RU2626371C1 - Method of processing metallurgical production waste - Google Patents
Method of processing metallurgical production waste Download PDFInfo
- Publication number
- RU2626371C1 RU2626371C1 RU2016135884A RU2016135884A RU2626371C1 RU 2626371 C1 RU2626371 C1 RU 2626371C1 RU 2016135884 A RU2016135884 A RU 2016135884A RU 2016135884 A RU2016135884 A RU 2016135884A RU 2626371 C1 RU2626371 C1 RU 2626371C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- iron
- dust
- zinc
- slag
- content
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 23
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims description 17
- 239000002699 waste material Substances 0.000 title claims description 16
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 132
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 49
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 47
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 35
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 32
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 32
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 31
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 29
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 28
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 25
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 24
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims abstract description 24
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims abstract description 22
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 20
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims abstract description 17
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 16
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 12
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 30
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 6
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 6
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims description 5
- -1 mill scale Chemical compound 0.000 claims description 5
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 2
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 claims 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 abstract description 8
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 abstract description 5
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 4
- 239000000446 fuel Substances 0.000 abstract description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 238000009833 condensation Methods 0.000 abstract description 2
- 230000005494 condensation Effects 0.000 abstract description 2
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 238000003801 milling Methods 0.000 abstract 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 abstract 1
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 238000000859 sublimation Methods 0.000 abstract 1
- 230000008022 sublimation Effects 0.000 abstract 1
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 19
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 17
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 17
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 17
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 13
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 13
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 11
- 230000008569 process Effects 0.000 description 9
- 239000000047 product Substances 0.000 description 9
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 description 6
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 description 6
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 6
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 5
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 5
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 5
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 4
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 3
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000011230 binding agent Substances 0.000 description 3
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 3
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 3
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 3
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 3
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 description 3
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 2
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 2
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 2
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 2
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 2
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000003763 carbonization Methods 0.000 description 2
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 2
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 2
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 description 2
- 238000010405 reoxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001141 Ductile iron Inorganic materials 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 description 1
- RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N anthracen-1-ylmethanolate Chemical compound C1=CC=C2C=C3C(C[O-])=CC=CC3=CC2=C1 RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003830 anthracite Substances 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 239000000440 bentonite Substances 0.000 description 1
- 229910000278 bentonite Inorganic materials 0.000 description 1
- SVPXDRXYRYOSEX-UHFFFAOYSA-N bentoquatam Chemical compound O.O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O SVPXDRXYRYOSEX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 1
- 229910001567 cementite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011335 coal coke Substances 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 239000010459 dolomite Substances 0.000 description 1
- 229910000514 dolomite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000010410 dusting Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 1
- 150000004820 halides Chemical class 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 1
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003077 lignite Substances 0.000 description 1
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 1
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000005192 partition Methods 0.000 description 1
- JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N phencyclidine Chemical class C1CCCCN1C1(C=2C=CC=CC=2)CCCCC1 JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000003825 pressing Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 1
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 238000005987 sulfurization reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 150000003752 zinc compounds Chemical class 0.000 description 1
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B11/00—Making pig-iron other than in blast furnaces
- C21B11/06—Making pig-iron other than in blast furnaces in rotary kilns
-
- 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
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/34—Obtaining zinc oxide
- C22B19/38—Obtaining zinc oxide in rotary furnaces
-
- 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
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/02—Working-up flue dust
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к черной и цветной металлургии и может быть использовано для получения концентрата оксида цинка и гранулированного чугуна, путем переработки отходов металлургического производства, в частности железо- и цинксодержащих отходов сталеплавильного и прокатного производства.The invention relates to ferrous and non-ferrous metallurgy and can be used to obtain a concentrate of zinc oxide and granular cast iron, by processing waste from metallurgical production, in particular iron and zinc-containing waste from steelmaking and rolling production.
Пыль электросталеплавильного производства может являться сырьем для получения чугуна и стали, а также цинкового концентрата, так как в данном сырье содержится значительное (для техногенного сырья) содержание железа, цинка и цинковых соединений. Также в прокатном производстве металлургических предприятий образуется большое количество железосодержащей окалины, которая находит ограниченное применение и сбрасывается в шламонакопители.Dust from electric steelmaking can be raw material for the production of pig iron and steel, as well as zinc concentrate, since this raw material contains a significant (for industrial raw materials) content of iron, zinc and zinc compounds. Also, in the rolling production of metallurgical enterprises, a large amount of iron oxide scale is formed, which is of limited use and is discharged into sludge collectors.
Известен способ переработки отходов металлургического производства, в котором отходы в виде железо- и цинксодержащих шламов сгущают, обезвоживают и высушивают до содержания влаги 6-10 мас. %, смешивают с углерод содержащим восстановителем и окомковывают. Осуществляют противоточную обработку окатышей продуктами сжигания газообразного или жидкого топлива, отгонку цинка и улавливание возгонов с получением оксида цинка. Высушенные железо- и цинксодержащие шламы смешивают с железо- и цинксодержащими пылями, к смеси добавляют маслоокалиносодержащие отходы прокатного производства в количестве 0,04-1,00 мас. ч. на 1 мас. ч. смеси, а к получаемой смеси - отходы обжига доломита или отходы производства извести и бентонит в количествах соответственно 0,03-0,15 мас. ч. и 0,006-0,009 мас. ч. на 1 мас. ч. смеси. Полученную сырьевую массу окомковывают до получения окатышей размером 10-25 мм и осуществляют обработку окатышей с коэффициентом расхода воздуха 0,45-0,95 и температурой 1150-1450°C при разрежении в системе 15-160 Па и температуре отходящих продуктов обработки 450-700°C (RU 2404271 от 03.03.2009 г., C22B 7/00).A known method of processing waste from metallurgical production, in which waste in the form of iron and zinc-containing sludge is thickened, dehydrated and dried to a moisture content of 6-10 wt. %, mixed with carbon-containing reducing agent and pelletized. Countercurrent treatment of pellets is carried out with products of combustion of gaseous or liquid fuels, distillation of zinc and capture of sublimates to produce zinc oxide. Dried iron and zinc-containing sludges are mixed with iron and zinc-containing dusts, oil-calcin-containing waste from rolling production is added to the mixture in an amount of 0.04-1.00 wt. hours for 1 wt. including mixtures, and to the resulting mixture - waste firing dolomite or waste production of lime and bentonite in amounts of 0.03-0.15 wt. hours and 0.006-0.009 wt. hours for 1 wt. hours mixture. The resulting raw material mass is pelletized to obtain pellets with a size of 10-25 mm and the pellets are processed with a coefficient of air consumption of 0.45-0.95 and a temperature of 1150-1450 ° C with a vacuum in the system of 15-160 Pa and a temperature of the waste products of processing 450-700 ° C (RU 2404271 dated 03.03.2009, C22B 7/00).
Основные недостатки известного способа: невозможность получения высоколиквидного железного продукта с низким содержанием серы, сложное технологическое оборудование, обеспечивающее наличие разрежения в системе, и высокие энергозатраты.The main disadvantages of this method: the inability to obtain a highly liquid iron product with a low sulfur content, sophisticated technological equipment, ensuring the presence of vacuum in the system, and high energy costs.
Известен способ переработки отходов металлургического производства, по которому электросталеплавильную пыль окусковывают совместно с измельченным углеродистым восстановителем и связующим материалом в вид окатышей или брикетов. Осуществляют их сушку, нагрев и обжиг во вращающейся печи совместно с кусковым твердым восстановителем при температуре выгружаемых материалов 700-1000°C, охлаждение газов и улавливание из них пыли, содержащей цинковые и свинцовые возгоны. При этом пыль электросталеплавильных печей перед окускованием предварительно смешивают с известьсодержащим материалом и измельченным углеродистым восстановителем в количестве, превышающем стехиометрически необходимое содержание углерода для восстановления оксидов железа, цинка и свинца в 1,5-2,0 раза. Смесь увлажняют до содержания воды 8-11%, выдерживают в течение 1-3 часов, а полученные окатыши или брикеты загружают в печь совместно с кусковым твердым углеродистым восстановителем крупностью 0-20 мм в количестве 200-500 кг на одну тонну пыли электросталеплавильных печей (RU 2484153 от 09.08.2010, C22B 7/02).There is a method of processing waste from metallurgical production, in which electric furnace dust is granulated together with crushed carbonaceous reducing agent and a binder in the form of pellets or briquettes. They are dried, heated and fired in a rotary kiln together with a lumpy solid reducing agent at a temperature of unloaded materials of 700-1000 ° C, gas cooling and trapping of dust containing zinc and lead sublimates from them. In this case, the dust of electric steel-smelting furnaces is preliminarily mixed with lime-containing material and ground carbon reducing agent before sintering in an amount exceeding the stoichiometrically necessary carbon content for the reduction of iron, zinc and lead oxides by 1.5-2.0 times. The mixture is moistened to a water content of 8-11%, aged for 1-3 hours, and the resulting pellets or briquettes are loaded into the furnace together with a lumpy solid carbon reducing agent with a grain size of 0-20 mm in an amount of 200-500 kg per ton of dust from electric steel furnaces ( RU 2484153 dated 08/09/2010, C22B 7/02).
Основные недостатки данного способа следующие. Проведение обжига в трубчатой печи предусматривает получение железосодержащего продукта в виде пористого восстановленного железа типа DRI (Direct Reduced Iron), что крайне затрудняет непосредственную обработку продукта в сталеплавильной печи, из-за высокой степени обратной окисляемости пористого железа при нагревании в сталеплавильной печи начиная с 900°C. Кроме того, ведению обжига в трубчатой печи присущи все ее недостатки, как, например, высокие газовые потоки, что приводит к высокому пылению материала и, как следствие, к загрязнению получаемой окиси цинка, а также высоким энергозатратам при ведении процесса.The main disadvantages of this method are as follows. Carrying out firing in a tube furnace involves obtaining an iron-containing product in the form of porous reduced iron of the DRI type (Direct Reduced Iron), which makes direct processing of the product in a steel furnace extremely difficult, due to the high degree of reverse oxidation of porous iron when heated in a steel furnace starting from 900 ° C. In addition, firing in a tube furnace is inherent to all its shortcomings, such as high gas flows, which leads to high dusting of the material and, as a result, to contamination of the resulting zinc oxide, as well as high energy consumption during the process.
Известен способ переработки отходов металлургического производства, в котором электросталеплавильную пыль сначала обессоливают, затем смешивают в смесителе вместе с прокатной окалиной и восстановителем (антрацитом), смесь загружают во вращающуюся печь. Показатель основности образующегося шлака (CaO+MgO)/SiO2 в пределах 1,0-1,4. Температура обжига в печи 1100-1350°C. Один из продуктов - оксид цинка - улавливается и удаляется в циклоны, затем собирается в бункер. Гранулированное восстановленное железо выгружается в емкость с водой, охлаждается и помещается на склад (JP 58-045335 от 16.03.1983, C22B 1/00).A known method of processing waste from metallurgical production, in which the electric steel is first desalted, then mixed in a mixer with mill scale and a reducing agent (anthracite), the mixture is loaded into a rotary kiln. The basicity of the resulting slag (CaO + MgO) / SiO 2 in the range of 1.0-1.4. The firing temperature in the furnace is 1100-1350 ° C. One of the products - zinc oxide - is captured and removed into cyclones, then collected in a hopper. Granular reduced iron is discharged into a container of water, cooled and placed in a warehouse (JP 58-045335 dated 03.16.1983,
Недостатком данного способа является невозможность получения чистого, без шлаковой части, железа. Окись цинка получается с высокой степенью загрязнения из-за ведения обжига в трубчатой печи, в которой невозможно добиться низких скоростей потока отходящих, загрязненных продуктами горения и пылевыми частицами, газов. Кроме того, вращающиеся печи конструктивно имеют высокие затраты энергоносителей.The disadvantage of this method is the inability to obtain pure, without slag part, iron. Zinc oxide is obtained with a high degree of pollution due to firing in a tubular furnace, in which it is impossible to achieve low flow rates of exhaust gases contaminated with combustion products and dust particles. In addition, rotary kilns structurally have high energy costs.
Технический результат настоящего изобретения заключается в повышении содержания окиси цинка в концентрате, выделяемой из пыли и окалины металлургических производств, не ниже 60%, в обеспечении разделения восстановленного железа (гранулированного чугуна) и шлаковой части, в получении гранулированного чугуна с содержанием металлического железа 94% и более, с низким содержанием серы, не более 0,09%, в снижении расхода восстановителя и топлива при одновременном повышении экологической безопасности процесса.The technical result of the present invention is to increase the content of zinc oxide in the concentrate released from dust and scale of metallurgical industries, not less than 60%, to ensure the separation of reduced iron (granular cast iron) and slag part, to obtain granular cast iron with a metal iron content of 94% and more, with a low sulfur content, not more than 0.09%, in reducing the consumption of reducing agent and fuel while increasing the environmental safety of the process.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки отходов металлургического производства, включающем:The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing waste from metallurgical production, including:
смешивание железо- и цинксодержащей пыли, прокатной окалины, углеродистого восстановителя, шлакообразующих компонентов,mixing iron and zinc dust, mill scale, carbon reducing agent, slag-forming components,
окускование смеси, сушку окускованного материала, термообработку в печи с вращающимся подом, улавливание цинковых возгонов, охлаждение отходящих газов, окисление и конденсирование оксида цинка в виде пыли и улавливание пыли, содержащей оксид цинка, охлаждение и разделение продуктов термообработки гранулированного чугуна и шлака,agglomeration of the mixture, drying of the granulated material, heat treatment in a rotary hearth furnace, capture of zinc sublimates, cooling of exhaust gases, oxidation and condensation of zinc oxide in the form of dust and capture of dust containing zinc oxide, cooling and separation of heat treatment products of granular cast iron and slag,
согласно изобретениюaccording to the invention
соотношение указанной пыли и прокатной окалины в количестве, обеспечивающем общее содержание железа (Fe2O3+FeO) в смеси не менее 50%,the ratio of the specified dust and mill scale in an amount providing a total iron content (Fe 2 O 3 + FeO) in the mixture of at least 50%,
шлакообразующие компоненты вводят в количестве, обеспечивающем основность CaO/SiO2 в пределах 0,6-1,6 и содержание серы в гранулированном чугуне не более 0,09%,slag-forming components are introduced in an amount that ensures the basicity of CaO / SiO 2 in the range of 0.6-1.6 and the sulfur content in granular cast iron is not more than 0.09%,
углеродистый восстановитель вводят в количестве, обеспечивающем содержание углерода в гранулированном чугуне, в пределах от 1,0 до 4,5%,the carbonaceous reducing agent is introduced in an amount providing the carbon content in the granular iron, in the range from 1.0 to 4.5%,
термообработку осуществляют двухстадийным нагревом: при температуре 1200-1300°C, затем при температуре, увеличенной на 80-200°C.heat treatment is carried out by two-stage heating: at a temperature of 1200-1300 ° C, then at a temperature increased by 80-200 ° C.
В рамках настоящего изобретения следует различать понятия «восстановленное железо» - промежуточный продукт, получаемый после первой стадии термообработки, и «гранулированный чугун» - после второй стадии термообработки.In the framework of the present invention, it is necessary to distinguish between the concepts of "reduced iron" - an intermediate product obtained after the first stage of heat treatment, and "granular cast iron" after the second stage of heat treatment.
Термин «окускование» в контексте заявляемого изобретения означает процесс придания исходной смеси определенной формы любым способом, в частности брикетированием, окатыванием, окомкованием и т.п.The term "agglomeration" in the context of the claimed invention means the process of giving the initial mixture a certain shape in any way, in particular briquetting, pelletizing, pelletizing, etc.
Извлечение железа и цинка из пылевидных отходов металлургического производства основано на восстановлении ценных компонентов из их кислородсодержащих форм углеродсодержащими материалами. За счет твердого углерода ценные элементы из шихты восстанавливаются частично, данный процесс играет второстепенную роль. Основным восстановителем является CO, твердофазный углерод участвует в разложении CO2 с получением угарного газа, способствующего ускорению получения элементарного цинка. При термическом воздействии CO восстанавливает оксиды до чистого железа по схеме Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe. Часть восстановленного железа соединяется с избытком углерода и образуется карбид железа Fe3C (т.е. происходит науглероживание железа и образование гранулированного чугуна).The extraction of iron and zinc from the pulverized wastes of metallurgical production is based on the recovery of valuable components from their oxygen-containing forms with carbon-containing materials. Due to solid carbon, valuable elements from the charge are partially restored; this process plays a secondary role. The main reducing agent is CO, solid-phase carbon is involved in the decomposition of CO 2 to produce carbon monoxide, which accelerates the production of elemental zinc. Under thermal exposure, CO reduces oxides to pure iron according to the scheme Fe 2 O 3 → Fe 3 O 4 → FeO → Fe. Part of the reduced iron combines with excess carbon and iron carbide Fe 3 C is formed (i.e., carbonization of iron occurs and granular cast iron is formed).
Активное восстановление цинка моноксидом углерода наступает при 906°C с переходом его в парообразное состояние: Zn+СО=Zn↑+CO2. Основная часть цинка переходит в парообразное состояние при 1100°C.
Цинк из феррита цинка восстанавливается быстрее, чем из чистого оксида цинка, при более низкой температуре, и процесс идет ступенчато, но оксид цинка восстанавливается только после полного восстановления железа из оксида железа, при этом ZnO может восстанавливаться образованным элементарным железом.Zinc from zinc ferrite is reduced faster than from pure zinc oxide at a lower temperature, and the process proceeds stepwise, but zinc oxide is restored only after complete reduction of iron from iron oxide, while ZnO can be reduced by formed elemental iron.
Экспериментально установлено, что соотношение железо- и цинксодержащей пыли и прокатной окалины определяется в количестве, обеспечивающем общее содержание железа (Fe2O3+FeO) в смеси не менее 50%, предпочтительно 60% и более. При общем содержании железа менее 50% невозможно получить хорошее разделение восстановленного железа со шлаковым компонентом.It has been experimentally established that the ratio of iron and zinc dust and mill scale is determined in an amount providing a total iron content (Fe 2 O 3 + FeO) in the mixture of at least 50%, preferably 60% or more. With a total iron content of less than 50%, it is not possible to obtain a good separation of the reduced iron with the slag component.
В качестве шлакообразующих компонентов применяют оксид кремния (SiO2) и кальцийсодержащие компоненты, в частности оксид кальция (CaO), гашеную известь [Ca(OH)2], карбонат кальция (CaCO3), крупностью частиц менее 0,1 мм в количестве, достаточном для регулирования основности шлаковых компонентов в окускованном материале, т.е. CaO/SiO2, в диапазоне от 0,6 до 1,6 и содержание серы в гранулированном чугуне не более 0,09%.As the slag-forming components used are silicon oxide (SiO 2 ) and calcium-containing components, in particular calcium oxide (CaO), hydrated lime [Ca (OH) 2 ], calcium carbonate (CaCO 3 ), particle size less than 0.1 mm in quantity, sufficient to control the basicity of the slag components in the agglomerated material, i.e. CaO / SiO 2 , in the range from 0.6 to 1.6, and the sulfur content in granular cast iron not more than 0.09%.
Считается, что уменьшение содержания серы происходит тогда, когда содержащейся в окускованном материале сере дают возможность взаимодействовать с CaO и, таким образом, фиксируют ее в виде CaS (CaO+S=CaS). Опытные работы подтвердили, что находящийся в шлаке CaO захватывает серу, когда восстановленное железо плавится, образует гранулы и отделяется от шлака вследствие науглероживания, вызванного остаточным углеродом, находящимся в восстановленном металле, и поэтому содержание серы в полученных гранулах металлического железа может быть значительно уменьшено.It is believed that a decrease in sulfur content occurs when the sulfur contained in the agglomerated material makes it possible to interact with CaO and, thus, fix it in the form of CaS (CaO + S = CaS). Experimental work has confirmed that the CaO in the slag traps sulfur when the reduced iron melts, forms granules and is separated from the slag due to carburization caused by the residual carbon in the reduced metal, and therefore the sulfur content in the obtained metallic iron granules can be significantly reduced.
Представленный механизм уменьшения содержания серы отличается от обычной десульфуризации жидкого металла с использованием шлака, содержащего CaO, и рассматривается как реакция, сходная с вышеописанным процессом. Конечно, если науглероженное и расплавленное восстановленное железо в достаточной степени приводится в контакт с расплавленным побочным шлаковым продуктом при соответствующих условиях нагрева, то реакция жидкости с жидкостью (расплавленного железа с расплавленным шлаком) может определить отношение содержания серы в шлаке (S%) к содержанию S в гранулах металлического железа [S%], т.е. коэффициент распределения серы (S%)/[S%]. Однако площадь контакта шлак-металл полученного расплавленного железа и полученного шлака является небольшой. Таким образом, невозможно ожидать большого уменьшения содержания серы в результате равновесной реакции шлака с металлом после науглероживания, плавления и когезии восстановленного железа. Соответственно, можно предположить, что механизм десульфуризации при намеренном добавлении CaO включает в себя реакцию улавливания серы, свойственную исключительно CaO, во время науглероживания, плавления и когезии восстановленного железа, при этом реакция улавливания серы предотвращает сульфуризацию гранул металлического железа.The presented mechanism for reducing the sulfur content differs from the usual desulfurization of liquid metal using slag containing CaO, and is considered as a reaction similar to the above process. Of course, if the carburized and molten reduced iron is sufficiently brought into contact with the molten by-product slag under appropriate heating conditions, then the reaction of a liquid with a liquid (molten iron with molten slag) can determine the ratio of sulfur content in slag (S%) to S content in metallic iron granules [S%], i.e. sulfur distribution coefficient (S%) / [S%]. However, the contact area of the slag-metal obtained molten iron and the resulting slag is small. Thus, it is impossible to expect a large decrease in sulfur content as a result of the equilibrium reaction of slag with the metal after carburization, melting, and cohesion of reduced iron. Accordingly, it can be assumed that the desulfurization mechanism with the intentional addition of CaO includes a sulfur capture reaction peculiar only to CaO during the carburization, melting and cohesion of reduced iron, while the sulfur capture reaction prevents the sulfurization of metallic iron granules.
Количество CaO, добавленного для регулирования основности, должно быть определено в расчете на количество и состав пустопородного компонента (примеси), содержащегося в сырье (железо- и цинксодержащей пыли и прокатной окалине), и количество углеродсодержащего вещества, добавленного к материалу. Количество CaO, необходимое для регулирования основности всего шлакового компонента в вышеуказанном диапазоне 0,6-1,6 в пересчете на чистый CaO, составляет от 2,0 до 7,0%, а более предпочтительно от 3,0 до 5,0% CaO. Когда используют гашеную известь [Ca(OH)2] или карбонат кальция (CaCO3), его количество должно быть пересчитано в CaO. Было подтверждено, что, когда в окускованном материале содержалось 4% CaCO3 для регулирования основности шлакового компонента до значения, равного примерно от 0,9 до 1,1, получали кажущийся коэффициент десульфуризации 45-50%. Кажущийся коэффициент десульфуризации определяли по представленному ниже уравнению. Когда в окускованном материале содержалось 6% CaCO3 для регулирования основности шлакового компонента до значения, равного примерно от 1,2 до 1,5, получали кажущийся коэффициент десульфуризации 70-80%.The amount of CaO added to control the basicity should be determined based on the amount and composition of the porous component (impurity) contained in the feed (iron and zinc dust and mill scale), and the amount of carbon-containing substance added to the material. The amount of CaO required to control the basicity of the entire slag component in the above range of 0.6-1.6 in terms of pure CaO is from 2.0 to 7.0%, and more preferably from 3.0 to 5.0% CaO . When using slaked lime [Ca (OH) 2 ] or calcium carbonate (CaCO 3 ), its amount should be converted to CaO. It was confirmed that when the agglomerated material contained 4% CaCO 3 to control the basicity of the slag component to a value of about 0.9 to 1.1, an apparent desulfurization coefficient of 45-50% was obtained. The apparent desulfurization coefficient was determined by the equation below. When 6% CaCO 3 was contained in the agglomerated material to control the basicity of the slag component to a value of about 1.2 to 1.5, an apparent desulfurization coefficient of 70-80% was obtained.
Кажущийся коэффициент десульфуризации (%)=[содержание S (%) в гранулах металлического железа, полученных из окускованного материала с добавлением CaO /содержание S (%) в гранулах металлического железа, полученных из окускованного материала без использования добавки CaO]×100.The apparent desulfurization coefficient (%) = [content of S (%) in the granules of metallic iron obtained from the agglomerated material with the addition of CaO / content of S (%) in the granules of metallic iron obtained from the agglomerated material without the use of CaO] × 100.
В качестве углеродистого восстановителя можно использовать каменный и/или бурый уголь и/или каменноугольный кокс. Как показали проведенные опытные работы, в случае применения в качестве восстановителя угля, имеющего в своем составе летучие более 30%, возможно проводить брикетирование без применения связующего.As a carbon reducing agent, coal and / or brown coal and / or coal coke can be used. As shown by the pilot work, in the case of using coal as a reducing agent, having in its composition volatile more than 30%, it is possible to carry out briquetting without the use of a binder.
Оптимальное содержание углерода в конечном продукте - гранулированном чугуне - должно быть в диапазоне от 1,0 до 4,5%. Содержание углерода менее 1% не достаточно для полного восстановленного железа в твердом состоянии, при содержании углерода более 4,5% затрудняется процесс последующего разделения гранулированного чугуна и шлака.The optimal carbon content in the final product - granular cast iron - should be in the range from 1.0 to 4.5%. A carbon content of less than 1% is not sufficient for complete reduced iron in the solid state, with a carbon content of more than 4.5%, the process of subsequent separation of granular iron and slag is difficult.
Конечное содержание углерода по существу определяется количеством углеродсодержащего вещества (углеродистого восстановителя), использованного при получении брикетов материала, и регулированием атмосферы во время периода восстановления в твердом состоянии. Нижний предел содержания углерода определяется остаточным содержанием углерода в восстановленном железе во время конечной стадии восстановления в твердом состоянии и временем удерживания (степенью науглероживания) в течение периода, следующего за периодом восстановления в твердом состоянии.The final carbon content is essentially determined by the amount of carbon-containing substance (carbon reducing agent) used in the preparation of the briquettes of the material, and by controlling the atmosphere during the solid recovery period. The lower carbon limit is determined by the residual carbon content of the reduced iron during the final stage of solid state reduction and the retention time (degree of carbonization) during the period following the solid state reduction period.
Для поддержания твердого состояния окускованного материала, подаваемого в печь, и для восстановления и испарения цинка, а также железа до степени восстановления (показатель удаления кислорода) 94% или более температуру печи поддерживают в диапазоне от 1200 до 1300°C, а затем для восстановления оставшегося оксида железа увеличивают на величину 80-200°C, давая при этом возможность полученному восстановленному железу образовывать гранулы путем науглероживания и плавления. Для ровного и эффективного осуществления процесса восстановления в твердом состоянии, науглероживания и плавления температура во время науглероживания и плавления выше температуры во время восстановления в твердом состоянии.To maintain the solid state of the agglomerated material supplied to the furnace, and to recover and evaporate zinc and iron to a degree of reduction (oxygen removal rate) of 94% or more, the furnace temperature is maintained in the range from 1200 to 1300 ° C, and then to restore the remaining iron oxide is increased by 80-200 ° C, while allowing the resulting reduced iron to form granules by carburization and melting. For smooth and efficient implementation of the solid state reduction process, carburization and melting, the temperature during carburization and melting is higher than the temperature during solid state reduction.
Согласно данному двухстадийному процессу нагрева могут быть надежно и эффективно получены гранулы металлического железа - гранулированного чугуна, имеющие высокую степень чистоты Fe.According to this two-stage heating process, granules of metallic iron, granular cast iron, having a high degree of purity Fe can be reliably and efficiently obtained.
Заявляемый способ реализуется с помощью печи с вращающимся подом, для пояснения сущности изобретения на фиг. 1 приведено схематическое изображение указанной печи.The inventive method is implemented using a rotary hearth furnace, to explain the invention in FIG. 1 is a schematic illustration of the indicated furnace.
Печь имеет подвижный под 1 под корпусом 2. Для обеспечения регулирования температуры и состава газообразной атмосферы внутри печи в соответствии с ходом восстановительной плавки печь разделяют по меньшей мере на две зоны в направлении движения пода 1 печи с использованием перегородки 3. Первая зона (по длине пода печи) имеет такую конфигурацию, чтобы она могла служить в качестве зоны для восстановления в твердом состоянии железа, восстановления и испарения цинка. Следующая за первой зона имеет такие габариты по длине пода печи, чтобы она могла служить в качестве зоны для науглероживания, плавления и когезии с тем, чтобы можно было отдельно контролировать температуру и состав газообразной атмосферы каждой зоны. Число зон можно регулировать таким образом, чтобы оно соответствовало условиям ведения всего процесса восстановления железа, восстановления и испарения цинка, последующего охлаждения с целью затвердевания гранулированного чугуна и получаемого шлака.The furnace has a movable under 1 under the
Окускованный материал, имеющий диаметр от 19 до 30 мм, содержащий в качестве источника оксида железа смесь железо- и цинксодержащей пыли и прокатной окалины, а в качестве углеродсодержащего восстановителя - уголь, подают в печь с вращающимся подом, имеющую температуру атмосферы 1200-1300°C с тем, чтобы осуществлять восстановление окускованного материала в твердом состоянии до тех пор, пока не будет восстановлен и испарен цинк и достигнута степень восстановления железа в 100% (степень удаления кислорода из оксида железа, содержащегося в окускованном материале), и затем полученное восстановленное железо подают в зону плавления с температурой выше температуры во время восстановления на величину 80-200°C, с тем, чтобы расплавить полученное восстановленное железо, частицы которого коагулируют с образованием гранулированного чугуна.The fumed material, having a diameter of 19 to 30 mm, containing a mixture of iron and zinc dust and mill scale as a source of iron oxide, and coal as a carbon-containing reducing agent, is fed to a rotary hearth furnace having an atmosphere temperature of 1200-1300 ° C in order to carry out the recovery of the agglomerated material in the solid state until zinc is reduced and vaporized and a degree of iron reduction of 100% is achieved (the degree of removal of oxygen from the iron oxide contained in the agglomerated ohm material), and then the obtained reduced iron is fed into the melting zone with a temperature above the temperature during reduction by 80-200 ° C in order to melt the obtained reduced iron, the particles of which coagulate to form granular cast iron.
Во время периода восстановления в твердом состоянии источник оксида железа (смесь железо- и цинксодержащей пыли и прокатной окалины) и углеродистый восстановитель в виде окускованного материала, поданные в печь, взаимодействуют друг с другом с получением большого количества газа CO и небольшого количества газа CO2. Соответственно, область, смежная с окускованным материалом, поддерживается в достаточно восстановительной атмосфере в результате эффекта экранирования газом CO, выделенным из самих углеродсодержащих материалов брикетов. Однако, во время более поздней стадии и конечной стадии периода восстановления в твердом состоянии, количество газа CO быстро уменьшается, что приводит к снижению эффекта самоэкранирования. Соответственно, восстановленное железо становится восприимчивым к отходящему газу, т.е. окислительному газу, такому как CO2 и H2O, полученному при нагревании, и поэтому может произойти повторное окисление восстановленного металлического железа. Кроме того, после завершения восстановления в твердом состоянии вследствие науглероживания восстановленного железа с использованием остаточного углерода в окускованном материале и уменьшения температуры плавления в результате науглероживания происходит плавление и когезия мелких частиц восстановленного железа. Во время данной стадии вследствие плохого эффекта самоэкранирования может также легко произойти повторное окисление восстановленного железа.During the solid recovery period, the source of iron oxide (a mixture of iron and zinc dust and mill scale) and the carbonaceous reducing agent in the form of agglomerated material fed to the furnace interact with each other to produce a large amount of CO gas and a small amount of CO 2 gas. Accordingly, the region adjacent to the agglomerated material is maintained in a sufficiently reducing atmosphere as a result of the screening effect of CO gas extracted from the carbon-containing materials of the briquettes themselves. However, during the later stage and the final stage of the solid reduction period, the amount of CO gas decreases rapidly, which reduces the effect of self-shielding. Accordingly, the reduced iron becomes susceptible to flue gas, i.e. oxidizing gas, such as CO 2 and H 2 O, obtained by heating, and therefore, reoxidation of the reduced metallic iron may occur. In addition, after solid state reduction is completed due to carburization of the reduced iron using residual carbon in the agglomerated material and a decrease in the melting temperature as a result of carburization, melting and cohesion of small particles of reduced iron occurs. During this step, due to the poor self-shielding effect, reoxidation of the reduced iron can also easily occur.
Для предотвращения повторного окисления Fe настолько, насколько это возможно, состав газообразной атмосферы в областях науглероживания и плавления оптимизируют. Для поддержания восстановительной атмосферы в качестве регулятора атмосферы используют любой материал до тех пор, пока он выделяет CO, в частности обозначенный углеродистый восстановитель. Регулятор атмосферы может быть уложен в виде слоя на под печи перед подачей окускованного материала. В таком случае регулятор атмосферы имеет также функцию защиты огнеупоров пода от утечки шлака во время процесса восстановительной плавки. Однако, поскольку регулятор атмосферы оказывает свое влияние во время периода науглероживания, плавления и когезии после восстановления в твердом состоянии, эффективно также рассыпать регулятор атмосферы над подом печи сразу же перед началом науглероживания и плавления окускованного материала.To prevent re-oxidation of Fe as much as possible, the composition of the gaseous atmosphere in the areas of carburization and melting is optimized. To maintain a reducing atmosphere, any material is used as an atmospheric regulator as long as it emits CO, in particular the designated carbonaceous reducing agent. The atmospheric regulator can be laid in a layer on the underneath the furnace before feeding the agglomerated material. In this case, the atmospheric regulator also has the function of protecting the hearth refractories from slag leakage during the reduction smelting process. However, since the atmospheric regulator exerts its influence during the period of carburization, melting, and cohesion after reduction in the solid state, it is also effective to disperse the atmospheric regulator over the furnace hearth immediately before the carburization and melting of the agglomerated material begins.
Для повышения надежности предотвращения повторного окисления во время науглероживания, плавления и когезии регулятор атмосферы желательно измельчать до получения порошка диаметром до 3 мм, предпочтительно от 0,3 до 1,5 мм. На толщину слоя регулятора атмосферы не накладываются жесткие ограничения, но, предпочтительно, толщина слоя может составлять не менее 2 мм-3 мм и не более 6-7 мм.To increase the reliability of preventing re-oxidation during carburization, melting and cohesion, it is advisable to grind the atmospheric regulator to obtain a powder with a diameter of up to 3 mm, preferably from 0.3 to 1.5 mm. Strict restrictions are not imposed on the thickness of the layer of the atmospheric regulator, but, preferably, the layer thickness may be at least 2 mm-3 mm and not more than 6-7 mm.
Пример осуществления изобретения. Исходные компоненты (железо- и цинксодержащую пыль сталеплавильного производства, прокатную окалину, уголь в качестве углеродистого восстановителя, оксид кальция и оксид кремния в качестве шлакообразующих компонентов и связующее) смешивали в необходимом количестве (таблица 1) и затем окусковывали путем прессования с получением брикетов. Брикетированный материал сушили в сушильной камере при температуре 140-250°C, затем загружали в печь с вращающимся подом. Термообработку осуществляли при температуре на первой стадии 1200-1300°C и на второй стадии 1380-1450°C. Брикетированный материал, помещенный на вращающийся под, нагревается. Содержащийся в нем оксид металла восстанавливается, сохраняя при этом свое твердое состояние, благодаря наличию в брикетированном материале углеродистого восстановителя и монооксида углерода, получаемого при горении углеродистого восстановителя. Цинк, содержащийся в брикетированном материале, после восстановления удаляется испарением, а материал с предварительно восстановленным железом продолжают нагревать в восстановительной атмосфере, с тем, чтобы осуществить науглероживание и плавление восстановленного железа и одновременно обеспечить возможность отделения восстановленного железа от побочного шлакового продукта (шлака) и образования гранул чугуна. Полученные гранулы чугуна охлаждают (желательно в воде), побочный шлаковый продукт отделяют от гранулированного чугуна любыми подходящими средствами разделения (например, устройство для магнитного разделения). Также осуществляют охлаждение отходящих газов, окисление и конденсирование оксида цинка в виде пыли и улавливание пыли, содержащей оксид цинка.An example embodiment of the invention. The starting components (iron and zinc containing steelmaking dust, mill scale, coal as a carbon reducing agent, calcium oxide and silicon oxide as slag-forming components and a binder) were mixed in the required amount (table 1) and then pelletized by pressing to obtain briquettes. Briquetted material was dried in a drying chamber at a temperature of 140-250 ° C, then loaded into a rotary hearth furnace. Heat treatment was carried out at a temperature in the first stage of 1200-1300 ° C and in the second stage of 1380-1450 ° C. Briquetted material placed on a rotating underneath is heated. The metal oxide contained in it is reduced while maintaining its solid state due to the presence of a carbon reducing agent in the briquetted material and carbon monoxide obtained by burning the carbon reducing agent. The zinc contained in the briquetted material is removed by evaporation after reduction, and the material with pre-reduced iron is continued to be heated in a reducing atmosphere in order to carburize and melt the reduced iron and at the same time provide the possibility of separating the reduced iron from the by-product slag (slag) and formation granules of cast iron. The obtained cast iron granules are cooled (preferably in water), the by-product of the slag is separated from the granulated cast iron by any suitable separation means (for example, a magnetic separation device). The exhaust gases are also cooled, the zinc oxide is oxidized and condensed in the form of dust, and the dust containing zinc oxide is captured.
Условия и результаты проведения опытных испытаний по получению гранулированного чугуна и цинкового концентрата приведены в таблице 1.The conditions and results of pilot tests for the production of granular cast iron and zinc concentrate are shown in table 1.
В результате реализации настоящего изобретения получают два целевых продукта, концентрат оксида цинка, с содержанием цинка не менее 60%, и гранулированный чугун. Гранулированный чугун, полученный настоящим способом, не содержит шлакового компонента и имеет степень чистоты Fe 94-97%, содержание углерода от 1,0 до 4,5% и низкое содержание серы - до 0,09% и менее. Диаметр полученного гранулированного чугуна может находится в диапазоне от 1 до 30 мм. Полученный гранулированный чугун по своим качественным параметрам соответствует нодулярному чугуну и может использоваться в качестве источника железа на производствах по получению стали, например автомобильной промышленности, либо для высококачественного литья ответственных деталей машиностроительных производств.As a result of the implementation of the present invention, two target products are obtained, a zinc oxide concentrate with a zinc content of at least 60%, and granular cast iron. Granular cast iron obtained by this method does not contain a slag component and has a purity of Fe of 94-97%, a carbon content of 1.0 to 4.5% and a low sulfur content of up to 0.09% or less. The diameter of the obtained granular iron can be in the range from 1 to 30 mm. The quality of the obtained granulated cast iron corresponds to nodular cast iron and can be used as a source of iron in steel mills, such as the automotive industry, or for high-quality casting of critical parts of machine-building industries.
Концентрат оксида цинка, полученный заявляемым способом, имеет высокие показатели содержания оксида цинка более 60% и после последующей стадии очистки от галогенидов имеет преимущество перед обогащенными цинковыми концентратами по содержанию оксида цинка - более 65% и является ценным сырьем для получения металлического цинка.The zinc oxide concentrate obtained by the claimed method has a high zinc oxide content of more than 60% and, after the subsequent stage of purification from halides, has an advantage over enriched zinc concentrates in the content of zinc oxide of more than 65% and is a valuable raw material for the production of metallic zinc.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2016135884A RU2626371C1 (en) | 2016-09-05 | 2016-09-05 | Method of processing metallurgical production waste |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2016135884A RU2626371C1 (en) | 2016-09-05 | 2016-09-05 | Method of processing metallurgical production waste |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2626371C1 true RU2626371C1 (en) | 2017-07-26 |
Family
ID=59495691
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2016135884A RU2626371C1 (en) | 2016-09-05 | 2016-09-05 | Method of processing metallurgical production waste |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2626371C1 (en) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2694862C1 (en) * | 2018-11-26 | 2019-07-17 | Публичное Акционерное Общество "Корпорация Всмпо-Ависма" | Method for processing of dust wastes formed during cleaning of gases of ore-thermal furnace |
| CN113846234A (en) * | 2021-10-19 | 2021-12-28 | 新疆紫金有色金属有限公司 | Rotary kiln volatilization treatment method for high-silicon zinc leaching residues |
| CN116352097A (en) * | 2023-01-12 | 2023-06-30 | 东北大学 | A kind of preparation method of spherical micron metal particles |
| PL441677A1 (en) * | 2022-07-08 | 2024-01-15 | Dobrzyński Michał P.P.H.U Stilmar | Method of recovering metals from metallurgical waste |
| RU2821973C1 (en) * | 2023-10-31 | 2024-06-28 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Цинкум" | Method of producing zinc oxide by waelz process from zinc-containing dusts of electric arc furnaces |
| WO2024155211A1 (en) * | 2023-01-19 | 2024-07-25 | Общество с ограниченной ответственностью "СервисНефтеПроект" | Method for processing iron- and zinc-containing metallurgical waste |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS5845335A (en) * | 1981-09-11 | 1983-03-16 | 東京鉄鋼株式会社 | Treating method of steel making electric furnace dust and mill scale |
| US6120577A (en) * | 1998-03-25 | 2000-09-19 | Ltv Steel Company, Inc. | Treatment of steel mill waste metal oxides |
| RU2271396C2 (en) * | 2002-01-25 | 2006-03-10 | Мидрекс Интернэшнл Б.В. Роттердам, Цюрих Бранч | Hearth melting furnace and method of its operation for production of iron or steel |
| RU2303071C2 (en) * | 2003-03-10 | 2007-07-20 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Се | Method of production of reduced metal and compact containing carbon-bearing material |
| EA013690B1 (en) * | 2005-06-13 | 2010-06-30 | Юмикор | Separation of metal values in zinc leaching residues |
| RU2490332C1 (en) * | 2011-12-05 | 2013-08-20 | Открытое акционерное общество "Магнитогорский металлургический комбинат" | Metal coating method of iron-ore raw material with obtainment of granulated cast iron |
-
2016
- 2016-09-05 RU RU2016135884A patent/RU2626371C1/en active
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS5845335A (en) * | 1981-09-11 | 1983-03-16 | 東京鉄鋼株式会社 | Treating method of steel making electric furnace dust and mill scale |
| US6120577A (en) * | 1998-03-25 | 2000-09-19 | Ltv Steel Company, Inc. | Treatment of steel mill waste metal oxides |
| RU2271396C2 (en) * | 2002-01-25 | 2006-03-10 | Мидрекс Интернэшнл Б.В. Роттердам, Цюрих Бранч | Hearth melting furnace and method of its operation for production of iron or steel |
| RU2303071C2 (en) * | 2003-03-10 | 2007-07-20 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Се | Method of production of reduced metal and compact containing carbon-bearing material |
| EA013690B1 (en) * | 2005-06-13 | 2010-06-30 | Юмикор | Separation of metal values in zinc leaching residues |
| RU2490332C1 (en) * | 2011-12-05 | 2013-08-20 | Открытое акционерное общество "Магнитогорский металлургический комбинат" | Metal coating method of iron-ore raw material with obtainment of granulated cast iron |
Cited By (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2694862C1 (en) * | 2018-11-26 | 2019-07-17 | Публичное Акционерное Общество "Корпорация Всмпо-Ависма" | Method for processing of dust wastes formed during cleaning of gases of ore-thermal furnace |
| RU2842910C1 (en) * | 2020-09-11 | 2025-07-03 | Монтануниверситет Леобен | Method of extracting volatile fractions from industrial dust |
| CN113846234A (en) * | 2021-10-19 | 2021-12-28 | 新疆紫金有色金属有限公司 | Rotary kiln volatilization treatment method for high-silicon zinc leaching residues |
| CN113846234B (en) * | 2021-10-19 | 2022-10-11 | 新疆紫金有色金属有限公司 | Rotary kiln volatilization treatment method for high-silicon zinc leaching residues |
| PL441677A1 (en) * | 2022-07-08 | 2024-01-15 | Dobrzyński Michał P.P.H.U Stilmar | Method of recovering metals from metallurgical waste |
| CN116352097A (en) * | 2023-01-12 | 2023-06-30 | 东北大学 | A kind of preparation method of spherical micron metal particles |
| WO2024155211A1 (en) * | 2023-01-19 | 2024-07-25 | Общество с ограниченной ответственностью "СервисНефтеПроект" | Method for processing iron- and zinc-containing metallurgical waste |
| RU2824978C2 (en) * | 2023-01-19 | 2024-08-19 | Общество с ограниченной ответственностью "СервисНефтеПроект" | Method of processing iron-zinc-containing wastes of metallurgical production |
| RU2821973C1 (en) * | 2023-10-31 | 2024-06-28 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Цинкум" | Method of producing zinc oxide by waelz process from zinc-containing dusts of electric arc furnaces |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US5782957A (en) | Process for treating iron bearing material | |
| EP2191025B1 (en) | Direct smelting of zinc bearing compounds to produce metallic zinc | |
| US4758268A (en) | Method and apparatus for reclaiming metal values from electric arc furnace flue dust and sludge and rendering residual solids recyclable or non-hazardous | |
| RU2626371C1 (en) | Method of processing metallurgical production waste | |
| US4836847A (en) | Method for reclaiming metal values from electric arc furnace flue dust and sludge and rendering residual solids recyclable or non-hazardous | |
| JPH11310832A (en) | Treatment of metal oxides from steelmaking waste | |
| Holtzer et al. | The recycling of materials containing iron and zinc in the OxyCup process | |
| JP2010111941A (en) | Method for producing ferrovanadium | |
| EP0972849A1 (en) | Method and apparatus for treating ironmaking dust | |
| JP4280292B2 (en) | Method for producing ferromolybdenum | |
| US5873925A (en) | Process for treating iron bearing material | |
| JPS6260832A (en) | Treatment of by product containing zinc and/or lead in steelmanufacture | |
| US3311465A (en) | Iron-containing flux material for steel making process | |
| RU2484153C2 (en) | Method of arc-furnace dust recovery | |
| US3751241A (en) | Method for producing weather-resistant superfluxed metallized pellets from iron-bearing fines and a superfluxed metallized pellet produced thereby | |
| CA2831461C (en) | Use of bimodal carbon distribution in compacts for producing metallic iron nodules | |
| RU2306348C1 (en) | Method of processing zinc-containing waste of ferrous metallurgy | |
| JPH0770662A (en) | Device for removing zinc from zinc-containing dust | |
| EA013690B1 (en) | Separation of metal values in zinc leaching residues | |
| RU2450065C2 (en) | Method to process dust of metallurgical production | |
| RU2182184C1 (en) | Technology of processing of iron-carrying materials | |
| JP2025534576A (en) | Method for selectively removing heavy metals from flue gases of iron and/or steel making | |
| JP2000119722A (en) | Method for producing reduced iron pellets | |
| US3295958A (en) | Method of manufacturing pig iron and steel from iron ore and iron-oxidecontaining waste materials | |
| KR810002043B1 (en) | Baltz method for volatilizing zinc and lead from iron oxide-containing materials |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PD4A | Correction of name of patent owner | ||
| PC41 | Official registration of the transfer of exclusive right |
Effective date: 20181031 |