[go: up one dir, main page]

RU2489494C1 - Metal coating method of magnesium-containing carbonate iron-ore materials - Google Patents

Metal coating method of magnesium-containing carbonate iron-ore materials Download PDF

Info

Publication number
RU2489494C1
RU2489494C1 RU2011149518/02A RU2011149518A RU2489494C1 RU 2489494 C1 RU2489494 C1 RU 2489494C1 RU 2011149518/02 A RU2011149518/02 A RU 2011149518/02A RU 2011149518 A RU2011149518 A RU 2011149518A RU 2489494 C1 RU2489494 C1 RU 2489494C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
ore
magnetic separation
magnesium
grinding
crushed
Prior art date
Application number
RU2011149518/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2011149518A (en
Inventor
Александр Семенович Вусихис
Олег Юрьевич Шешуков
Леопольд Игоревич Леонтьев
Original Assignee
УЧРЕЖДЕНИЕ РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК ИНСТИТУТ МЕТАЛЛУРГИИ УРАЛЬСКОГО ОТДЕЛЕНИЯ РАН (ИМЕТ УрО РАН)
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 УЧРЕЖДЕНИЕ РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК ИНСТИТУТ МЕТАЛЛУРГИИ УРАЛЬСКОГО ОТДЕЛЕНИЯ РАН (ИМЕТ УрО РАН) filed Critical УЧРЕЖДЕНИЕ РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК ИНСТИТУТ МЕТАЛЛУРГИИ УРАЛЬСКОГО ОТДЕЛЕНИЯ РАН (ИМЕТ УрО РАН)
Priority to RU2011149518/02A priority Critical patent/RU2489494C1/en
Publication of RU2011149518A publication Critical patent/RU2011149518A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2489494C1 publication Critical patent/RU2489494C1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Hard Magnetic Materials (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: in metal coating method of magnesium-containing carbonate iron-ore materials, which involves oxidising roasting in a shaft furnace, reduction together with a reducing agent a desulphurising agent, cooling, grinding and magnetic separation, according to the invention, original ore with particle size of 10-60 mm is first subject to gravity concentration; oxidising roasting is performed at the temperature of 1100-1200°C; after that, roasted ore in hot form is charged directly to the rotating furnace and reduced, and reduced ore is crushed with further extraction of metal coated product. When ore is crushed to fineness of (-5 mm), dry magnetic separation is performed, and when ore is crushed to fineness of (-0.1 mm), wet magnetic separation is performed. Hot gas is supplied from the rotating furnace to the shaft furnace for oxidising roasting for utilisation of its physical and chemical heat.
EFFECT: reduction of power and material costs for the process.
4 cl, 1 tbl

Description

Изобретение относится к черной металлургии, к процессам прямого получения железа во вращающихся печах.The invention relates to ferrous metallurgy, to processes for the direct production of iron in rotary kilns.

Отсутствие эффективной технологии обогащения и подготовки к плавке бедных труднообогатимых магнийсодержащих железных руд с получением материала, богатого железом, с низким содержанием магнезии и вредных примесей препятствует их широкому использованию. Основная порода сидеритов - изоморфная смесь карбонатов железа, магния, марганца. Минеральные включения представлены кремнийсодержащими сланцами, алюмосиликатами, сульфатами, карбонатами. Содержащийся в сидерите оксид магния химически связан с железом, поэтому при обычном обогащении почти целиком переходит в концентрат. Единственный реализованный в настоящее время способ переработки бакальских сидеритов - доменная плавка. Поэтому пирометаллургическое обогащение таких руд с получением губчатого железа или крицы для доменных печей и сталеплавильных агрегатов является актуальной проблемой.The lack of an effective technology for beneficiation and preparation for smelting of poor refractory magnesium-containing iron ores to produce iron-rich material with a low content of magnesia and harmful impurities prevents their widespread use. The main siderite rock is an isomorphic mixture of carbonates of iron, magnesium, manganese. Mineral inclusions are represented by silicon-containing shales, aluminosilicates, sulfates, carbonates. Magnesium oxide contained in siderite is chemically bound to iron; therefore, during normal enrichment, it is almost entirely converted into concentrate. The only currently implemented method for processing Bakal siderite is blast-furnace smelting. Therefore, the pyrometallurgical enrichment of such ores to produce sponge iron or crust for blast furnaces and steelmaking units is an urgent problem.

Наиболее распространенным процессом получения металлизованных концентратов из труднообогатимых руд является кричный процесс (Савельев Г.П. Производство крицы. - М.: Металлургия, 1972. 272 с.).The most common process for producing metallized concentrates from refractory ores is a critical process (Savelyev G.P. Production of crits. - M .: Metallurgy, 1972. 272 p.).

Производство крицы осуществляется во вращающихся печах при температурах 1250-1350°С. В зоне крицеобразования пустая порода частично расплавляется и образуется вязкий тестообразный шлак, в котором находятся частицы железа, укрупняющиеся при вращении печи. Выходящий из печи полупродукт охлаждается водой, измельчается и подвергается магнитной сепарации. Кричный металл представляет образования крупностью до 10 мм округлой формы с включениями шлака и содержит 80-90% Fe, ~1% С, значительное количество серы и фосфора, вносимых, главным образом, твердым восстановителем.Kriza production is carried out in rotary kilns at temperatures of 1250-1350 ° C. In the cryogenic zone, the gangue is partially melted and a viscous dough-like slag is formed, in which there are iron particles, coarsening during rotation of the furnace. The semi-product exiting the furnace is cooled by water, crushed and subjected to magnetic separation. Critical metal is rounded up to 10 mm in size with inclusions of slag and contains 80-90% Fe, ~ 1% C, a significant amount of sulfur and phosphorus, introduced mainly by a solid reducing agent.

Недостатками кричного процесса являются большой расход тепла, низкая производительность и загрязнение металла вредными примесями.The disadvantages of the critical process are high heat consumption, low productivity and metal contamination with harmful impurities.

При переработке сидеритов данный процесс неприменим, так как требует наличия вязкого "длинного" шлака (100-200 Па·с), обычно соответствующего составу: 50-60% SiO2; 10-20% Al2O3; 15-25% (CaO+MgO), а пустая порода сидеритов, наполовину состоящая из MgO, имеет высокую температуру плавления, вследствие чего при характерной температуре кричного процесса она будет находиться в твердом состоянии.When processing siderite, this process is not applicable, since it requires the presence of a viscous "long" slag (100-200 Pa · s), usually corresponding to the composition: 50-60% SiO 2 ; 10-20% Al 2 O 3 ; 15-25% (CaO + MgO), and the siderite rock, half consisting of MgO, has a high melting point, as a result of which it will be in the solid state at the characteristic temperature of the critical process.

Известен способ прямого получения железа путем его восстановления во вращающейся печи твердым углеродом, при котором металл и шлак находятся в твердом состоянии (Князев В.Ф., Гиммельфарб А.И., Неменов A.M. Бескоксовая металлургия железа. - М.: Металлургия, 1972. 272 с.). Процесс ведут при температуре около 1000°С.A known method for the direct production of iron by its reduction in a rotary kiln with solid carbon, in which the metal and slag are in a solid state (Knyazev V.F., Gimmelfarb A.I., Nemenov AM, Cox-free metallurgy of iron. - M .: Metallurgy, 1972. 272 p.). The process is carried out at a temperature of about 1000 ° C.

Основным недостатком данного метода при использовании его для восстановления сидеритов является низкая производительность. В процессе обжига при температуре 700-800°С куски обжигаемой руды теряют прочность и разрушаются, что приводит к большому пылевыносу. Получаемый восстановленный продукт содержит железо в мелкодисперсном состоянии, вследствие чего отделить его от пустой породы затруднительно. Для хорошей раскрываемости зерна материал необходимо подвергать тонкому измельчению, но при этом частички металла куются в чешуйки. Кроме того, данная технология требует сложной многоступенчатой мокрой магнитной сепарации.The main disadvantage of this method when using it to restore siderite is low productivity. In the process of firing at a temperature of 700-800 ° C, pieces of fired ore lose their strength and are destroyed, which leads to a large dust removal. The resulting reduced product contains iron in a finely divided state, which makes it difficult to separate it from gangue. For good grain opening, the material must be subjected to fine grinding, but at the same time metal particles are forged into flakes. In addition, this technology requires complex multi-stage wet magnetic separation.

Задачей предлагаемого технического решения является повышение технико-экономических показателей процесса пирометаллургического богащения магнийсодержащих железных руд (сидеритов) с получением высокометаллизованного концентрата, пригодного для применения в сталеплавильном производстве.The objective of the proposed technical solution is to increase the technical and economic indicators of the process of pyrometallurgical enrichment of magnesium-containing iron ores (siderite) to obtain a highly metallized concentrate suitable for use in steelmaking.

Техническим результатом предлагаемого технического решения является снижение энергетических и материальных затрат на подготовку материала и на процесс восстановления.The technical result of the proposed technical solution is to reduce the energy and material costs of preparing the material and the recovery process.

Указанный технический результат достигается тем, что в способе металлизации магнийсодержащих карбонатных железорудных материалов, включающем окислительный обжиг, восстановление совместно с восстановителем и десульфуратором, охлаждение, измельчение и магнитную сепарацию, согласно изобретению, исходную руду крупностью 10-60 мм предварительно подвергают гравитационному обогащению, окислительный обжиг проводят при температуре 1100-1200°С, после чего обожженную руду в горячем виде загружают непосредственно во вращающуюся печь и восстанавливают, а восстановленную руду измельчают с последующим выделением металлизованного продукта.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of metallization of magnesium-containing carbonate iron ore materials, including oxidative calcination, reduction together with a reducing agent and a desulfurizer, cooling, grinding and magnetic separation, according to the invention, the initial ore with a particle size of 10-60 mm is preliminarily subjected to gravity enrichment, oxidative calcination carried out at a temperature of 1100-1200 ° C, after which the calcined ore is hot loaded directly into a rotary kiln and restored they melt, and the reduced ore is ground, followed by isolation of the metallized product.

При этом при измельчении до крупности (-5 мм) проводят сухую магнитную сепарацию, а при измельчении до крупности (-0,1 мм) проводят мокрую магнитную сепарацию, а горячий газ из вращающейся печи подается в шахтную печь окислительного обжига для утилизации его физического и химического тепла.In this case, when grinding to a particle size (-5 mm), dry magnetic separation is carried out, and when grinding to a particle size (-0.1 mm), wet magnetic separation is carried out, and hot gas from a rotary kiln is fed into an oxidizing kiln for utilization of its physical and chemical heat.

Сидеритовую руду подвергают окислительному обжигу в шахтной печи. При крупности кусков менее 10 мм газопроницаемость слоя руды резко снижается, что отрицательно сказывается на ходе процесса. При крупности кусков более 60 мм для полной декарбонизации требуется длительное время, что снижает производительность.Siderite ore is subjected to oxidative roasting in a shaft furnace. When the size of the pieces is less than 10 mm, the gas permeability of the ore layer decreases sharply, which negatively affects the process. When the size of the pieces is more than 60 mm, it takes a long time for complete decarbonization, which reduces productivity.

Обжиг при температуре выше 1200°С приводит к оплавлению кусков, их спеканию. Кроме того, возможно настылеобразование в печи. При температуре менее 1100°С обжиг идет при низкой скорости декарбонизации, что отрицательно сказывается на производительности печи.Firing at temperatures above 1200 ° C leads to the melting of pieces, their sintering. In addition, layering in the oven is possible. At temperatures less than 1100 ° C, firing occurs at a low decarbonization rate, which negatively affects the productivity of the furnace.

Пример.Example.

20 килограммов исходной руды крупностью 10-60 мм подвергли обогащению в тяжелых средах (смесь FeSi:Fe3O4=70:30). Полученный концентрат обожгли при температуре 1150°С в муфельной печи в течение 4 часов.20 kilograms of the original ore with a grain size of 10-60 mm was subjected to enrichment in heavy media (a mixture of FeSi: Fe 3 O 4 = 70: 30). The resulting concentrate was calcined at a temperature of 1150 ° C in a muffle furnace for 4 hours.

После декарбонизирующего обжига концентрат восстановили в печи Таммана в смеси с коксиком крупностью менее 3 мм при условиях, характерных для вращающейся печи (нагрев со скоростью 10 град./мин до температуры 1350°С, изотермическая выдержка при этой температуре 3 часа, охлаждение с печью). После отделения восстановителя путем отсева на грохоте восстановленный концентрат разделили пополам, измельчали и подвергли магнитной сепарации (измельченный до крупности (-5 мм) сухой, до (-0,1 мм) - мокрой). Результаты переработки представлены в таблице.After decarbonizing roasting, the concentrate was recovered in a Tamman furnace mixed with coke powder with a grain size of less than 3 mm under conditions typical of a rotary kiln (heating at a speed of 10 deg./min to a temperature of 1350 ° C, isothermal holding at this temperature for 3 hours, cooling with a furnace) . After separating the reducing agent by screening, the recovered concentrate was halved, crushed and subjected to magnetic separation (crushed to a particle size (-5 mm) dry, to (-0.1 mm) wet). The processing results are presented in the table.

Применение предложенного способа металлизации магнийсодержащих карбонатных железорудных материалов за счет ведения процесса обжига в непрерывном режиме повысит удельную производительность вращающейся печи с 0,12 до 0,3 т/м3. Кроме того, за счет загрузки во вращающуюся печь обожженной руды в горячем виде непосредственно из печи обжига и подачи горячего газа из вращающейся печи в шахтную для утилизации его физического и химического тепла, уменьшаются тепловые затраты на получение металлизованного продукта с 3,5 до 3,0 Гкал/т.The application of the proposed method of metallization of magnesium-containing carbonate iron ore materials by conducting the firing process in a continuous mode will increase the specific productivity of the rotary kiln from 0.12 to 0.3 t / m 3 . In addition, by loading hot calcined ore directly from the kiln into the rotary kiln and supplying hot gas from the rotary kiln to the mine to utilize its physical and chemical heat, the heat cost of producing a metallized product is reduced from 3.5 to 3.0 Gcal / t

ТаблицаTable № п/пNo. p / p Вес, кгWeight, kg Выход, %Exit, % Извлечение, %Recovery% Feобщ., %Fe total % φ, %φ,% 1one Исходная рудаSource ore 20,020,0 100,0100.0 100,0100.0 29,529.5 0,00,0 22 Гравитационное обогащениеGravity enrichment КонцентратConcentrate 14,914.9 74,574.5 87,187.1 34,534.5 0,00,0 ХвостыTails 5,105.10 25,525.5 12,912.9 14,814.8 0,00,0 33 ОобжигBurning КонцентратConcentrate 10,7310.73 53,753.7 87,187.1 47,9147.91 0,00,0 4four ВосстановлениеRecovery КонцентратConcentrate 8,688.68 43,443,4 87,187.1 59,2359.23 91,591.5 55 Сухая магнитная сепарация (-5 мм)Dry magnetic separation (-5 mm) КонцентратConcentrate 3,383.38 33,933.9 84,584.5 73,9273.92 93,293.2 ХвостыTails 0,960.96 9,59.5 2,42,4 7,27.2 56,856.8 77 Мокрая магнитная сепарация (-0,1 мм)Wet magnetic separation (-0.1 mm) КонцентратConcentrate 2,972.97 29,829.8 85,885.8 85,185.1 95,895.8 ХвостыTails 1,361.36 13,613.6 1,31.3 2,82,8 28,328.3

Claims (4)

1. Способ металлизации магнийсодержащих карбонатных железорудных материалов, включающий окислительный обжиг в шахтной печи, восстановление совместно с восстановителем и десульфуратором, охлаждение, измельчение и магнитную сепарацию, отличающийся тем, что исходную руду крупностью 10-60 мм предварительно подвергают гравитационному обогащению, окислительный обжиг проводят при температуре 1100-1200°С, после чего обожженную руду в горячем виде загружают непосредственно во вращающуюся печь и восстанавливают, а восстановленную руду измельчают с последующим выделением металлизованного продукта.1. The method of metallization of magnesium-containing carbonate iron ore materials, including oxidative calcination in a shaft furnace, reduction together with a reducing agent and a desulfurizer, cooling, grinding and magnetic separation, characterized in that the initial ore with a particle size of 10-60 mm is preliminarily subjected to gravity concentration, oxidative calcination is carried out at at a temperature of 1100-1200 ° C, after which the calcined ore is hot loaded directly into a rotary kiln and restored, and the reduced ore is ground isolating the metallized product. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что при измельчении до крупности (-5 мм) проводят сухую магнитную сепарацию.2. The method according to claim 1, characterized in that when grinding to size (-5 mm), dry magnetic separation is carried out. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что при измельчении до крупности (-0,1 мм) проводят мокрую магнитную сепарацию.3. The method according to claim 1, characterized in that when grinding to size (-0.1 mm), wet magnetic separation is carried out. 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что горячий газ из вращающейся печи подают в шахтную печь окислительного обжига для утилизации его физического и химического тепла. 4. The method according to claim 1, characterized in that the hot gas from the rotary kiln is fed into the shaft oxidizing kiln to utilize its physical and chemical heat.
RU2011149518/02A 2011-12-05 2011-12-05 Metal coating method of magnesium-containing carbonate iron-ore materials RU2489494C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011149518/02A RU2489494C1 (en) 2011-12-05 2011-12-05 Metal coating method of magnesium-containing carbonate iron-ore materials

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011149518/02A RU2489494C1 (en) 2011-12-05 2011-12-05 Metal coating method of magnesium-containing carbonate iron-ore materials

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2011149518A RU2011149518A (en) 2013-06-10
RU2489494C1 true RU2489494C1 (en) 2013-08-10

Family

ID=48784575

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2011149518/02A RU2489494C1 (en) 2011-12-05 2011-12-05 Metal coating method of magnesium-containing carbonate iron-ore materials

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2489494C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2820696C1 (en) * 2023-09-22 2024-06-07 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of processing magnesium-containing carbonate iron-ore materials

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1315478A1 (en) * 1985-11-10 1987-06-07 Всесоюзный научно-исследовательский институт металлургической теплотехники Method for roasting sideritic ores and shaft furnace for effecting same
SU1733480A1 (en) * 1990-03-11 1992-05-15 Всесоюзный научно-исследовательский институт металлургической теплотехники Method of preparing change, based on limonite ores with siderite content 4-17% for roasting in stepped fluidized-bed furnace
CN101029344A (en) * 2007-04-17 2007-09-05 唐山奥特斯窑炉有限公司 Fast sponge-iron reduction
CN102212635A (en) * 2011-05-20 2011-10-12 唐山奥特斯科技有限公司 Process for producing granulated iron by directly reducing low-grade complex difficultly-processed ore

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1315478A1 (en) * 1985-11-10 1987-06-07 Всесоюзный научно-исследовательский институт металлургической теплотехники Method for roasting sideritic ores and shaft furnace for effecting same
SU1733480A1 (en) * 1990-03-11 1992-05-15 Всесоюзный научно-исследовательский институт металлургической теплотехники Method of preparing change, based on limonite ores with siderite content 4-17% for roasting in stepped fluidized-bed furnace
CN101029344A (en) * 2007-04-17 2007-09-05 唐山奥特斯窑炉有限公司 Fast sponge-iron reduction
CN102212635A (en) * 2011-05-20 2011-10-12 唐山奥特斯科技有限公司 Process for producing granulated iron by directly reducing low-grade complex difficultly-processed ore

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2820696C1 (en) * 2023-09-22 2024-06-07 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of processing magnesium-containing carbonate iron-ore materials

Also Published As

Publication number Publication date
RU2011149518A (en) 2013-06-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103468961B (en) A kind of airtight cupola furnace process Steel Plant are containing zinc, lead powder dirt processing method
US10072313B2 (en) Method for smelting nickel oxide ore
CN103667687B (en) The method that the anti-pelletizing high temperature reduction of process high-phosphor oolitic hematite shaft furnace coheres
CN102899434B (en) Method for synchronously extracting boron and iron in paigeite
CN102373329B (en) Method for gathering nickel and iron from laterite-nickel ores
EP3205732B1 (en) Method for smelting nickel oxide ore
CN101418389B (en) Method for directly reducing grain nickel iron in rotary kiln by using laterite nickle mine
RU2479648C1 (en) Red sludge pyrometallurgical processing method
CN117403057B (en) Treatment method of laterite nickel ore acid leaching slag and active material
CN102839278A (en) Method for extracting iron from iron mine tailings through strong magnetic, pre-concentration deep reduction
CN101418388B (en) Process for producing nickel iron in rotary kiln-blast furnace by using laterite nickle mine
WO2013011521A1 (en) A method for direct reduction of oxidized chromite ore fines composite agglomerates in a tunnel kiln using carbonaceous reductant for production of reduced chromite product/ agglomerates applicable in ferrochrome or charge chrome production.
CN102108438A (en) Method for producing pellets from laterite-nickel ore
CN115261540A (en) Method for recovering iron and tailings in red mud
CN104212931A (en) Method for producing metal iron powder by using deep reduction of rotary kiln
Wang et al. Innovative method for boron extraction from iron ore containing boron
CN115404339B (en) Method for developing and utilizing oolitic high-phosphorus iron ore
WO2009145348A1 (en) Method for manufacturing pig iron
CN105296747B (en) A kind of method of comprehensive utilization of low-grade complex Ferromanganese Ore
RU2489494C1 (en) Metal coating method of magnesium-containing carbonate iron-ore materials
CN103602773A (en) Method for comprehensive utilization of paigeite through direct reduction-electric furnace melting separation of rotary hearth furnace
JP The effect of additives and reductants on the strength of reduced iron ore pellet
KR20080112818A (en) How to recover valuable metals from steelmaking by-products
CN111850304B (en) A system and method for treating copper slag
JP5971482B2 (en) Agglomerate production method

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20181206