • limestone was used, containing 97% CaCO3 or 54.3% CaO, two samples of kaolin clay containing: 1 - 56.3% Si0 2 and 29.9% A1 2 0 3 ; 2 - 72.2% Si0 2 and 18.1% A1 2 0 3 , and fluorite (reagent CaF 2 ). Testing of the samples was carried out in a laboratory tube furnace, then the obtained results were checked in experimental conditions on a two-stage installation. 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. In laboratory conditions, the tablets were fired in an atmosphere of inert gas - argon.
  • Briquettes from ore N ° l with the addition of 6% bituminous coal, 2% coke, 12% limestone, in terms of CaO - 6.5%, 3% clay, containing 56.3% Si0 2 and 29.9% A1 2 0z in terms of Si0 2 - 1.7% and A1 2 0 3 - 0.9% (ratio Al 2 0 3 / Si0 2 0.14), and 1% fluorite, in terms of fluorine - 0.49% , subjected to reductive firing in the temperature range from 300 to 1325 ° C for 5 hours. The duration of heating in the temperature range 1275 ° C-1325 ° C was 45 minutes.
  • the metal particles were separated from the slag by wet magnetic separation.
  • the content of nickel and iron in the granules of ferronickel was 11.0 and 86.2%, respectively.
  • the degree of nickel extraction from ore was 93.1%, and iron - 53.5%.
  • Briquettes from a mixture of ore N ° 2 with the addition of 4% bituminous coal, 2% coke, 10% limestone, in terms of CaO - 5.4%, 6% clay, containing 72.2% Si0 2 and 18.1% A1 2 0 3 , in terms of Si0 2 - 4.3% and A1 2 0 3 - 1, 1% (Al 2 0 3 / Si0 2 0, 16), and 1% of fluorite, in terms of fluorine - 0.49 %, subjected to reductive firing under the conditions of example N ° 2.
  • the nickel content in the granules of ferronickel was 15.4%, and the iron content was 80.5%.
  • the degree of extraction of nickel is 95.1%, and iron is 45.0%.
  • Briquettes from a mixture of Ns3 ore with the addition of 6% bituminous coal, 3% coke, 8% limestone, in terms of CaO - 4.3%, 12% clay, containing 56.3% Si0 2 and 29.9% A1 2 0 3 in terms of Si0 2 - 6.8% and A1 2 0 3 - 3.6% (Al 2 0 3 / Si0 2 0.13), and 1% fluorite, in terms of fluorine - 0.49%, subjected to reductive firing under the conditions of example N ° 5.
  • the content of nickel and iron in the ferronickel obtained after separation was 14.7 and 81.6%, respectively.
  • the degree of extraction of nickel is 94.8%, and iron is 60.8%.
  • composition of the mixture of ore N ° 3 with the addition of solid reducing agent and flux additives is similar to the composition of example 7. Moreover, the total duration of reduction firing in the region of 300-1325 ° C was 5.5 hours, and the duration heating in the region of 1275-1325 ° C - 90 min. Ferronickel obtained after separation contained 16.1% nickel and 80.5% iron, respectively. The degree of extraction of nickel from ore was 96.1%, and iron - 55.4%.
  • the composition of the ore mixture ⁇ ° 3 with the addition of a solid reducing agent and flux additives and the firing conditions are similar to the composition and conditions of the example ⁇ ° 8. However, the fluorite consumption amounted to 0.51%, in terms of fluorine - 0.25%.
  • the content of nickel and iron in the granules of ferronickel was 15.3 and 81, 1%, respectively.
  • the degree of nickel extraction from ore was 92.3%, and iron - 56.5%.
  • Briquettes from a mixture of ore N ° 4 with the addition of 7% bituminous coal, 2% coke, 8% limestone, in terms of CaO - 4.3%, 14% clay, containing 72.2% Si0 2 and 18 /, 1% A1 2 0 3 , in terms of Si0 2 - 10.1% and A1 2 0 3 - 2.5% (Al 2 0 3 / Si0 2 0.14), and 1, 0% fluorite, in terms of fluorine - 0.49%, subjected to reductive roasting under the conditions of example Ns 8.
  • the nickel and iron content in the granules of ferronickel was 10.7 and 86.0%, respectively, with a recovery of 91, 1% nickel and 40.8% iron.
  • Briquettes from a mixture of ore N ° 4 with the addition of 7% bituminous coal, 2% coke, 8% limestone, in terms of CaO - 4.3%, 18% clay, containing 56.3% Si0 2 and 29.9% A1 2 0 3 , in terms of Si0 2 - 10.1% and A1 2 0 3 - 5.4% (Al 2 0 3 / Si0 2 0.20), was subjected to reduction firing under the conditions of example N ° 8. However, this firing was carried out without the addition of fluorite, and the maximum process temperature was 1350 ° C. The content of nickel and iron in the granules of ferronickel was 10.2 and 86.3%, respectively, with a degree of extraction of 90.1% nickel and 42.5% iron.
  • the briquettes were subjected to regenerative roasting in a two-stage installation consisting of two rotary kilns, interconnected by a transfer chamber, and heated by natural gas. The tests were carried out continuously for 3 days.
  • the first furnace As the material moves in the furnace with a gradual increase in temperature from 300 to 1100 ° C, charge dehydration processes occur in stages materials and reduction of iron oxides.
  • the duration of firing in the first furnace was 4 hours.
  • the recovered hot briquettes from the first furnace entered the loading zone of the second furnace directly into the melt bath with a temperature of 1300–1325 ° ⁇ , in the middle of the furnace the melt temperature sometimes reached 1335–1350 ° ⁇ .
  • the proposed method for processing high-magnesite laterite ores with direct production of ferronickel granules, along with a high degree of nickel extraction from ore (90-96%), allows for the ratio Al 2 0 3 / Si0 2 in a batch ⁇ 0.2 using fluorine-containing additives, carry out the process at relatively low temperatures (1275-1325 ° C), reduce the consumption of solid reducing agent and the total firing time, as a result of which the productivity of the furnace increases, decreasing energy costs are reduced and the technical and economic indicators of the process as a whole are improved.

Landscapes

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

Abstract

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности, к способу переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля в виде металлических гранул. Для переработки латеритных никелевых руд проводят измельчение руды, например, высокомагнезиальной руды, твердого углеродистого восстановителя и флюсовых добавок, их смешение с получением шихты, восстановительный обжиг шихты на двухступенчатой установке, состоящей из двух вращающихся печей, связанных между собой передаточной камерой, охлаждение полученного клинкера и выделение ферроникеля из измельченного клинкера. Флюсовые добавки включают, в расчете на массу руды, 3,5-6,5% СаО, 1,5-10% SiO2, 1-5,5% Al2O3 и 0-0,75% в пересчете на F2 фторсодержащих добавок. В качестве флюсующих добавок можно использовать различные кальций-, кремний-, алюминий- и фторсодержащие материалы, например, известняк, доменный шлак, глину, низкосортные высококремнистые бокситы, алюмосодержащие шлаки, флюорит, отработанный криолитовый электролит и другие отходы обогащения и металлургического производства. В качестве добавок SiO2 и Al2O3 можно использовать каолиновую глину, содержащую не менее 15-30% Al2O3 и 50-75% SiO2, в количестве 3-18% от массы руды. Твердый углеродистый восстановитель, например, коксик, бурый или каменный уголь, антрацит или их смеси, вводят в количестве 6-12% от массы руды, смесь брикетируют, восстановленные в первой печи брикеты с температурой 1000-1100С через передаточную камеру загружают во вторую печь непосредственно в ванну расплавленного шлака. Одновременно в загрузочную зону второй печи подают 4-8% от массы руды твердого восстановителя: коксика или антрацита. Температуру расплава во второй печи поддерживают в пределах 1275-1350°С, предпочтительно в пределах 1275-1325°С. В результате осуществления способа уменьшаются энергетические затраты и улучшаются технико-экономические показатели процесса.

Description

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЛАТЕРИТНЫХ НИКЕЛЕВЫХ РУД С ПРЯМЫМ
ПОЛУЧЕНИЕМ ФЕРРОНИКЕЛЯ
Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности, к способу переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля в виде металлических гранул.
Ферроникель является ценным и основным сырьем для производства различных марок нержавеющей стали.
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).
Магнезиальные силикатные руды главным образом перерабатывают с применением электроплавки 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%). Основным недостатком процесса является очень большие расходы электроэнергии из-за выхода большого объема отвального силикатного шлака.
Известен кричный процесс (Крупп-Ренн процесс) переработки латеритных никелевых руд (Цейдлер А. А. Металлургия никеля. - М.: Металлургиздат, 1947. 314 с), согласно которому руду подвергают дроблению (предпочтительно до крупности 5-10 мм), дозируют 25-30% угля или коксика (коксовой мелочи) от массы руды, 3-6% известняка и алюмосодержащих добавок (например, 4-5% глины, до 15% доменного шлака), тщательно смешивают, и смесь обжигают во вращающейся печи (длиной 70-100 м и диаметра 3,6-4,2 м) с постепенным нагревом до температуры 1300-1350°С (иногда до 1400°С) в течение 6-8 час.
Для достижения положительных результатов рекомендуется поддержание основности, т.е. соотношения (CaO+MgO)/Si02 в пределах 0,15-0,30, плавкости, т.е. соотношения Al203/Si02 в пределах 0,22-0,40. При этом кричные шлаки обычно содержат 55-60% Si02. Отмечается, что указанные соотношения компонентов являются приемлемыми при содержании MgO в силикатных латеритных рудах до 10-12%, при более высоких содержаниях MgO требуется разработать другие рекомендации по составу перерабатываемой шихты.
По мере продвижения шихты по вращающейся печи до температуры 600°С происходит дегидратация руды, в области 600-1100°С - восстановление оксидов железа, при температуре 1200-1250°С начинается размягчение шихты, и при более высоких температурах - 1300-1350°С и выше она переходит в полурасплавленное 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.
При этом зона крицеобразования занимает от 20 до 40% от общей длины печи, остальная часть используется для нагрева шихты и восстановления оксидов железа. В зоне крицеобразования продолжительность пребывания материала (в полурасплавленном состоянии) может составить от 45 до 90 мин (в зависимости от состава и технологических свойств шлака), а большая часть времени (5,5-7 часов) идет на нагрев шихты до температуры ее размягчения (1200-1250°С).
Горячую полурасплавленную массу (клинкер) выгружают из печи, охлаждают и после дробления и измельчения разделяют на магнитных сепараторах с выделением ферроникеля в виде крицы. Содержание никеля в крице определяется соотношением Fe/Ni (чем меньше это соотношение, тем больше содержание никеля в крице) и может изменяться в пределах от 4 до 8-10% и выше. Степень извлечения никеля из руды в крицы не очень высокая и составляет 71-80%.
При использовании неагломированной шихты по мере продвижения материала в печи происходит расслоение его, тонкая фракция опускается вниз и при достижении температуры на внутренней стенке печи 1000-1 150°С оплавляется и прилипает к стенке с образованием настыли. Этому в значительной степени способствует повышенное содержание в шихте оксидов железа из-за образования легкоплавких железистых силикатов.
Образование настылей также происходит на границе зон, где твердый материал с повышением температуры в области от 1 150 до 1200-1250°С постепенно переходит в полурасплавленное состояние, что является характерной особенностью кричного процесса. При нарушении теплового режима печи и изменении состава шихты эти настыли нарастают с образованием шлакового кольца. В результате нарушается тепловой режим печи и ход технологического процесса в целом. Для устранения шлакового кольца приходится останавливать работу печи, что резко снижает эффективность кричного процесса.
Помимо этого, использование при обжиге во вращающейся печи неагломированной шихты создает серьезные трудности, связанные с большим пылевыносом из печи, что требует создания больших пылеулавливающих и газоочистительных сооружений.
В кричном способе весь процесс обжига во вращающейся печи лимитируется скоростью укрупнения частиц ферроникеля в зоне крицеобразования. Из-за большой продолжительности процесса обжига (7-8 час и больше) большая часть угля, присутствующего в шихте, выгорает при контакте с топочными газами. Это существенно увеличивает расход угля, в частности дорогого кокса. Вследствие этого расход угля при восстановительном обжиге во вращающейся печи увеличивается до 25-30% от массы уды-
Совокупность указанных факторов существенно снижает технико-экономические показатели процесса получения ферроникеля из латеритных руд кричным способом.
Известен усовершенствованный вариант кричного процесса для переработки высокомагнезиальных латеритных (гарниеритных) руд с прямым получением ферроникеля, который осуществляется в Японии на заводе Oheyama Компании Nippon Yakin Kogyo Co., [Watanabe Т., Ono, S., Arai H., Matsumori T. Direct Reduction of Garnierite Ore for Production of Ferro-Nickel with a Rotary Kiln at Nippon Yakin Kogyo Co., Ltd., Oheyama Works. Int. J. Miner. Process., 19, 1987, p, 173-187]. Способ заключается в следующем: высокомагнезиальные латеритные никелевые руды, содержащие 2,3-2,6% Ni, 11-15% Feo6lI1, 40-46% Si02, 21-25% MgO, 1-2% А1203 (отношение MgO/Si02 в среднем 0,53), грубо измельчают (до крупности около 3 мм), добавляют около 19% твердого восстановителя, в том числе 6% битуминозного угля и 13% антрацита и коксовой мелочи, около 8% известняка, затем их измельчают до -150 мкм (-100 меш) и усредняют в стержневой мельнице, полученную смесь брикетируют, брикеты после сушки за счет тепла отходящих газов подают во вращающуюся обжиговую печь. Максимальную температуру в кричной зоне печи поддерживают на уровне 1400°С. Хотя общее время пребывания шихты во вращающейся печи не указано, но по расчетным данным оно может составить 7-8 часов и выше.
При выходе из печи расплавленную массу (клинкер) закаливают (гранулируют) в воде, измельчают до - 2мм, отделяют крицы ферроникеля от шлака отсадкой и магнитной сепарацией. Благодаря использованию богатых по никелю и с низким содержанием железа латеритных руд содержание никеля в крице достигает 18-22% при степени извлечения его из руды 90-95%. Содержание никеля в шлаке составляет 0,2%о. Шлаковые хвосты (53,4-55,3% Si02; 7,6% FeO; 2,2-2,5% А1203; 28,4% MgO; 5,7% CaO; 0,2% С; 0,07% S) после отделения от тонкой фракции (шлама) в виде песка реализуют в качестве строительного материала для производства бетона, асфальта и др.
Использование при обжиге брикетированной шихты существенно уменьшает пылевынос из печи, а также практически устраняет преждевременное кольцеобразование в области низких температур (1000-1150°С), благодаря отсутствию тонкодисперсного легкоплавкого материала.
Основными недостатками известного способа являются высокая температура процесса (1400°С) из-за высокой основности подготовленной шихты (отношение (CaO+MgO)/(Si02+Al203) в шихте составляет 0,57) и низкой ее плавкости (отношение Al203/Si02 в шихте не превышает 0,045), большая продолжительность обжига (7-8 час и больше) и низкая производительность процесса. Как отмечено выше, высокая температура и большая продолжительность обжига значительно увеличивают энергетические затраты при обжиге, существенно уменьшают срок службы футеровки печи.
Известен способ переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникеля (WO 2014/133421 А1, 2014). Способ включает смешивание руды с твердым восстановителем и флюсующими добавками, брикетирование полученной смеси, восстановительный обжиг брикетированной шихты в трубчатых вращающихся печах с формированием крицы ферроникеля и выделение ферроникеля из измельченного клинкера. В зависимости от состава магнезиальной латеритовой руды флюсующие добавки вводят в смесь в количестве 6-12% СаС03, 6-12% А1203, 0-10% Si02 от массы руды, максимальную температуру в зоне крицеобразования поддерживают в пределах 1300-1350°С. При этом отношение (CaO+MgO)/(Si02+Al203) в шихте изменялось в пределах от 0,35 до 0,61, a Al203/Si02 - от 0,17 до 0,37. В качестве твердого восстановителя используют смесь битуминозного угля и антрацита или кокса. Продолжительность обжига составляет 5-7 час. Содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,05-0,55%. При сепарации измельченного шлака общая степень извлечения никеля достигает около 95%.
В известном способе отмечается, что в качестве вышеуказанных 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. Использование флюсующих добавок в установленных количествах позволяет несколько снизить температуру (с 1400 до 1300- 1350°С) обжига высокомагнезиальных (до 25% MgO) латеритных никелевых руд и уменьшить продолжительность обжига до 5-7 час.
Однако данный способ не свободен от основных недостатков, присущих кричному процессу: большие расходы топлива, высокая чувствительность процесса к образованию настылей в области температур 1150-1250°С на границе между зонами восстановления и крицеобразования в случаях изменений состава руды (или шихты) и теплового режима в печи.
Резюмируя вышеизложенное, необходимо отметить, что в кричном процессе при обжиге руды во вращающихся печах процессы твердофазного восстановления металлов из оксидов и процессы формирования криц и шлака в жидкой фазе происходят в одном и том же горизонтально расположенном агрегате, что препятствует обеспечению его непрерывной устойчивой работы, становится невозможным точное регулирование температур по зонам печи. Распределение температуры по длине печи не способствует быстрому прогреву шихтовых материалов, что не позволяет ускорить процессы восстановления металла из оксидов. Часто происходит образование на стенках печи шлаковых настылей. Совокупность этих факторов существенно снижает производительность вращающейся печи.
Наиболее близким по технической сущности является способ переработки латеритных никелевых руд на двухступенчатой установке, состоящей из двух вращающихся печей, связанных между собой передаточной камерой (Тавастшерна С. С, Доброхотова Е.В. Исследование кричного способа переработки окисленных никелевых руд. /Труды института «Гипроникель». - Ленинград, 1962, вып. 13 (Окисленные никелевые руды), стр. 38-61). В одной печи происходит нагрев шихты и восстановление металлов из их оксидов, а в другой - переход материала в расплавленное состояние и укрупнение металлических частиц с формированием крицы ферроникеля. В печи восстановления все процессы протекают в твердой фазе при температуре до 1050- 1 100°С, а в кричной - в полужидком состоянии шлака при 1300-1350°С. В связи с тем, что каждая печь двухступенчатой установки имеет самостоятельный привод, они могут вращаться с различной скоростью. Это позволяет ускорить процесс восстановления железа в области низких температур (до 1100°С), вследствие чего уменьшается продолжительность восстановления и увеличивается производительность первой печи - печи восстановления.
Опытно-промышленные испытания на двухступенчатой установке проводились на различных магнезиальных латеритных рудах. В качестве флюсовых добавок использовали известняк и смесь известняка с глиной. О расходе флюсовых добавок не сообщается.
Установлено, что для достижения приемлемых результатов рекомендуется поддержание в шихте 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 не должно превышать 12%. Предельным содержанием железа в шлаке является 10%. Выше этого предела шлаки становятся чрезмерно жидкотекучими и теряют способность удерживать крицу. В оптимальных составах и условиях обжига можно достичь 90-96% степени извлечения никеля.
Отмечается, что на двухступенчатой установке продолжительность процесса можно значительно сократить, например, с 8-10 час до 6-6,5 час, а расход твердого восстановителя (коксовой мелочи) снизить с 27-30 до 18% от массы руды. Помимо этого, было установлено, что при температуре кладки в кричной печи порядка 1320°С в районе загрузки горячего огарка (1050-1100°С) настыли не образуются.
Таким образом, проведение восстановительного обжига раздельно на двухступенчатой установке позволяет существенно улучшить некоторые показатели кричного процесса переработки латеритных руд, но при этом было указано, что эти положительные результаты достигаются при содержании MgO в руде не выше 12%. При более высоких содержаниях в руде MgO требуется разработать новые рекомендации по составу шихты с использованием более приемлемых флюсовых добавок. С другой стороны, из-за использования неагломированной шихты при осуществлении процесса на двухступенчатой установке не устраняются проблемы, связанные с пылевыносом из печи, а также с интенсивной газификацией кокса при высоких температурах топочными газами по мере продвижения сыпучего материала во вращающейся печи, что приводит к значительному увеличению расхода дорогого восстановителя кокса.
Задачей предлагаемого изобретения является разработка нового способа переработки высокомагнезиальных силикатных латеритных руд с прямым получением ферроникеля с высокими технико-экономическими показателями.
Решение поставленной задачи заключается в том, что в способе переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля, включающем получение шихты из руды, твердого углеродистого восстановителя и флюсовых добавок, восстановительный обжиг на двухступенчатой установке, состоящей из двух вращающихся печей, связанных между собой передаточной камерой, охлаждение полученного клинкера и выделение ферроникеля из измельченного клинкера, используют флюсовые добавки, которые включают, в расчете на массу руды, 3,5-6,5% СаО, 1,5-10% Si02 и 1-5,5% А1 03> твердый углеродистый восстановитель вводят в количестве 6-12% от массы руды, шихту брикетируют, восстановленные в первой печи брикеты с температурой 1000-1100°С через передаточную камеру загружают во вторую печь непосредственно в ванну расплавленного шлака, одновременно во вторую печь подают 4-8% от массы руды углеродсодержащего твердого восстановителя, и температуру расплава во второй печи поддерживают в пределах 1275-1350°С.
В качестве латеритной руды используют высокомагнезиальную руду. В качестве флюсующих добавок можно использовать различные кальций-, кремний-, алюминий- и фторсодержащие материалы, например, известняк, доменный шлак, глину, низкосортные высококремнистые бокситы, алюмосодержащие шлаки, флюорит, отработанный криолитовый электролит и другие отходы обогащения и металлургического производства.
В качестве добавки СаО предпочтительно используют известняк, а в качестве добавок Si02 и А1203 - каолиновую глину, содержащую не менее 15-30% А1203 и 50-75% Si02, в количестве 3-18% от массы руды, особенно при переработке высокомагнезиальной руды. При отношении в шихте Al203/Si02 < 0,2 в шихту вводят в пересчете на фтор 0,25- 0,75%, предпочтительно 0,37-0,5%, фторсодержащих добавок, при этом температуру расплава во второй печи поддерживают предпочтительно в пределах 1275-1325°С.
При обжиге высокомагнезиальной силикатной руды в качестве фторсодержащей добавки используют флюорит.
В качестве твердого восстановителя используют коксик, бурый или каменный уголь, антрацит или их смеси.
При переработке высокомагнезиальной руды по изобретению расход глины определяют из расчета на вводимое в шихту количество Si02, которое определяется составом руды, точнее содержанием в ней Si02. При изменении содержания в руде Si02 в пределах от 35% и выше расход глины может изменяться в пределах 3-18%, причем с увеличением содержания Si02 в латеритной руде расход глины уменьшается. При содержании в руде Si02 в количестве 45% и выше, добавку глины можно ограничить до 3- 6%. При более низких содержаниях кремнезема в руде добавка определенного количества глины позволяет улучшить технологические свойства кричного шлака, в частности уменьшить основность шлака и увеличить температурный интервал его плавкости, что является важным фактором для укрупнения восстановленных металлических частиц железа и никеля и формирования крицы ферроникеля. При уменьшении основности шлака становится возможным получить более богатые по никелю крицы, благодаря ограничению восстановления в шлаке оксидов железа до металлического состояния. Дальнейшее увеличение расхода глины невыгодно из-за увеличения объема перерабатываемого материала и расхода топлива, а также уменьшения производительности вращающейся печи. С добавками глины одновременно в шихту вводится определенное количество глинозема А1203, количество которого может изменяться в пределах 1-5,5% от массы руды, в зависимости от состава и расхода каолиновой глины. Увеличение содержания глинозема в шихте благоприятно влияет на свойства шлаков, так как приводит к уменьшению основности и вязкости шлака, а также увеличению его плавкости. В связи с этим, при низких содержаниях в руде А1203 более целесообразно использование в качестве флюсовых добавок каолиновых глин с повышенным содержанием алюминия.
В предлагаемом изобретении при восстановительном обжиге высокомагнезиальных руд для формирования при температурах ниже 1350°С состава шлака с необходимыми технологическими свойствами при подготовке шихты, наряду с кремний- и алюминийсодержащими флюсовыми добавками, в качестве добавок СаО, вводят известняк в количестве 6-12%, предпочтительно 8-10%, от массы руды. Увеличение расхода известняка выше 12% приводит к повышению основности и уменьшению плавкости шлака, а также возрастает степень восстановления железа до металла, что приводит к снижению содержания никеля в конечном продукте - крице. При расходе известняка ниже 6% взаимодействие компонентов шихты не идет до конца, температура плавления шлака увеличивается, и ухудшаются условия укрупнения металлических частиц, что существенно снижает результаты по извлечению никеля.
Помимо указанных добавок при отношении Al203/Si02 <0,2 в шихту вводят в пересчете на фтор 0,25-0,75%, предпочтительно 0,37-0,5%), фторсодержащих добавок, предпочтительно в виде флюорита (плавикового шпата) CaF2. Расход флюорита (в пересчете на 100% CaF2) может изменяться в пределах от 0,5 до 1 ,5%, предпочтительно 0,75-1,0%>, от массы латеритной руды. Добавка флюорита в шихте, аналогично А120з, увеличивает текучесть и плавкость кричного шлака, обеспечивая возможность работы в заданном интервале температур. Поэтому при использовании указанного количества флюорита отпадает необходимость поддержания массового отношения Al203/Si02 в пределах 0,22-0,40, необходимого для кричного процесса уровня техники, и указанное отношение может находиться в пределах от 0,10 до 0,18-0,20. При отношении в шихте Al20 /SiC>2 менее 0,20 добавка флюорита в указанном количестве позволяет снизить низший предел оптимальной температурной области крицеобразования в среднем на 25°С, т.е. с 1300 до 1275°С. При добавках больше 1,5% флюорита (в пересчете на 100% CaF2) температура плавления шлака и его вязкость заметно снижаются, что отрицательно влияет на укрупнение металлических частиц ферроникеля. При добавках ниже 0,5% флюорита шлаки становится более вязкими, что отрицательно влияет как на укрупнение металлических частиц, так и в целом на ход технологического процесса в оптимальной температурной области.
В предлагаемом изобретении в шихтовую смесь перед брикетированием вводят только часть твердого углеродистого восстановителя, а остальную часть вводят в загрузочную зону второй (кричной) печи. Это позволяет, во-первых, существенно уменьшить расход угля при обжиге руды, а, во-вторых, улучшить качество брикетов. Количество вводимого в шихту угля может изменяться в пределах 6-12% от массы руды, что в 2-3 раза превышает необходимое количество для восстановления 40-70% содержащихся в руде оксидов железа до металлического состояния. Содержание железа в магнезиальной силикатной руде обычно составляет 1 1-17%. В качестве твердого углеродистого восстановителя, вводимого перед брикетированием, можно использовать как бурые или каменные угли, антрацит, так и коксовую мелочь (коксик), или их смеси.
Использование при обжиге брикетированной шихты сильно уменьшает пылевынос из печи и вероятность кольцеобразования в области температур 1050-1 100°С, существенно улучшает тепловой режим печи и технико-экономические показатели процесса обжига в целом. Помимо этого, в брикетах ограничивается газификация твердого углеродистого восстановителя в первой печи в области температур 700-1100°С, что позволяет уменьшить его расход при обжиге.
В предлагаемом способе восстановленные в первой печи брикеты с температурой 1000-1100°С через передаточную камеру загружают во вторую печь непосредственно в ванну с расплавленным шлаком, что способствует быстрому нагреву и усвоению шихты расплавом при вращении печи. Одновременно в загрузочную зону подают твердый углеродистый восстановитель, предпочтительно коксовую мелочь или антрацит, в количестве 4-8% от массы руды для создания и поддержания восстановительной атмосферы в кричной печи, при которой наряду с довосстановлением железа и никеля из шлака происходит укрупнение и слияние металлических частиц с формированием крицы ферроникеля. Изменение расхода восстановителя в пределах 4-8% определяется разными факторами, в частности содержанием железа в магнезиальной руде и продолжительностью пребывания шлакового расплава в кричной печи, которая в свою очередь зависит от скорости ее вращения (оптимальная скорость вращения печи в кричном способе может изменяться в пределах от 0,5 до 1,5 об/мин). По мере продвижения шлака в кричной печи твердый восстановитель постепенно расходуется, и чтобы предотвратить окисление металлического железа необходимо присутствие небольшого содержания углерода (в пределах 0,1-0,4%) в выгружаемом из печи шлаке. В противном случае, из-за повышения содержания железа, шлак становится текучим, что является нежелательным для кричного процесса. Соблюдение этих условий практически исключает образование шлаковых настылей, в результате чего становится возможным вести процесс в устойчивом тепловом режиме.
В предлагаемом изобретении использование для восстановительного обжига брикетированной шихты высокомагнезиальных силикатных никелевых руд с флюсовыми добавками 3,5-6,5% CaO, предпочтительно 4-5,5%, от массы руды, 1,5-10% Si02, 1-5,5% А1203, и, в случае использования высокомагнезиальной силикатной руды 0,25-0,75% в пересчете на фтор, предпочтительно 0,37-0,5%, фторсодержащей добавки, а также осуществление процесса обжига на двухступенчатой установке с раздельной подачей твердого восстановителя в вышеуказанных условиях позволяет снизить начальную температуру крицеобразования в кричной печи на 25°С (с 1300 до 1275°С), уменьшить расход твердого восстановителя с 18 до 14-16%, общую продолжительность обжига с 6- 6,5 до 5-5,5 час, и, следовательно, уменьшить энергетические затраты (расход топлива) при обжиге. Совокупность этих факторов существенно улучшает технико-экономические показатели процесса в целом. Степень извлечения никеля из руды составляет 90-96%.
Далее изобретение будет проиллюстрировано с помощью примеров.
Для осуществления способа были использованы высокомагнезиальные латеритные руды с разным содержанием железа. Химические составы этих руд приведены в табл.1. В качестве твердого восстановителя служили битуминозный уголь зольностью 7,5% и коксовый порошок зольностью 10,6%. В лабораторных испытаниях использовали смесь указанных восстановителей в количествах, превышающих в среднем в 1,5 раза стехиометрические количества для восстановления никеля и 40-70% железа до металлического состояния. В качестве флюсовых добавок использовали известняк, содержащий 97% СаСОз или 54,3% СаО, две пробы каолиновой глины, содержащие: 1 - 56,3% Si02 и 29,9% А1203; 2 - 72,2% Si02 и 18,1 % А1203, и флюорит (реагент CaF2). Испытания проб проводили в лабораторной трубчатой печи, затем полученные результаты проверяли в опытно-промышленных условиях на двухступенчатой установке. 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 1
Химический состав проб латеритных никелевых руд
Figure imgf000013_0001
Пример N° 1
Брикеты из руды N°l с добавками 6% битуминозного угля, 2% кокса, 12% известняка, в пересчете на СаО - 6,5%, 3% глины, содержащей 56,3% Si02 и 29,9% А120з, в пересчете на Si02 - 1,7% и А1203 - 0,9% (отношение Al203/Si02 = 0,14), и 1% флюорита, в пересчете на фтор - 0,49%, подвергали восстановительному обжигу в области температур от 300 до 1325°С в течение 5 час. При этом продолжительность нагрева в области температур 1275°С-1325°С составила 45 мин. После охлаждения и измельчения продукта обжига металлические частицы отделяли от шлака мокрой магнитной сепарацией. Содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 11,0 и 86,2%, соответственно. Степень извлечения никеля из руды составила 93,1 %, а железа - 53,5%.
Пример N 2
Брикеты из руды jV°l с твердыми восстановителями и флюсующими добавками обжигали в условиях примера 1. Однако при этом расход известняка составил 10% от массы руды, в пересчете на СаО - 5,4%, а глины 6%, содержащей 56,3% Si02 и 29,9% А1203, в пересчете на Si02 - 3,4% и А1203 - 1 ,8% (А120з/8Ю2 = 0,15). Содержание никеля в гранулах ферроникеля составило 11 ,6%, а железа 84,8%. Степень извлечения никеля и железа из руды составила 92,8 и 49,7%, соответственно. Полученные результаты аналогичны результатам примера N°l , но в данном случае степень извлечения железа в ферроникель относительно ниже.
Пример N°. 3
Брикеты из руды J ° 1 с твердыми восстановителями и флюсующими добавками обжигали в условиях примера 2. В данном случае расход известняка составил 6% от массы руды, в пересчете на СаО - 3,3%. При магнитной сепарации измельченного клинкера был получен низкокачественный продукт, содержащий 9,3% никеля и 67,5% железа. В продукте около 23% приходится на долю шлаковой фазы. Это связано с тем, что при обжиге руды с флюсовыми добавками в области температур 1275-1325°С при уменьшении добавок известняка от 10 до 6%, из-за недостаточного содержания жидкой фазы в шлаке, не обеспечиваются необходимые условия для укрупнения металлических частиц ферроникеля (крупность частиц в основном находится в пределах 30-100 мкм). Пример N° 4
Брикеты из смеси руды N°l с твердыми восстановителями и флюсующими добавками обжигали в условиях примера 3. Однако при этом максимальная температура процесса составила 1350°С. Полученные после сепарации гранулы ферроникеля содержали 12,1% Ni и 84,1% Fe. Степень извлечения никеля из руды составила 94,2%, а железа - 47,8%.
Таким образом, при восстановительном обжиге руды Ni l при использовании добавки 6% (от массы руды) известняка повышение температуры с 1325 до 1350°С позволяет достичь лучших результатов как по содержанию никеля в металлическом продукте, так и по извлечению никеля из руды.
Пример N° 5
Брикеты из смеси руды N°2 с добавками 4% битуминозного угля, 2% кокса, 10% известняка, в пересчете на СаО - 5,4%, 6% глины, содержащей 72,2% Si02 и 18,1 % А1203, в пересчете на Si02 - 4,3% и А1203 - 1 , 1 % (Al203/Si02 = 0, 16), и 1 % флюорита, в пересчете на фтор - 0,49%, подвергали восстановительному обжигу в условиях примера N°2. При этом содержание никеля в гранулах ферроникеля составило 15,4%, а содержание железа - 80,5%. Степень извлечения никеля - 95,1%, а железа - 45,0%.
Пример N° 6
Брикеты из смеси руды Ns2 с твердыми восстановителями и флюсующими добавками обжигали в условиях примера N° 5. Однако при этом расход флюорита составил 0,75% от массы руды, в пересчете на фтор - 0,37%. При этом содержание никеля в гранулах ферроникеля составило 14,7%, а содержание железа - 79,8%. Степень извлечения никеля - 93,7%, а железа - 46,1%.
Пример N° 7
Брикеты из смеси руды Ns3 с добавками 6% битуминозного угля, 3% кокса, 8% известняка, в пересчете на СаО - 4,3%, 12% глины, содержащей 56,3% Si02 и 29,9% А1203, в пересчете на Si02 - 6,8% и А1203 - 3,6% (Al203/Si02 = 0,13), и 1% флюорита, в пересчете на фтор - 0,49%, подвергали восстановительному обжигу в условиях примера N°5. Содержание никеля и железа в полученном после сепарации ферроникеле составило 14,7 и 81,6%, соответственно. Степень извлечения никеля - 94,8%, а железа 60,8%.
Пример JNe 8
Состав смеси из руды N°3 с добавками твердого восстановителя и флюсовыми добавками аналогичен составу примера 7. При этом общая продолжительность восстановительного обжига в области 300-1325°С составила 5,5 час, а продолжительность нагрева в области 1275-1325°С - 90 мин. Полученный после сепарации ферроникель содержал 16,1% никеля и 80,5% железа, соответственно. Степень извлечения никеля из руды составила 96,1%, а железа - 55,4%.
Пример Ν° 9
Состав смеси из руды Ν°3 с добавками твердого восстановителя и флюсовыми добавками и условия обжига аналогичны составу и условиям примера Ν°8. Однако при этом расход флюорита составил 0,51%, в пересчете на фтор - 0,25%. Содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 15,3 и 81 , 1 %, соответственно. Степень извлечения никеля из руды составила 92,3%, а железа - 56,5%.
Пример N° 10
Брикеты из смеси руды N°4 с добавками 7% битуминозного угля, 2% кокса, 8% известняка, в пересчете на СаО - 4,3%, 14% глины, содержащей 72,2% Si02 и 18/,1% А1203, в пересчете на Si02 - 10,1% и А1203 - 2,5% (Al203/Si02 = 0,14), и 1 ,0% флюорита, в пересчете на фтор - 0,49%, подвергали восстановительному обжигу в условиях примера Ns 8. Содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 10,7 и 86,0%, соответственно, при степени извлечения 91 ,1% никеля и 40,8% железа.
Пример N° 1 1
Брикеты из смеси руды N°4 с добавками 7% битуминозного угля, 2% кокса, 8% известняка, в пересчете на СаО - 4,3%, 18% глины, содержащей 56,3% Si02 и 29,9% А1203, в пересчете на Si02 - 10,1% и А1203 - 5,4% (Al203/Si02 = 0,20), подвергали восстановительному обжигу в условиях примера N° 8. Однако при этом обжиг проводили без добавки флюорита, а максимальная температура процесса составила 1350°С. Содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 10,2 и 86,3%, соответственно, при степени извлечения 90,1% никеля и 42,5% железа.
Пример No 12
Были изготовлены брикеты из смеси руды N°l с добавками 6% битуминозного угля и 4% коксовой мелочи, 8% известняка, в пересчете на СаО - 4,3%, 6% глины, содержащей 56,3% Si02 и 29,9% А1203, в пересчете на Si02 - 3,4% и А1203 - 1 ,8% (Al203/Si02 = 0,15), и 1% металлургического флюорита марки ФК-75, содержащего 75% CaF2, в пересчете на фтор - 0,37%. Брикеты после предварительной сушки подвергали восстановительному обжигу на двухступенчатой установке, состоящей из двух вращающихся печей, связанных между собой передаточной камерой, и отапливаемыми природным газом. Испытания проводились в непрерывном режиме в течение 3-х суток. В первой печи по мере продвижения материала в печи с постепенным повышением температуры от 300 до 1100°С поэтапно происходили процессы дегидратации шихтовых материалов и восстановления оксидов железа. Продолжительность обжига в первой печи составила 4 часа. Восстановленные горячие брикеты из первой печи поступали в загрузочную зону второй печи непосредственно в ванну расплава с температурой 1300- 1325°С, в середине печи температура расплава иногда достигала 1335-1350°С. Одновременно в загрузочную зону печи постепенно подавали 6% коксовой мелочи (5-10 мм) от массы руды. При этом происходит быстрое расплавление брикетов, существенно ускоряются взаимодействия между компонентами шихты и довосстановление из расплава никеля и железа до металлического состояния с последующим укрупнением и слиянием металлических частиц с формированием крицы ферроникеля. Продолжительность процесса обжига во второй печи от загрузки до выгрузки составила 1 ,5 часа. Горячий клинкер из второй печи с температурой 1275-1300°С выгружали в воду для охлаждения. Затем охлажденную массу дробили, измельчали в шаровой мельнице до крупности - 2 мм. Крупные гранулы ферроникеля отделяли гравитационным методом, а тонкодисперсные металлические частицы - мокрой магнитной сепарацией. Полученные гранулы ферроникеля содержали в среднем 12,1% Ni и 85,2% Fe, соответственно. Степень извлечения никеля из руды составила 93,2%, а железа - 48,0%. Содержание шлака в виде включений в гранулах изменялось в пределах 2,0-2,5%. В шлаке содержание никеля находилось в среднем на уровне 0,08%, остаточного углерода - 0,3%.
Как видно из приведенных примеров по лабораторным и опытно-промышленным испытаниям, предлагаемый способ переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникелевых гранул, наряду с высокой степенью извлечения никеля из руды (90-96%), позволяет при отношении Al203/Si02 в шихте < 0,2 с применением фторсодержащих добавок проводить процесс при относительно низких температурах (1275-1325°С), уменьшить расход твердого восстановителя и общую продолжительность обжига, в результате чего увеличивается производительность печи, уменьшаются энергетические затраты и улучшаются технико-экономические показатели процесса в целом.

Claims

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
1. Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля, включающий получение шихты из руды, твердого углеродистого восстановителя и флюсовых добавок, восстановительный обжиг шихты на двухступенчатой установке, состоящей из двух вращающихся печей, связанных между собой передаточной камерой, охлаждение полученного клинкера и выделение ферроникеля из измельченного клинкера, отличающийся тем, что флюсовые добавки включают, в расчете на массу руды, 3,5-6,5% СаО, 1,5-10% Si0 , и 1-5,5% А1203> твердый углеродистый восстановитель вводят в количестве 6-12% от массы руды, шихту брикетируют, восстановленные в первой печи брикеты с температурой 1000-1100°С через передаточную камеру загружают во вторую печь непосредственно в ванну расплавленного шлака, одновременно во вторую печь подают 4-8% от массы руды твердого углеродистого восстановителя, и температуру расплава во второй печи поддерживают в пределах 1275-1350°С.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве латеритной руды используют высокомагнезиальную руду.
3. Способ по п. 1 или 2, отличающийся тем, что в качестве добавки СаО используют известняк.
4. Способ по любому из пп. 1-3, отличающийся тем, что в качестве добавок Si02 и А1203 используют каолиновую глину, содержащую не менее 15-30% А1203 и 50-75% Si02, в количестве 3-18% от массы руды.
5. Способ по любому из пп. 1-4, отличающийся тем, что при отношении Al203/Si02 < 0,2 в шихту дополнительно вводят фторсодержашую добавку в количестве в пересчете на фтор 0,25-0,75%, предпочтительно 0,37-0,5%.
6. Способ по любому из пп. 1-5, отличающийся тем, что при обжиге высокомагнезиальной силикатной руды в качестве фторсодержащей добавки используют флюорит.
7. Способ по любому из пп. 1-6, отличающийся тем, что при использовании в шихте фторсодержащей добавки, температуру расплава во второй печи поддерживают в пределах 1275-1325°С.
8. Способ по любому из пп. 1-4, отличающийся тем, что при отношении Al203/Si02 > 0,2 температуру расплава во второй печи поддерживают в пределах 1300-1350°С.
9. Способ по любому из пп. 1-8, отличающийся тем, что в качестве твердого углеродистого восстановителя используют коксик, бурый или каменный уголь, антрацит или их смеси.
PCT/RU2017/000320 2017-05-18 2017-05-18 Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля WO2018101855A1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2017/000320 WO2018101855A1 (ru) 2017-05-18 2017-05-18 Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2017/000320 WO2018101855A1 (ru) 2017-05-18 2017-05-18 Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2018101855A1 true WO2018101855A1 (ru) 2018-06-07

Family

ID=62242451

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2017/000320 WO2018101855A1 (ru) 2017-05-18 2017-05-18 Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля

Country Status (1)

Country Link
WO (1) WO2018101855A1 (ru)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112626356A (zh) * 2020-11-03 2021-04-09 中南大学 一种从镍铁合金中分离镍、铁的方法
CN114015865A (zh) * 2021-11-17 2022-02-08 昆明理工大学 一种利用废旧阴极炭还原红土镍矿的方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH05125465A (ja) * 1991-10-17 1993-05-21 Nisshin Steel Co Ltd フエロニツケルの製造方法
RU2324751C2 (ru) * 2006-04-27 2008-05-20 Открытое Акционерное Общество "Южно-Уральский никелевый комбинат" Способ переработки сырья, содержащего цветные металлы и железо
CN101403043A (zh) * 2008-10-27 2009-04-08 昆明理工大学 回转窑直接还原红土镍矿生产镍铁粒的方法
WO2014129939A2 (ru) * 2014-04-03 2014-08-28 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля
WO2014133421A1 (ru) * 2014-04-02 2014-09-04 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH05125465A (ja) * 1991-10-17 1993-05-21 Nisshin Steel Co Ltd フエロニツケルの製造方法
RU2324751C2 (ru) * 2006-04-27 2008-05-20 Открытое Акционерное Общество "Южно-Уральский никелевый комбинат" Способ переработки сырья, содержащего цветные металлы и железо
CN101403043A (zh) * 2008-10-27 2009-04-08 昆明理工大学 回转窑直接还原红土镍矿生产镍铁粒的方法
WO2014133421A1 (ru) * 2014-04-02 2014-09-04 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
WO2014129939A2 (ru) * 2014-04-03 2014-08-28 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Способ переработки латеритных никелевых руд с получением рафинированного ферроникеля

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112626356A (zh) * 2020-11-03 2021-04-09 中南大学 一种从镍铁合金中分离镍、铁的方法
CN112626356B (zh) * 2020-11-03 2022-03-18 中南大学 一种从镍铁合金中分离镍、铁的方法
CN114015865A (zh) * 2021-11-17 2022-02-08 昆明理工大学 一种利用废旧阴极炭还原红土镍矿的方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
WO2019071792A1 (zh) 含锌与铁的熔渣熔融还原生产的方法
CN106191344A (zh) 一种混合熔渣熔融还原生产与调质处理的方法
WO2014133421A1 (ru) Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
JP5297077B2 (ja) フェロモリブデンの製造方法
CN106048106B (zh) 一种含稀土与铌混合熔渣熔融还原回收与调质处理的方法
CN106755651A (zh) 一种含稀土和/或铌熔渣冶金一步法回收的方法
CN114672643B (zh) 一种高铁赤泥和熔融钢渣协同利用方法
WO2019071790A1 (zh) 由含锌与铁的混合熔渣回收有价组分的方法
CN103757152A (zh) 一种钢渣处理方法及其装置
JP2010229525A (ja) フェロニッケルおよびフェロバナジウムの製造方法
JP2010111941A (ja) フェロバナジウムの製造方法
WO2013070121A1 (ru) Способ пирометаллугрической переработки красных шламов
CN107699698A (zh) 处理铜渣的方法
CN106119447A (zh) 一种含稀土与铌混合熔渣熔融还原生产和调质处理的方法
CZ200975A3 (cs) Technologie rafinace kovonosných odpadu s obsahem zinku v rotacní peci
JP2008274362A (ja) フェロモリブデンの製造方法
WO2018101855A1 (ru) Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
RU2245371C2 (ru) Способ переработки красного шлама глиноземного производства
WO2009145348A1 (ja) 銑鉄製造方法
JP2011246760A (ja) フェロモリブデンの製造方法およびフェロモリブデン
WO2016171579A1 (ru) Низкотемпературный способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
JP2000045008A (ja) 還元金属の製造方法
NO163061B (no) Fremgangsmaate til fremstilling av ferromangan.
CN108558244A (zh) 一种利用热态转炉渣制备水泥混合料的装置及制备方法
RU2241771C1 (ru) Брикет для выплавки чугуна

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: 17875881

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 17875881

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1