WO2020246907A1 - Method of removing phosphorus from iron ore concentrates and a plant for carrying out said method - Google Patents

Method of removing phosphorus from iron ore concentrates and a plant for carrying out said method Download PDF

Info

Publication number
WO2020246907A1
WO2020246907A1 PCT/RU2019/000407 RU2019000407W WO2020246907A1 WO 2020246907 A1 WO2020246907 A1 WO 2020246907A1 RU 2019000407 W RU2019000407 W RU 2019000407W WO 2020246907 A1 WO2020246907 A1 WO 2020246907A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
concentrate
leaching
solution
leached
roasted
Prior art date
Application number
PCT/RU2019/000407
Other languages
French (fr)
Russian (ru)
Inventor
Лик Анварович Зайнуллин
Артем Юрьевич Епишин
Дмитрий Анатольевич Артов
Владислав Георгиевич Карелин
Роман Ликович ЗАЙНУЛЛИН
Original Assignee
Лик Анварович Зайнуллин
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 Лик Анварович Зайнуллин filed Critical Лик Анварович Зайнуллин
Priority to PCT/RU2019/000407 priority Critical patent/WO2020246907A1/en
Publication of WO2020246907A1 publication Critical patent/WO2020246907A1/en

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02Roasting processes
    • C22B1/04Blast roasting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/11Removing sulfur, phosphorus or arsenic other than by roasting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the group of inventions relates to the technology of thermochemical purification of iron ore concentrates from harmful impurities, in particular, phosphorus, using mineral acids and can be used in the preparation of iron ore concentrates for metallurgical processing, for which unacceptable phosphorus concentrations are, as a rule, more than 0.25-0 ,thirty%.
  • the phosphorus content in iron ore concentrate is considered acceptable if it does not exceed 0.25-0.30%.
  • the degree of removal by conventional methods does not provide the required phosphorus concentration.
  • This method includes oxidative roasting of iron ore concentrate at a temperature of 800-1000 ° C with a holding time of no more than 1 hour, preliminary cooling of the cold concentrate, leaching of the concentrate with mineral acid at the given parameters of the leaching process, separation of the liquid phase from the solid, followed by neutralization of the solution and washing the solid phase ...
  • sulfuric or nitric acid is used as a mineral acid for leaching.
  • a concentrate is obtained with a residual phosphorus content of up to 0.15%.
  • the main disadvantages of this method include: long, at least 1 hour, leaching time, relatively high consumption heat resources, significant consumption of mineral acid and the need for equipment for preliminary cooling of the fired concentrate.
  • the objective of the present invention is to create a more economical and simpler in implementation method of purification of iron ore concentrate from phosphorus when achieving the properties of the concentrate, increased or comparable to the properties of products obtained by the method according to the prototype.
  • a method for purifying iron ore concentrate from phosphorus which includes oxidative roasting in a furnace at a temperature of 800-1000 ° C, cooling the fired concentrate, leaching phosphorus from the concentrate with an aqueous solution of mineral acid, separating the leached concentrate from the solution, followed by neutralization and washing the concentrate ...
  • the roasted iron ore concentrate is cooled and leached with an aqueous solution of mineral acid directly during the unloading of the concentrate from the roasting furnace into the acid leaching apparatus.
  • the proposed installation contains a roasting furnace, an apparatus for simultaneous cooling and leaching of the roasted concentrate, configured to . continuous supply of an aqueous solution of mineral acid to it, a device for continuous supply of the fired concentrate to the apparatus directly during unloading from the roasting furnace, as well as a device for separating the leached concentrate from the solution and unloading it, followed by neutralization of the acid solution and washing the concentrate from it, located on the side draining the solution.
  • the claimed method provides heating of the mineral acid solution due to the physical heat of the fired concentrate without additional costs for heat.
  • To cool the roasted concentrate the potential of a cold mineral acid solution is used, eliminating the additional costs for expensive clean water, while cooling and leaching of the concentrate is carried out in one apparatus.
  • the spent mineral acid solution is neutralized with an alkaline solution and the concentrate is washed from it.
  • Leach time is shortened by using the heat of the highly heated particles of the roasted iron ore concentrate.
  • a small amount of steam generated during cooling of the fired concentrate is completely condensed by a neutralizing alkaline solution. Due to the complete condensation of steam with residues of acid and sulfur compounds, emissions of sulfur compounds into the atmosphere are excluded.
  • the claimed group of inventions makes it possible to significantly simplify the scheme for removing phosphorus from iron ore concentrates, reducing the equipment to two main units, namely a roasting furnace and an apparatus in which the fired concentrate is cooled and leached.
  • the same apparatus provides for the neutralization of the spent mineral acid solution, washing the concentrate from it, condensing the contaminated steam and unloading the dehydrated concentrate. Drying of the de-phosphorized concentrate due to the heat of flue gases with a temperature of 300 - 400 ° C is carried out in a separate drum dryer, if necessary.
  • the claimed solution allows to accelerate the leaching rate from 2 to 5 times (5-10 minutes), which reduces the weight and dimensions of the equipment, does not require expensive equipment for washing, filtration, neutralization and purification of acid compounds.
  • the technology makes it possible to use the heat of the exhaust gases of the roasting furnace for drying the concentrate.
  • flue gas cleaning can be organized by flushing with neutralizing water in a scrubber.
  • Figure 1 shows an installation for the purification of iron ore concentrate from phosphorus
  • figure 2 a device for separating the concentrate from the acid solution and its unloading, side view
  • Fig.Z a fragment of the device for separating the concentrate from the acid solution and its unloading.
  • the installation contains a kiln 1 with a loading head 2, a feeder - dispenser 3 with a loading funnel 4 connected to a belt conveyor for feeding iron ore concentrate 5.
  • Loading head 2 is equipped with a gas outlet 6 and a smoke exhauster 7.
  • furnace 1 On the unloading side, furnace 1 has an unloading head 8, a burner 9, tray 10 unloading fired concentrate connected to the drum 11 for cooling and leaching the fired concentrate with an aqueous solution of mineral acid, inside which is mounted at least one spiral of Archimedes 12.
  • the drum 11 is equipped with a system 13 for feeding an aqueous solution of mineral acid. From the discharge side, the drum 11 is equipped with a device 14 for separating the concentrate from the mineral acid solution and unloading it.
  • the device 14 is made in the form of peripheral elevator buckets with the possibility of unloading the concentrate into the tray 15 connected to the dryer 16 of the leached concentrate, made in the form of a rotating drum with the possibility of feeding into it the concentrate and flue gases separated from the spent solution from the roasting furnace (hereinafter referred to as the drum dryer).
  • the drum 11 from the unloading side is connected to a vertical scrubber 17, which has at the top a branch pipe 18 for exhausting gases connected to a fan 19, as well as an alkaline solution supply system 20, and at the bottom - a settler 21 with a device 22 for discharging solid sediment of fine concentrate into a receiver 23.
  • An alkaline solution is supplied to the scrubber 17 and drum 11 before unloading the concentrate and draining the spent mineral acid solution from the system 20 to neutralize the steam and the spent acid solution, respectively.
  • the drum dryer 16 is equipped with an unloading head 24, a fan 25 for supplying hot flue gases, an unloading hopper 26, a finished concentrate feeder 27, a conveyor 28 for transferring the concentrate to a warehouse (not indicated in the diagram).
  • Pipe 29 serves to remove exhaust gases into the atmosphere.
  • the roasting of iron ore concentrate is carried out in a rotary kiln 1, where it is fed through a loading head 2, equipped with a spill collector in the lower part.
  • the concentrate is loaded with a dispenser 3 of
  • the concentrate enters the rotary drum 11 for leaching through the inclined tray 10, where simultaneously an aqueous solution of mineral acid is fed from the system 13 to leach phosphorus from the concentrate.
  • This solution mixing with the fired concentrate, cools it and leaches phosphorus during mixing and movement along the channel formed by the Archimedes spiral 12.
  • the concentrate and the mineral acid solution enter the neutralization zone with an alkaline solution, which is supplied from the system 20 using a spray heads.
  • the resulting slurry enters the device 14, where in the elevator buckets with filter walls rotating with the drum 11, the concentrate settles to the bottom of each bucket and slowly rises in a circle.
  • the liquid phase from the surface is discharged into the drum 11, and at the top point from the inverted ladle the concentrate is discharged into the inclined tray 15, from where it enters the drum dryer 16 through a slide, where the dewatered concentrate is dried with exhaust gases supplied by the fan 25 from the kiln 1.
  • the dried concentrate from the dryer 16 through the unloading head 24 enters the intermediate hopper 26, from where it is unloaded by the feeder 27 onto the belt conveyor 28 to transfer the finished product to the warehouse.
  • the scrubber 17 collects the liquid phase and settles the solid particles in the hopper 21, from where the neutralized liquid phase is poured into the corresponding settler, and the solid phase in a thickened form is removed by the unloading device 22 into the receiver 23.
  • the claimed method for purifying iron ore concentrate from phosphorus has been tested in laboratory conditions. Roasting of the concentrate with phosphorus content up to 0.7-0.9% was carried out in a stationary layer in a muffle furnace at a given temperature. Before firing, the material was preliminarily dried in a drying oven until the external (adsorption) moisture was completely removed at 105 ° C. Empirically, the value of weight loss on ignition (PMPP,%) in the test concentrate was established. To obtain a given mass of the sample after firing and proceed to the leaching process, we recalculated the sample loaded into the furnace taking into account the PMPP.
  • PMPP weight loss on ignition
  • the leached concentrate was sampled in small portions weighing about 30 g at a given time, the concentrate was washed with distilled water, the sample was dried in an oven, and the resulting product was analyzed for the content of total iron and residual phosphorus impurities.
  • a residual phosphorus content of up to 0.20% is achieved, within up to 10 minutes - up to 0.13%, and within up to 15 minutes - up to 0.12%, while when leaching cooled in a separate refrigerator (according to the prototype), the concentrate is leached to a residual phosphorus content of up to 0.12% within 30 minutes, and up to 0.15% within 60 minutes.
  • the leaching efficiency of hot concentrate with a temperature of up to 950 ° C and higher is achieved more than six times.
  • the need for a separate cooler is eliminated, and it becomes possible to simultaneously neutralize the slurry directly in the leaching apparatus, as well as to separate the liquid and solid phases by short-term settling in lift ladles combined with the leaching apparatus.
  • the use of a scrubber for neutralizing vapors and water allows for flushing (cleaning) of flue gases used in the drying drum, which makes it possible to abandon the use of a special cleaning system in the form of bag filters or electrostatic precipitators in the prototype technology.

Landscapes

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

Abstract

The group of inventions can be used in preparing iron ore concentrates for metallurgical treatment, for which unacceptable concentrations of phosphorus are generally more than 0.25-0.30%. A method comprises oxidative roasting in a furnace at a temperature of 800-1000°С, cooling the roasted concentrate, leaching phosphorus from the concentrate with an aqueous solution of a mineral acid, and separating the leached concentrate from the solution, wherein the roasted iron ore concentrate is cooled and leached with an aqueous solution of a mineral acid. A plant comprises a roasting furnace, an apparatus for simultaneous cooling and leaching of the roasted concentrate, said apparatus being designed so that an aqueous solution of a mineral acid can be fed continuously into same, a device for continuously feeding roasted concentrate into the apparatus immediately upon unloading from the roasting furnace, as well as a device for separating the leached concentrate from the solution and unloading it, with subsequent neutralizing of the acid solution and flushing of the concentrate therefrom, said device being arranged on the side where the solution is drained.

Description

Способ очистки железорудных концентратов от фосфора и Method for purification of iron ore concentrates from phosphorus and
установка для осуществления способа method installation
Область техники Technology area
Группа изобретений относится к технологии термохимической очистки железорудных концентратов от вредных примесей, в частности, фосфора, с использованием минеральных кислот и может быть использована при подготовке железорудных концентратов к металлургическому переделу, для которого недопустимые концентрации фосфора составляют, как правило, более 0,25-0,30%. The group of inventions relates to the technology of thermochemical purification of iron ore concentrates from harmful impurities, in particular, phosphorus, using mineral acids and can be used in the preparation of iron ore concentrates for metallurgical processing, for which unacceptable phosphorus concentrations are, as a rule, more than 0.25-0 ,thirty%.
Предшествующий уровень техники Prior art
Для доменной плавки содержание фосфора в железорудном концентрате считается допустимым, если не превышает 0,25-0,30%. При обогащении руд с содержанием фосфора 0,7- 1,0%, степень удаления обычными способами не обеспечивает требуемые концентрации по фосфору. For blast-furnace smelting, the phosphorus content in iron ore concentrate is considered acceptable if it does not exceed 0.25-0.30%. When enriching ores with a phosphorus content of 0.7-1.0%, the degree of removal by conventional methods does not provide the required phosphorus concentration.
Известны различные способы удаления фосфора из руды или концентрата с использованием различных химических реагентов путем выщелачивания фосфора в раствор. Большинство из них либо имеют экономическую неэффективнось либо экологическую непригодность. Известны способы удаления фосфора в шлак при выплавке стали в пирометаллургических агрегатах с обязательным промежуточным скачиванием шлака. Эти способы экономически неконкурентоспособны перед другими способами получения чистой по вредным примесям стали. Various methods are known for removing phosphorus from ore or concentrate using various chemical reagents by leaching phosphorus into solution. Most of them are either economically ineffective or environmentally unsuitable. Known methods for removing phosphorus into slag when smelting steel in pyrometallurgical units with obligatory intermediate slag downloading. These methods are economically uncompetitive over other methods of obtaining pure steel in terms of harmful impurities.
Известны способы химического выщелачивания фосфора, эффективность которых повышается при использовании предварительной термической обработки, которая заключается в обжиге концентрата при температуре 500-600°С в течение 1-1,5 часа, (Дукино Р.Д., Энгланд В.М. "Фосфор в железных рудах Хемерслейского хребта" (Австралийский институт горного дела и металлургии /Avstral. 1ММ/, 5/97, с. 197-202) [1]. Для выщелачивания применяют серную кислоту в количестве не менее 110- 150% от стехиометрического по отношению к фосфору, при температуре 60- 80°С, отношении Т:Ж=1 :3-1:5. Время выщелачивания при этом составляет 2- 3 часа. Остаточное содержание фосфора в концентрате в количестве до 40% от первоначального, свидетельствует о невысокой степени удаления фосфора. There are known methods of chemical leaching of phosphorus, the efficiency of which increases with the use of preliminary heat treatment, which consists in roasting the concentrate at a temperature of 500-600 ° C for 1-1.5 hours, (Dukino R.D., England V.M. "Phosphorus in the iron ores of the Hemersley Ridge" (Australian Institute of Mining and metallurgy / Avstral. 1MM /, 5/97, pp. 197-202) [1]. For leaching, sulfuric acid is used in an amount of at least 110-150% of stoichiometric in relation to phosphorus, at a temperature of 60-80 ° C, the ratio S: W = 1: 3-1: 5. The leaching time in this case is 2-3 hours The residual phosphorus content in the concentrate in an amount of up to 40% of the initial, indicates a low degree of phosphorus removal.
Наиболее близким к заявляемому способу является способ очистки железорудного концентрата от фосфора (RU 2184158, публ.27.06.2002г.) [2]. Closest to the claimed method is a method for purifying iron ore concentrate from phosphorus (RU 2184158, publ. 27.06.2002) [2].
Этот способ включает окислительный обжиг железорудного концентрата при температуре 800-1000°С с выдержкой не более 1 ч., предварительное охлаждение холодного концентрата, выщелачивание концентрата минеральной кислотой при заданных параметрах процесса выщелачивания, отделение жидкой фазы от твердой с последующий нейтрализацией раствора и промывкой твердой фазы. This method includes oxidative roasting of iron ore concentrate at a temperature of 800-1000 ° C with a holding time of no more than 1 hour, preliminary cooling of the cold concentrate, leaching of the concentrate with mineral acid at the given parameters of the leaching process, separation of the liquid phase from the solid, followed by neutralization of the solution and washing the solid phase ...
В зависимости от минералогического состава железорудного концентрата, в качестве минеральной кислоты при выщелачивании используют серную или азотную кислоту. Процесс выщелачивания осуществляют серной или азотной кислотой при соотношении Т:Ж= 1: (1-2) и температуре 20-50°С, контролируют по конечной кислотности раствора и заканчивают при достижении значения кислотности 6-10 г/л. После промывки на фильтре и сушки получают концентрат с остаточным содержанием фосфора до 0,15%. Depending on the mineralogical composition of the iron ore concentrate, sulfuric or nitric acid is used as a mineral acid for leaching. The leaching process is carried out with sulfuric or nitric acid at a ratio of S: W = 1: (1-2) and a temperature of 20-50 ° C, controlled by the final acidity of the solution and completed when the acidity value reaches 6-10 g / l. After washing on a filter and drying, a concentrate is obtained with a residual phosphorus content of up to 0.15%.
К основным недостаткам данного способа относятся: длительное, не менее 1 часа, время выщелачивания, относительно высокое потребление теплоресурсов, значительный расход минеральной кислоты и необходимость в оборудовании предварительного охлаждения обожженного концентрата. The main disadvantages of this method include: long, at least 1 hour, leaching time, relatively high consumption heat resources, significant consumption of mineral acid and the need for equipment for preliminary cooling of the fired concentrate.
Раскрытие изобретения Disclosure of invention
Задача предлагаемого изобретения заключается в создании более экономичного и более простого в исполнении способа очистки железорудного концентрата от фосфора при достижении показателей свойств концентрата, повышенных или сопоставимых со свойствами продуктов, полученных способом по прототипу. The objective of the present invention is to create a more economical and simpler in implementation method of purification of iron ore concentrate from phosphorus when achieving the properties of the concentrate, increased or comparable to the properties of products obtained by the method according to the prototype.
Для решения поставленной задачи предложен способ очистки железорудного концентрата от фосфора, который включает окислительный обжиг в печи при температуре 800-1000°С, охлаждение обожженного концентрата, выщелачивание фосфора из концентрата водным раствором минеральной кислоты, отделение выщелоченного концентрата из раствора с последующей нейтрализацией и промывкой концентрата. В отличие от прототипа, обожженный железорудный концентрат охлаждают и выщелачивают водным раствором минеральной кислоты непосредственно при выгрузке концентрата из печи обжига в аппарат для выщелачивания кислотой. To solve the problem, a method is proposed for purifying iron ore concentrate from phosphorus, which includes oxidative roasting in a furnace at a temperature of 800-1000 ° C, cooling the fired concentrate, leaching phosphorus from the concentrate with an aqueous solution of mineral acid, separating the leached concentrate from the solution, followed by neutralization and washing the concentrate ... In contrast to the prototype, the roasted iron ore concentrate is cooled and leached with an aqueous solution of mineral acid directly during the unloading of the concentrate from the roasting furnace into the acid leaching apparatus.
При погружении обожженного горячего железорудного концентрата с температурой 950° С в емкость с водным раствором минеральной кислоты на большую глубину, благодаря повышенному давлению в его нижних слоях, температура этого раствора достигает 100°С и более. Кипящая вода в этом растворе будет обеспечивать интенсивное перемешивание горячих частиц железорудного концентрата и максимально интенсифицировать процесс выщелачивания фосфора из железорудного концентрата, не требуя дополнительных затрат тепла на подогрев воды, а также затрат воды на When the fired hot iron ore concentrate with a temperature of 950 ° C is immersed in a container with an aqueous solution of mineral acid to a great depth, due to the increased pressure in its lower layers, the temperature of this solution reaches 100 ° C or more. Boiling water in this solution will provide intensive mixing of hot particles of iron ore concentrate and maximally intensify the process of leaching phosphorus from iron ore concentrate, without requiring additional heat input for heating water, as well as water consumption for
з охлаждение и специального оборудования для раздельного охлаждения и выщелачивания. s cooling and special equipment for separate cooling and leaching.
Известных установок, предназначенных для реализации способа железорудного концентрата от фосфора, в котором совмещаются процессы охлаждения и выщелачивания обожженного железорудного концентрата, не выявлено. Known installations designed to implement the method of iron ore concentrate from phosphorus, in which the processes of cooling and leaching of roasted iron ore concentrate are combined, have not been identified.
Предложенная установка содержит обжиговую печь, аппарат для одновременного охлаждения и выщелачивания обожженного концентрата, выполненный с возможностью .непрерывной подачи в него водного раствора минеральной кислоты, устройство для непрерывной подачи обожженного концентрата в аппарат непосредственно при выгрузке из печи обжига, а также устройство для отделения выщелоченного концентрата от раствора и его выгрузки с последующей нейтрализацией раствора кислоты и промывкой от него концентрата, расположенное со стороны слива раствора. The proposed installation contains a roasting furnace, an apparatus for simultaneous cooling and leaching of the roasted concentrate, configured to . continuous supply of an aqueous solution of mineral acid to it, a device for continuous supply of the fired concentrate to the apparatus directly during unloading from the roasting furnace, as well as a device for separating the leached concentrate from the solution and unloading it, followed by neutralization of the acid solution and washing the concentrate from it, located on the side draining the solution.
Заявленный способ, осуществляемый в новой установке, обеспечивает подогрев раствора минеральной кислоты за счет физического тепла обожженного концентрата без дополнительных затрат на теплоту. Для охлаждения обожженного концентрата используют потенциал холодного раствора минеральной кислоты, исключая дополнительные затраты на дорогостоящую чистую воду, при этом охлаждение и выщелачивание концентрата осуществляют в одном аппарате. В этом же аппарате осуществляют нейтрализацию отработанного раствора минеральной кислоты щелочным раствором и промывку от него концентрата. Время выщелачивания сокращается за счет использования тепла высоконагретых частиц обожженного железорудного концентрата. Незначительное количество пара, образующегося при охлаждении обожженного концентрата, полностью конденсируется нейтрализующим щелочным раствором. За счет полной конденсации пара с остатками кислоты и сернистых соединений, исключаются выбросы сернистых соединений в атмосферу. Таким образом, заявленная группа изобретений позволяет значительно упростить схему удаления фосфора из железорудных концентратов, сводя оборудование к двум основным агрегатам, а именно к обжиговой печи и аппарату, в котором обожженный концентрат охлаждают и выщелачивают. В этом же аппарате предусмотрена нейтрализация отработанного раствора минеральной кислоты, промывка от него концентрата, конденсация загрязненного пара и выгрузка обезвоженного концентрата. Подсушивание обесфосфоренного концентрата за счет тепла дымовых газов, имеющих температуру 300 - 400°С, осуществляется в отдельной барабанной сушилке при необходимости. Заявленное решение позволяет от 2 до 5 раз ускорить скорость выщелачивания (5-10 минут), что снижает массу и габариты оборудования, не требует дорогостоящего оборудования для промывки, фильтрации, нейтрализации и очистки кислотных соединений. Технология позволяет использовать теплоту отходящих газов обжиговой печи для подсушки концентрата. Кроме того, очистка отходящих газов может быть организована за счет промывки в скруббере нейтрализующей водой. The claimed method, carried out in a new installation, provides heating of the mineral acid solution due to the physical heat of the fired concentrate without additional costs for heat. To cool the roasted concentrate, the potential of a cold mineral acid solution is used, eliminating the additional costs for expensive clean water, while cooling and leaching of the concentrate is carried out in one apparatus. In the same apparatus, the spent mineral acid solution is neutralized with an alkaline solution and the concentrate is washed from it. Leach time is shortened by using the heat of the highly heated particles of the roasted iron ore concentrate. A small amount of steam generated during cooling of the fired concentrate is completely condensed by a neutralizing alkaline solution. Due to the complete condensation of steam with residues of acid and sulfur compounds, emissions of sulfur compounds into the atmosphere are excluded. Thus, the claimed group of inventions makes it possible to significantly simplify the scheme for removing phosphorus from iron ore concentrates, reducing the equipment to two main units, namely a roasting furnace and an apparatus in which the fired concentrate is cooled and leached. The same apparatus provides for the neutralization of the spent mineral acid solution, washing the concentrate from it, condensing the contaminated steam and unloading the dehydrated concentrate. Drying of the de-phosphorized concentrate due to the heat of flue gases with a temperature of 300 - 400 ° C is carried out in a separate drum dryer, if necessary. The claimed solution allows to accelerate the leaching rate from 2 to 5 times (5-10 minutes), which reduces the weight and dimensions of the equipment, does not require expensive equipment for washing, filtration, neutralization and purification of acid compounds. The technology makes it possible to use the heat of the exhaust gases of the roasting furnace for drying the concentrate. In addition, flue gas cleaning can be organized by flushing with neutralizing water in a scrubber.
Краткое описание чертежей Brief Description of Drawings
На фиг.1 изображена установка для очистки железорудного концентрата от фосфора; на фиг.2 - устройство для отделения концентрата от раствора кислоты и его выгрузки, вид сбоку; на фиг.З - фрагмент устройства для отделения концентрата от раствора кислоты и его выгрузки. Figure 1 shows an installation for the purification of iron ore concentrate from phosphorus; figure 2 - a device for separating the concentrate from the acid solution and its unloading, side view; in Fig.Z - a fragment of the device for separating the concentrate from the acid solution and its unloading.
Осуществление изобретения Implementation of the invention
Установка содержит обжиговую печь 1 с загрузочной головкой 2, питатель - дозатор 3 с загрузочной воронкой 4, соединенной с ленточным конвейером подачи железорудного концентрата 5. Загрузочная головка 2 снабжена газоотводящим патрубком 6 и дымососом 7. Со стороны разгрузки печь 1 имеет разгрузочную головку 8, горелку 9, лоток 10 выгрузки обожженного концентрата, соединенный с барабаном 11 для охлаждения и выщелачивания обожженного концентрата водным раствором минеральной кислоты, внутри которого смонтирована как минимум одна спираль Архимеда 12. Барабан 11 снабжен системой 13 подачи водного раствора минеральной кислоты. Со стороны выгрузки барабан 11 снабжен устройством 14 для отделения концентрата от раствора минеральной кислоты и его выгрузки. Устройство 14 выполнено в виде периферийных лифтовых ковшей с возможностью выгрузки концентрата в лоток 15, соединенный с сушилкой 16 выщелоченного концентрата, выполненной в виде вращающегося барабана с возможностью подачи в него отделенного от отработанного раствора концентрата и дымовых газов от обжиговой печи (далее барабанная сушилка). Кроме того барабан 11 со стороны выгрузки соединен с вертикальным скруббером 17, который имеет вверху патрубок 18 для отвода газов, соединенный с вентилятором 19, а также систему подачи щелочного раствора 20, а внизу - отстойник 21 с устройством 22 выгрузки твердого осадка мелкого концентрата в приемник 23. В скруббер 17 и барабан 11 перед выгрузкой концентрата и сливом отработанного раствора минеральной кислоты подается щелочной раствор из системы 20 для нейтрализации пара и отработанного кислотного раствора соответственно. The installation contains a kiln 1 with a loading head 2, a feeder - dispenser 3 with a loading funnel 4 connected to a belt conveyor for feeding iron ore concentrate 5. Loading head 2 is equipped with a gas outlet 6 and a smoke exhauster 7. On the unloading side, furnace 1 has an unloading head 8, a burner 9, tray 10 unloading fired concentrate connected to the drum 11 for cooling and leaching the fired concentrate with an aqueous solution of mineral acid, inside which is mounted at least one spiral of Archimedes 12. The drum 11 is equipped with a system 13 for feeding an aqueous solution of mineral acid. From the discharge side, the drum 11 is equipped with a device 14 for separating the concentrate from the mineral acid solution and unloading it. The device 14 is made in the form of peripheral elevator buckets with the possibility of unloading the concentrate into the tray 15 connected to the dryer 16 of the leached concentrate, made in the form of a rotating drum with the possibility of feeding into it the concentrate and flue gases separated from the spent solution from the roasting furnace (hereinafter referred to as the drum dryer). In addition, the drum 11 from the unloading side is connected to a vertical scrubber 17, which has at the top a branch pipe 18 for exhausting gases connected to a fan 19, as well as an alkaline solution supply system 20, and at the bottom - a settler 21 with a device 22 for discharging solid sediment of fine concentrate into a receiver 23. An alkaline solution is supplied to the scrubber 17 and drum 11 before unloading the concentrate and draining the spent mineral acid solution from the system 20 to neutralize the steam and the spent acid solution, respectively.
Барабанная сушилка 16 снабжена разгрузочной головкой 24, вентилятором 25 подачи горячих дымовых газов, бункером разгрузки 26, питателем готового концентрата 27, конвейером 28 для передачи концентрата на склад (в схеме не указан). Труба 29 служит для отвода отработанных газов в атмосферу. The drum dryer 16 is equipped with an unloading head 24, a fan 25 for supplying hot flue gases, an unloading hopper 26, a finished concentrate feeder 27, a conveyor 28 for transferring the concentrate to a warehouse (not indicated in the diagram). Pipe 29 serves to remove exhaust gases into the atmosphere.
Очистку железорудного концентрата от фосфора в заявленной установке осуществляют следующим образом. Purification of iron ore concentrate from phosphorus in the claimed installation is carried out as follows.
Обжиг железорудного концентрата производится во вращающейся печи 1, куда поступает через загрузочную головку 2, снабженной в нижней части сборником просыпи. Концентрат загружается дозатором 3 из The roasting of iron ore concentrate is carried out in a rotary kiln 1, where it is fed through a loading head 2, equipped with a spill collector in the lower part. The concentrate is loaded with a dispenser 3 of
б загрузочной воронки 4, куда подается ленточным конвейером 5. Отработанные дымовые газы из обжиговой печи 1 попадают в загрузочную головку 2 и через патрубок 6 отсасывается вентилятором 7 в дымовую трубу или в сушилку 16 вентилятором 25, после чего газы поступают в скруббер 17 и, промываясь щелочной водой из системы 20, отсасываются через патрубок 18 вентилятором 19 в дымовую трубу 29. С противоположной стороны барабана 11 с помощью горелки 9 в печь 1 подается теплоноситель обжига концентрата. Походя сквозь вращающуюся печь 1, концентрат подсушивается, подогревается до температуры обжига и выдерживается при постоянной температуре заданное количество времени. После этого по наклонному лотку 10 концентрат поступает во вращающийся барабан 11 для выщелачивания, куда одновременно из системы 13 подается водный раствор минеральной кислоты для выщелачивания фосфора из концентрата. Этот раствор, смешиваясь с обожженным концентратом, охлаждает его и выщелачивает фосфор в процессе перемешивания и движения по каналу, образованному спиралью Архимеда 12. После спирали Архимеда 12 концентрат и раствор минеральной кислоты попадают в зону нейтрализации щелочным раствором, который подается из системы 20 с помощью брызгальной головки. Полученная в результате пульпа поступает в устройство 14, где в лифтовых ковшах с фильтрующими стенками, вращающихся вместе с барабаном 11, концентрат осаждается на дно каждого ковша и медленно поднимается по кругу вверх. В процессе этого движения при наклоне ковшей, жидкая фаза с поверхности сливается в барабан 11, а в верхней точке из перевернутого ковша концентрат выгружается в наклонный лоток 15, откуда по склизу попадает в барабанную сушилку 16, где осуществляются сушка обезвоженного концентрата отходящими газами, подаваемыми вентилятором 25 от обжиговой печи 1. Подсушенный концентрат из сушилки 16 через разгрузочную головку 24 поступает в промежуточный бункер 26, откуда питателем 27 разгружается на ленточный конвейер 28 для передачи готового продукта на склад. Отходящие газы из сушилки 16 поступают в скруббер 17, где в восходящем потоке промываются щелочной водой из системы 20, далее отсасываются через патрубок 18 вентилятором 19 и выбрасываются в атмосферу через дымовую трубу 29. Скруббер 17, находящийся между барабаном 11 сушилкой 16 обеспечивает промывку, охлаждение горячих дымовых газов и нейтрализацию отработанного кислого раствора, играя роль нейтрализатора и очистителя газов. В своей нижней части скруббер 17 обеспечивает сбор жидкой фазы и осаждение твердых частиц в бункере 21, откуда нейтрализованная жидкая фаза переливается в соответствующий отстойник, а твердая фаза в сгущенном виде удаляется устройством выгрузки 22 в приемник 23. b loading funnel 4, where it is fed by a belt conveyor 5. Exhaust flue gases from the roasting furnace 1 enter the loading head 2 and through the branch pipe 6 are sucked by the fan 7 into the chimney or into the dryer 16 by the fan 25, after which the gases enter the scrubber 17 and, washed with an alkaline water from the system 20, are sucked through the branch pipe 18 by the fan 19 into the chimney 29. From the opposite side of the drum 11, by means of the burner 9, the heat carrier for the concentrate roasting is supplied to the furnace 1. Passing through the rotary kiln 1, the concentrate is dried, heated to the firing temperature and kept at a constant temperature for a specified amount of time. After that, the concentrate enters the rotary drum 11 for leaching through the inclined tray 10, where simultaneously an aqueous solution of mineral acid is fed from the system 13 to leach phosphorus from the concentrate. This solution, mixing with the fired concentrate, cools it and leaches phosphorus during mixing and movement along the channel formed by the Archimedes spiral 12. After the Archimedes spiral 12, the concentrate and the mineral acid solution enter the neutralization zone with an alkaline solution, which is supplied from the system 20 using a spray heads. The resulting slurry enters the device 14, where in the elevator buckets with filter walls rotating with the drum 11, the concentrate settles to the bottom of each bucket and slowly rises in a circle. In the process of this movement, when the ladles are tilted, the liquid phase from the surface is discharged into the drum 11, and at the top point from the inverted ladle the concentrate is discharged into the inclined tray 15, from where it enters the drum dryer 16 through a slide, where the dewatered concentrate is dried with exhaust gases supplied by the fan 25 from the kiln 1. The dried concentrate from the dryer 16 through the unloading head 24 enters the intermediate hopper 26, from where it is unloaded by the feeder 27 onto the belt conveyor 28 to transfer the finished product to the warehouse. Exhaust gases from the dryer 16 enter the scrubber 17, where they are washed with alkaline water from the system 20 in an upward flow, then they are sucked out through the nozzle 18 by the fan 19 and discharged into the atmosphere through the chimney 29. The scrubber 17, located between the drum 11 of the dryer 16, provides washing, cooling hot flue gases and neutralization of the acid waste solution, acting as a neutralizer and gas purifier. In its lower part, the scrubber 17 collects the liquid phase and settles the solid particles in the hopper 21, from where the neutralized liquid phase is poured into the corresponding settler, and the solid phase in a thickened form is removed by the unloading device 22 into the receiver 23.
Заявленный способ очистки железорудного концентрата от фосфора проверен в лабораторных условиях. Обжиг концентрата с содержанием фосфора до 0, 7-0, 9 % производили в стационарном слое в муфельной печи при заданной температуре. Перед обжигом материал предварительно высушивали в сушильном шкафу до полного удаления внешней (адсорбционной) влаги при 105 °С. Опытным путем устанавливали величину потерь массы при прокаливании (ПМПП, %) в исследуемом концентрате. Чтобы получить заданную массу пробы после обжига и перейти к процессу выщелачивания, выполняли пересчет загружаемой в печь навески с учетом ПМПП. The claimed method for purifying iron ore concentrate from phosphorus has been tested in laboratory conditions. Roasting of the concentrate with phosphorus content up to 0.7-0.9% was carried out in a stationary layer in a muffle furnace at a given temperature. Before firing, the material was preliminarily dried in a drying oven until the external (adsorption) moisture was completely removed at 105 ° C. Empirically, the value of weight loss on ignition (PMPP,%) in the test concentrate was established. To obtain a given mass of the sample after firing and proceed to the leaching process, we recalculated the sample loaded into the furnace taking into account the PMPP.
Для проведения обжига брали навеску высушенного концентрата, помещали в цилиндрический стакан из жаростойкой стали, в центр слоя закладывали термопару. Стакан с материалом загружали в предварительно разогретую печь и после достижения заданной температуры по термопаре в слое производили выдержку в течение 60 минут. После обжига стакан металлическими щипцами вынимали из рабочего пространства муфельной печи. Обожженный концентрат массой 350 г в горячем виде ссыпали в керамический стакан с приготовленным водным раствором серной кислоты комнатной температуры и массой 700 г. Такой раствор состоит из 35 г серной кислоты химически чистой и 665 г дистиллированной воды, а массовая концентрация серной кислоты в водном растворе равна 5 %. Соотношение твердой фазы к жидкой в пульпе составляет Т:Ж=1:2. For firing, a sample of the dried concentrate was taken, placed in a cylindrical glass made of heat-resistant steel, and a thermocouple was placed in the center of the layer. The glass with the material was loaded into a preheated furnace, and after reaching a predetermined temperature by a thermocouple in the layer, the exposure was carried out for 60 minutes. After firing, the glass was removed with metal tongs from the working space of the muffle furnace. The fired concentrate weighing 350 g was poured hot into a ceramic beaker with a prepared aqueous solution of sulfuric acid room temperature and weighing 700 g. Such a solution consists of 35 g of chemically pure sulfuric acid and 665 g of distilled water, and the mass concentration of sulfuric acid in an aqueous solution is 5%. The ratio of solid to liquid in the pulp is S: W = 1: 2.
Как только концентрат был полностью выгружен в раствор, в пульпу помещали импеллер верхнеприводной мешалки и при скорости вращения вала 250 об/мин производили активное перемешивание. Выщелачивание выполняли в течение заданного времени от момента полной выгрузки горячего концентрата в водный раствор серной кислоты. Once the concentrate was completely discharged into the solution, an overhead stirrer impeller was placed in the slurry and active stirring was performed at a shaft rotation speed of 250 rpm. Leaching was carried out for a specified time from the moment of complete discharge of the hot concentrate into an aqueous solution of sulfuric acid.
Отбор проб выщелоченного концентрата производили небольшими порциями массой около 30 г через заданный промежуток времени, выполняли промывку концентрата дистиллированной водой, сушили пробу в сушильном шкафу и анализировали полученный продукт на содержание общего железа и остатков примесей фосфора. The leached concentrate was sampled in small portions weighing about 30 g at a given time, the concentrate was washed with distilled water, the sample was dried in an oven, and the resulting product was analyzed for the content of total iron and residual phosphorus impurities.
Полученные результаты очистки железорудного концентрата от примесей фосфора приведены в таблице. The results of purification of iron ore concentrate from phosphorus impurities are shown in the table.
Таблица Table
Figure imgf000011_0001
Как видно из таблицы, в течение времени выщелачивания до 5 минут достигается остаточное содержание фосфора до 0,20 %, в течение до 10 минут - до 0,13 % и в течение до 15 минут - до 0,12 %, в то время как при выщелачивании охлажденного в отдельном холодильнике (по прототипу) концентрат выщелачивается до остаточного содержания фосфора до 0,12 % в течение 30 минут, а до 0,15 % - в течение 60 минут.
Figure imgf000011_0001
As can be seen from the table, within a leaching time of up to 5 minutes, a residual phosphorus content of up to 0.20% is achieved, within up to 10 minutes - up to 0.13%, and within up to 15 minutes - up to 0.12%, while when leaching cooled in a separate refrigerator (according to the prototype), the concentrate is leached to a residual phosphorus content of up to 0.12% within 30 minutes, and up to 0.15% within 60 minutes.
Таким образом, достигается эффективность выщелачивания горячего концентрата с температурой до 950°С и выше более, чем в шесть раз. Кроме того, исключается необходимость в отдельном охладителе, появляется возможность одновременной нейтрализации пульпы прямо в аппарате выщелачивания, так же как и разделении жидкой и твердой фазы путем кратковременного отстаивания в лифтовых ковшах, совмещенных с аппаратом выщелачивания. Появляется возможность использования теплоты дымовых газов для подсушки концентрата, исключая вакуум фильтры, используемые в технологии по прототипу. Также использование скруббера для нейтрализации паров и воды позволяет осуществить промывку (очистку) дымовых газов, используемых в сушильном барабане, что позволяет отказаться от применения специальной системы очистки в виде рукавных фильтров или электрофильтров в технологии по прототипу. Thus, the leaching efficiency of hot concentrate with a temperature of up to 950 ° C and higher is achieved more than six times. In addition, the need for a separate cooler is eliminated, and it becomes possible to simultaneously neutralize the slurry directly in the leaching apparatus, as well as to separate the liquid and solid phases by short-term settling in lift ladles combined with the leaching apparatus. It becomes possible to use the heat of flue gases for drying the concentrate, excluding the vacuum filters used in the prototype technology. Also, the use of a scrubber for neutralizing vapors and water allows for flushing (cleaning) of flue gases used in the drying drum, which makes it possible to abandon the use of a special cleaning system in the form of bag filters or electrostatic precipitators in the prototype technology.
Использование горячего выщелачивания обожженных сыпучих материалов в известных технологиях не обнаружено. The use of hot leaching of fired bulk materials has not been found in the known technologies.

Claims

Формула изобретения Claim
1. Способ очистки железорудного концентрата от фосфора, включающий окислительный обжиг в печи при температуре 800-1000°С, охлаждение обожженного концентрата, выщелачивание фосфора из концентрата водным раствором минеральной кислоты, отделение выщелоченного концентрата из раствора, отличающийся тем, что обожженный железорудный концентрат охлаждают и выщелачивают водным раствором минеральной кислоты. 1. A method for purifying iron ore concentrate from phosphorus, including oxidative roasting in a furnace at a temperature of 800-1000 ° C, cooling the roasted concentrate, leaching phosphorus from the concentrate with an aqueous solution of mineral acid, separating the leached concentrate from the solution, characterized in that the roasted iron ore concentrate is cooled and leached with an aqueous solution of mineral acid.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что одновременное охлаждение и выщелачивание концентрата осуществляют во вращающемся барабане. 2. The method according to claim 1, characterized in that the simultaneous cooling and leaching of the concentrate is carried out in a rotating drum.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что выщелачивание фосфора осуществляют в водном растворе минеральной кислоты, имеющем температуру до 100°С. 3. The method according to claim 1, characterized in that the leaching of phosphorus is carried out in an aqueous solution of mineral acid having a temperature of up to 100 ° C.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для достижения остаточного фосфора до 0,2 %, выщелачивание ведут до 5 минут. 4. The method according to claim 1, characterized in that to achieve residual phosphorus up to 0.2%, leaching is carried out for up to 5 minutes.
5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для достижения остаточного фосфора до 0, 13 %, выщелачивание ведут до 10 минут. 5. The method according to claim 1, characterized in that in order to achieve residual phosphorus up to 0.13%, the leaching is carried out for up to 10 minutes.
6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для достижения остаточного фосфора до 0,12 %, выщелачивание ведут до 15 минут. 6. The method according to claim 1, characterized in that to achieve the residual phosphorus up to 0.12%, the leaching is carried out for up to 15 minutes.
7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что после завершения процесса выщелачивания, отработанный водный раствор минеральной кислоты подвергают нейтрализации щелочным раствором. 7. The method according to claim 1, characterized in that after completion of the leaching process, the spent aqueous mineral acid solution is subjected to neutralization with an alkaline solution.
8. Способ по п. 1,7, отличающийся тем, что выщелоченный концентрат отделяют от водного раствора минеральной кислоты после его нейтрализации щелочным раствором. 8. The method according to claim 1.7, characterized in that the leached concentrate is separated from the aqueous mineral acid solution after it has been neutralized with an alkaline solution.
9. Способ по п. 1,7,8, отличающийся тем, что выщелоченный концентрат подсушивают за счет отходящих газов печи обжига. 9. The method according to claim 1, 7, 8, characterized in that the leached concentrate is dried by off-gases from the roasting furnace.
11 eleven
ЗАМЕНЯЮЩИЙ ЛИСТ (ПРАВИЛО 26) SUBSTITUTE SHEET (RULE 26)
10. Способ по п. 1 , отличающийся тем, что пар, образованный в процессе охлаждения и выщелачивания обожженного концентрата, подвергают конденсации. 10. A method according to claim 1, characterized in that the steam generated during the cooling and leaching of the roasted concentrate is subjected to condensation.
1 1. Способ по п.п. 1,10, отличающийся тем, что пар, образованный в процессе охлаждения и выщелачивания обожженного концентрата, подвергают конденсации путем орошения мелкими брызгами подщелоченной холодной воды. 1 1. The method according to PP. 1,10, characterized in that the steam generated during the cooling and leaching of the roasted concentrate is subjected to condensation by sprinkling with fine spray of alkalized cold water.
12. Установка для очистки железорудного концентрата от фосфора, содержащая обжиговую печь, аппарат для одновременного охлаждения и выщелачивания обожженного концентрата, выполненный с возможностью непрерывной подачи в него водного раствора минеральной кислоты, устройство для непрерывной подачи обожженного концентрата в аппарат непосредственно при выгрузке из печи обжига, а также устройство для отделения выщелоченного концентрата от раствора и его выгрузки с последующей нейтрализацией раствора кислоты и промывкой от него концентрата, расположенное со стороны слива раствора. 12. Installation for purification of iron ore concentrate from phosphorus, containing a roasting furnace, an apparatus for simultaneous cooling and leaching of the roasted concentrate, made with the possibility of continuous supply of an aqueous solution of mineral acid to it, a device for continuous supply of the roasted concentrate to the apparatus directly when unloading from the roasting furnace, and also a device for separating the leached concentrate from the solution and unloading it, followed by neutralizing the acid solution and washing the concentrate from it, located on the side of the solution discharge.
13. Установка по п.12, отличающаяся тем, что аппарат для одновременного охлаждения и выщелачивания обожженного концентрата выполнен в виде вращающегося барабана. 13. Installation according to claim 12, characterized in that the apparatus for simultaneous cooling and leaching of the roasted concentrate is made in the form of a rotating drum.
14. Установка по п.п.12, 13, отличающаяся тем, что аппарат для одновременного охлаждения и выщелачивания обожженного концентрата выполнен в виде вращающегося барабана, внутри которого смонтирована, как минимум одна спираль Архимеда. 14. Installation according to claims 12, 13, characterized in that the apparatus for simultaneous cooling and leaching of the roasted concentrate is made in the form of a rotating drum, inside which is mounted at least one Archimedes spiral.
15. Установка по п.п.12, 13, отличающаяся тем, что устройство для отделения и выгрузки выщелоченного концентрата снабжено лифтовыми ковшами, расположенными по внутреннему периметру в конце барабана и наклонным лотком, расположенном под точкой выгрузки концентрата.. 15. Installation according to claims 12, 13, characterized in that the device for separating and unloading the leached concentrate is equipped with elevator buckets located along the inner perimeter at the end of the drum and an inclined chute located under the concentrate unloading point.
16. Установка по п.12, 13, 15, отличающаяся тем, что устройство для отделения и выгрузки выщелоченного концентрата выполнено в виде кольцевых лифтовых ковшей с фильтрующими стенками. 16. Installation according to claim 12, 13, 15, characterized in that the device for separating and unloading the leached concentrate is made in the form of annular lift ladles with filter walls.
12 12
ЗАМЕНЯЮЩИЙ ЛИСТ (ПРАВИЛО 26) SUBSTITUTE SHEET (RULE 26)
17. Установка по п.п.12,13, отличающаяся тем, что барабан для одновременного охлаждения и выщелачивания обожженного концентрата со стороны выгрузки соединен с вертикальным скруббером, снабженным вверху патрубком для отвода газов, а внизу - отстойником, имеющим устройство выгрузки твердого осадка мелкого концентрата. 17. Installation according to clauses 12,13, characterized in that the drum for simultaneous cooling and leaching of the roasted concentrate from the unloading side is connected to a vertical scrubber equipped at the top with a branch pipe for exhausting gases, and at the bottom with a settling tank with a device for unloading fine solid sediment concentrate.
18. Установка по п.12, отличающаяся тем, что она снабжена сушилкой выщелоченного концентрата, выполненной в виде вращающегося барабана с возможностью подачи в него отделенного от отработанного раствора концентрата и дымовых газов от обжиговой печи. 18. Installation according to claim 12, characterized in that it is equipped with a leached concentrate dryer made in the form of a rotating drum with the possibility of supplying to it concentrate separated from the spent solution and flue gases from the roasting furnace.
19. Установка по п.12, отличающаяся тем, что она снабжена трубопроводом подачи щелочного раствора в охлаждающий и выщелачивающий барабан перед устройством отделения и выгрузки выщелоченного концентрата. 19. Installation according to claim 12, characterized in that it is provided with a pipeline for feeding the alkaline solution to the cooling and leaching drum before the device for separating and discharging the leached concentrate.
13 13
ЗАМЕНЯЮЩИЙ ЛИСТ (ПРАВИЛО 26) SUBSTITUTE SHEET (RULE 26)
PCT/RU2019/000407 2019-06-07 2019-06-07 Method of removing phosphorus from iron ore concentrates and a plant for carrying out said method WO2020246907A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2019/000407 WO2020246907A1 (en) 2019-06-07 2019-06-07 Method of removing phosphorus from iron ore concentrates and a plant for carrying out said method

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2019/000407 WO2020246907A1 (en) 2019-06-07 2019-06-07 Method of removing phosphorus from iron ore concentrates and a plant for carrying out said method

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2020246907A1 true WO2020246907A1 (en) 2020-12-10

Family

ID=73653302

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2019/000407 WO2020246907A1 (en) 2019-06-07 2019-06-07 Method of removing phosphorus from iron ore concentrates and a plant for carrying out said method

Country Status (1)

Country Link
WO (1) WO2020246907A1 (en)

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
KZ15838B (en) * 2003-04-16 2009-07-15
RU2449031C2 (en) * 2011-03-17 2012-04-27 Владимир Иванович Лунев Method for obtaining dephosphorised concentrate of oolitic iron ores
WO2017081646A1 (en) * 2015-11-13 2017-05-18 Danieli & C. Officine Meccaniche S.P.A. Method and apparatus for the dephosphorization of iron ore
CN108531719A (en) * 2018-05-03 2018-09-14 东北大学 A kind of high-phosphorus iron ore suspended state redox roasting-acidleach dephosphorization method

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
KZ15838B (en) * 2003-04-16 2009-07-15
RU2449031C2 (en) * 2011-03-17 2012-04-27 Владимир Иванович Лунев Method for obtaining dephosphorised concentrate of oolitic iron ores
WO2017081646A1 (en) * 2015-11-13 2017-05-18 Danieli & C. Officine Meccaniche S.P.A. Method and apparatus for the dephosphorization of iron ore
CN108531719A (en) * 2018-05-03 2018-09-14 东北大学 A kind of high-phosphorus iron ore suspended state redox roasting-acidleach dephosphorization method

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4091826A (en) Method for degreasing rolling mill scale
EA010496B1 (en) Method and furnace for treating anode slime containing valuable metals and selenium
JP3339638B2 (en) Method and apparatus for removing lead and zinc from casting dust
US3887388A (en) Cement manufacture
WO2020246907A1 (en) Method of removing phosphorus from iron ore concentrates and a plant for carrying out said method
JP5994678B2 (en) Method for producing zinc oxide ore
US4582521A (en) Melting furnace and method of use
US3982886A (en) Cement manufacture
CN116802330A (en) Zinc recovery method
US3288450A (en) Method of and apparatus for recovering substances with a high alkali percentage fromthe flue gases of cement kilns
RU2486135C1 (en) Method of processing nonferrous metallurgy wastes containing arsenic and sulphur
RU2350669C2 (en) Method of mercury-antimonial concentrates reprocessing
RU2534682C1 (en) Method for obtaining molten mineral components for portland-slag cement (versions)
RU2398899C1 (en) Method of extraxtion of rhenium and/or platinum from deactivated catalysts with aluminium-oxided carrier
SU1182088A1 (en) Method of roasting dust from reprocessing mercury raw material and installation for roasting dust
WO2003031334A2 (en) Assemblies and methods for processing zing-bearing materials
CN105087942B (en) A kind of industrial solid castoff processing method and system
SU996497A1 (en) Roasting apparatus for processing mercury raw material
RU2217510C2 (en) Method of processing metalliferrous waste and device for processing the waste
RU20512U1 (en) DEVICE FOR THE PROCESSING OF METAL-CONTAINING WASTE
RU2805834C1 (en) Method for increasing gold extraction from carbon raw materials after autoclave processing using roasting autoclave residue
RU2269580C2 (en) Method of reprocessing of zinc-containing waste products of metallurgical production
RU2103385C1 (en) Method of drying rolling production sludges in heating furnace (versions)
RU2022040C1 (en) Processing line of gold-silver ore gravity concentration products
RU1837148C (en) Device for preliminary treatment of metal scrap

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: 19931647

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

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 1205A DATED 08/04/2022)

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 19931647

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1