RU2841865C2 - Method of recovery and melting without blast furnace of alkaline vanadium-titanium pellets and carbon-containing vanadium-titanium pellets of hot pressing - Google Patents
Method of recovery and melting without blast furnace of alkaline vanadium-titanium pellets and carbon-containing vanadium-titanium pellets of hot pressing Download PDFInfo
- Publication number
- RU2841865C2 RU2841865C2 RU2024114230A RU2024114230A RU2841865C2 RU 2841865 C2 RU2841865 C2 RU 2841865C2 RU 2024114230 A RU2024114230 A RU 2024114230A RU 2024114230 A RU2024114230 A RU 2024114230A RU 2841865 C2 RU2841865 C2 RU 2841865C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- pellets
- vanadium
- gas
- content
- titanium
- Prior art date
Links
Abstract
Description
ОБЛАСТЬ ТЕХНИКИAREA OF TECHNOLOGY
[1] Настоящее изобретение относится к области черной металлургии, в частности, к технологии производства железа без доменной печи, в частности, к способу восстановления и плавки без доменной печи щелочных ванадий-титановых окатышей и углеродсодержащих ванадий-титановых окатышей горячего прессования. [1] The present invention relates to the field of ferrous metallurgy, in particular to a technology for producing iron without a blast furnace, in particular to a method for reducing and smelting alkaline vanadium-titanium pellets and carbon-containing vanadium-titanium hot-pressed pellets without a blast furnace.
УРОВЕНЬ ТЕХНИКИLEVEL OF TECHNOLOGY
[2] В настоящее время не существует примера промышленного применения плавки ванадий-титановой руды с применением технологии плавки в виде короткого процесса без доменной печи. Однако Китай обладает большими запасами ванадий-титанового магнетита, поэтому существует острая необходимость в разработке технологии в виде короткого процесса без доменной печи, подходящей для плавки ванадий-титановой руды с учетом двойной углеродной политики (пика выбросов диоксида углерода и углеродной нейтральности). По сравнению со стандартными окатышами ванадий-титановые окатыши характеризуются сложностью восстановления и длительным временем восстановления. В случае применения технологии без доменной печи, подходящей для плавки стандартных окатышей, будет возникать ряд проблем, таких как низкая степень металлизации металлизированных окатышей, высокое содержание углерода в электропечи и высокое потребление энергии процессом. [2] At present, there is no industrial application example of vanadium titanium ore smelting using blast furnace-free short process smelting technology. However, China has large reserves of vanadium titanium magnetite, so there is an urgent need to develop blast furnace-free short process technology suitable for vanadium titanium ore smelting in view of the dual carbon policy (peak carbon dioxide emission and carbon neutrality). Compared with conventional pellets, vanadium titanium pellets are characterized by difficulty in recovery and long recovery time. If blast furnace-free technology is applied to smelt conventional pellets, there will be a series of problems such as low metallization degree of metallized pellets, high carbon content in electric furnace and high energy consumption of the process.
СУЩНОСТЬ ИЗОБРЕТЕНИЯESSENCE OF THE INVENTION
[3] С целью преодоления представленных выше недостатков предшествующего уровня техники в настоящем изобретении предусматривается способ плавки без доменной печи, подходящий для ванадий-титановой руды. Путем обогащения ванадий-титанового концентрата, улучшения качества восстановительного газа, увеличения доли секции восстановления в шахтной печи, удаления секции охлаждения для достижения горячей загрузки, усовершенствования электропечи и т.п. в настоящем изобретении достигается непрерывная плавка в виде короткого процесса без доменной печи ванадий-титановых окатышей с высокой степенью металлизации, и в то же время можно снизить выбросы углерода на тонну железа.[3] In order to overcome the above-mentioned disadvantages of the prior art, the present invention provides a blast furnace-free smelting method suitable for vanadium-titanium ore. By beneficiating vanadium-titanium concentrate, improving the quality of reducing gas, increasing the proportion of the reduction section in the shaft furnace, removing the cooling section to achieve hot charging, improving the electric furnace, etc., the present invention achieves continuous smelting in a short process without a blast furnace of vanadium-titanium pellets with a high metallization degree, and at the same time, it is possible to reduce the carbon emission per ton of iron.
[4] Для достижения цели в настоящем изобретении предусматривается способ восстановления и плавки без доменной печи щелочных ванадий-титановых окатышей и углеродсодержащих ванадий-титановых окатышей горячего прессования, включающий следующие стадии.[4] To achieve the objective, the present invention provides a method for reducing and smelting alkali vanadium-titanium pellets and hot-pressed carbon-containing vanadium-titanium pellets without a blast furnace, comprising the following steps.
[5] 1) Обогащение ванадий-титанового железного концентрата и получение щелочных окатышей, характеризующихся щелочностью, составляющей 0,6-0,7, из обогащенного ванадий-титанового железного концентрата и мелкозернистого известняка.[5] 1) Enrichment of vanadium-titanium iron concentrate and production of alkali pellets, characterized by an alkalinity of 0.6-0.7, from enriched vanadium-titanium iron concentrate and fine-grained limestone.
[6] Ванадий-титановый железный концентрат перед обогащением характеризуется содержанием TFe, составляющим 53-55%, содержанием TiO2, составляющим 10-12%, и процентом прохода через сито на 200 меш, составляющим более 85%. После измельчения до состояния, в котором доля ванадий-титанового железного концентрата с размером частиц -0,038 мм составляет более 90% или равняется этому значению, измельченный концентрат подвергают грубому отделению с помощью магнитного поля величиной 0,2 мТ с получением порошка железной руды грубого отделения и отбросов обогащения, затем порошок железной руды грубого отделения подвергают тонкому отделению с помощью магнитного поля величиной 0,15 мТ, отбросы обогащения после грубого отделения подвергают извлечению полезных продуктов с помощью магнитного поля величиной 0,2 мТ, и порошки руды после тонкого отделения и извлечения полезных продуктов представляют собой обогащенный ванадий-титановый железный концентрат. Обогащенный ванадий-титановый железный концентрат характеризуется содержанием TFe, составляющим 60-64 мас. %, содержанием TiO2, составляющим 8-11 мас. %, процентом прохода через сито на 800 меш, составляющим более 90%. Доля мелкозернистого известняка с показателем размера частиц -0,1 мм составляет более 95% или равняется этому значению. [6] Vanadium-titanium iron concentrate before beneficiation is characterized by a TFe content of 53-55%, a TiO2 content of 10-12%, and a 200 mesh sieve pass rate of more than 85%. After grinding to a state in which the proportion of vanadium-titanium iron concentrate with a particle size of -0.038 mm is more than 90% or equal to this value, the crushed concentrate is subjected to coarse separation using a magnetic field of 0.2 mT to obtain coarsely separated iron ore powder and beneficiation rejects, then the coarsely separated iron ore powder is subjected to fine separation using a magnetic field of 0.15 mT, the beneficiation rejects after coarse separation are subjected to the extraction of useful products using a magnetic field of 0.2 mT, and the ore powders after fine separation and the extraction of useful products are beneficiated vanadium-titanium iron concentrate. The beneficiated vanadium-titanium iron concentrate is characterized by a TFe content of 60-64 wt. %, a TiO 2 content of 8-11 wt. %, with a percentage of passage through a sieve of 800 mesh, amounting to more than 90%. The proportion of fine-grained limestone with a particle size index of -0.1 mm is more than 95% or equal to this value.
[7] Щелочные окатыши получают путем применения обжиговой машины конвейерного типа с температурой предварительного нагревания, составляющей 900-950°C, временем предварительного нагревания, составляющим 13-17 мин, температурой обжига, составляющей 1250-1280°C, и временем обжига, составляющим 15-20 мин.[7] Alkali pellets are produced by using a conveyor-type calcining machine with a preheating temperature of 900-950°C, a preheating time of 13-17 minutes, a calcining temperature of 1250-1280°C, and a calcining time of 15-20 minutes.
[8] Щелочные окатыши, полученные на стадии 1), характеризуются содержанием TFe, составляющим более 60 мас. % или равным этому значению, степенью набухания при восстановлении, составляющей менее 12% или равной этому значению, и средней прочностью на раздавливание окатыша, составляющей более 3000 Н или равной этому значению. [8] The alkali pellets obtained in step 1) are characterized by a TFe content of greater than 60 wt.% or equal to this value, a swelling degree upon reduction of less than 12% or equal to this value, and an average crushing strength of the pellet of greater than 3000 N or equal to this value.
[9] 2) Получение углеродсодержащих окатышей горячего прессования с обогащенным ванадий-титановым железным концентратом и порошкообразным углем, где доля порошкообразного угля составляет 17-28 мас. %, и доля обогащенного ванадий-титанового железного концентрата составляет 72-83 мас. %. Однородную смесь обогащенного ванадий-титанового железного концентрата и порошкообразного угля подвергают горячему прессованию и формованию при 250-350°C, и затем вводят азот при 900-950°C для удаления летучих компонентов в порошкообразном угле.[9] 2) Obtaining hot-pressed carbon-containing pellets with enriched vanadium-titanium iron concentrate and powdered coal, wherein the proportion of powdered coal is 17-28 wt.%, and the proportion of enriched vanadium-titanium iron concentrate is 72-83 wt.%. A homogeneous mixture of enriched vanadium-titanium iron concentrate and powdered coal is subjected to hot pressing and molding at 250-350°C, and then nitrogen is introduced at 900-950°C to remove volatile components in the powdered coal.
[10] На стадии 2) порошкообразный уголь для получения углеродсодержащих окатышей горячего прессования на одну треть представляет собой коксовый уголь или жирный уголь. Порошкообразный уголь характеризуется содержанием летучих компонентов, составляющим 20-32 мас. %, содержанием связанного углерода, составляющим 60-70 мас. %, и содержанием золы, составляющим 6-12 мас. %. Углеродсодержащие окатыши горячего прессования, полученные на стадии 2), характеризуются содержанием TFe, составляющим 45-56 мас. %, содержанием C, составляющим 10-22 мас. %, и средней прочностью на раздавливание, составляющей более 5500 Н или равной этому значению. Усадка происходит во время процесса восстановления при степени усадки, составляющей 8-15%, что может восполнять количество теплоты внутри шахтной печи и компенсировать часть теплоты, поглощаемой во время процесса восстановления с помощью H2. [10] In step 2), the powdered coal for producing the hot-pressed carbonaceous pellets is one-third coking coal or fat coal. The powdered coal is characterized by a volatile component content of 20-32 wt.%, a fixed carbon content of 60-70 wt.%, and an ash content of 6-12 wt.%. The hot-pressed carbonaceous pellets obtained in step 2) are characterized by a TFe content of 45-56 wt.%, a C content of 10-22 wt.%, and an average crushing strength of more than 5500 N or equal to this value. Shrinkage occurs during the reduction process at a shrinkage rate of 8-15%, which can replenish the amount of heat inside the shaft furnace and compensate for part of the heat absorbed during the reduction process by H 2 .
[11] 3) Получение H2 с использованием коксового газа в качестве исходного материала и получение CO с использованием газа, отходящего из конвертера, в качестве исходного материала посредством процесса адсорбции с перепадом давления, где чистота каждого из полученных H2 и CO составляет более 99% или равняется этому значению. Смешивание полученных H2 и CO с получением восстановительного газа, характеризующегося показателем объемного соотношения H2/CO, составляющим более 8 или равным этому значению, показателем H2+CO, составляющим более 90 об. % или равным этому значению, и объемным содержанием H2, составляющим более 80% и менее 100%. [11] 3) Obtaining H2 using coke oven gas as a feedstock and obtaining CO using converter exhaust gas as a feedstock through a pressure swing adsorption process, wherein the purity of each of the obtained H2 and CO is greater than or equal to 99%. Mixing the obtained H2 and CO to obtain a reducing gas characterized by an H2 /CO volume ratio greater than or equal to 8, an H2 +CO ratio greater than or equal to 90 vol.%, and a H2 volume content greater than 80% and less than 100%.
[12] 4) Получение топливного газа для нагревания восстановительного газа путем смешивания газа, оставшегося после улавливания CO2 из доменного газа, с полученным CO.[12] 4) Obtaining fuel gas for heating the reducing gas by mixing the gas remaining after capturing CO2 from the blast furnace gas with the obtained CO.
[13] Сбор доменного газа и улавливание CO2 из доменного газа, что обеспечивает содержание CO2 в газе, оставшемся после улавливания CO2 из доменного газа, составляющее менее 3% или равное этому значению, и содержание CO, составляющее более 30% или равное этому значению. Смешивание доменного газа с удаленным CO2 и полученного CO с получением топливного газа, в котором количество доменного газа с удаленным CO2 составляет 10-30%. Топливный газ характеризуется объемным содержанием CO, составляющим более 80% или равным этому значению, и объемным содержанием N2, составляющим менее 20% или равным этому значению. [13] Collecting blast furnace gas and capturing CO2 from the blast furnace gas, which ensures that the CO2 content of the gas remaining after capturing CO2 from the blast furnace gas is less than 3% or equal to this value, and the CO content is greater than 30% or equal to this value. Mixing the blast furnace gas with the removed CO2 and the obtained CO to obtain a fuel gas in which the amount of blast furnace gas with the removed CO2 is 10-30%. The fuel gas is characterized by a volume content of CO greater than 80% or equal to this value, and a volume content of N2 less than 20% or equal to this value.
[14] 5) Подача восстановительного газа и топливного газа в шахтную печь посредством двухслойного транспортирующего трубопровода, где топливный газ и воздух подают через внутренний слой, восстановительный газ подают через внешний слой, и внутренний слой и внешний слой отделены друг от друга с помощью огнеупорного материала с высокой теплопроводностью. Кроме того, объемное соотношение топливного газа и воздуха составляет более 2,3:1 или равняется этому значению, обеспечивая избыток топливного газа, что обеспечивает содержание O2 в хвостовом газе после сгорания, составляющее менее 3%. Температура восстановительного газа составляет 1050-1080°C, давление восстановительного газа составляет 0,7-0,8 МПа, и расход восстановительного газа составляет 15-20 л/мин. [14] 5) Feeding the reducing gas and fuel gas into the shaft furnace by means of a two-layer conveying pipeline, wherein the fuel gas and air are fed through the inner layer, the reducing gas is fed through the outer layer, and the inner layer and the outer layer are separated from each other by a refractory material with high thermal conductivity. In addition, the volume ratio of the fuel gas to air is more than 2.3:1 or equal to this value, ensuring that the fuel gas is in excess, thereby ensuring that the O2 content in the tail gas after combustion is less than 3%. The temperature of the reducing gas is 1050-1080°C, the pressure of the reducing gas is 0.7-0.8MPa, and the flow rate of the reducing gas is 15-20L/min.
[15] 6) Применение шихты печи, состоящей из щелочных окатышей и углеродсодержащих окатышей горячего прессования с массовым соотношением, составляющим 1-5:1, в шахтной печи. Кроме того, транспортирующий трубопровод для восстановительного газа размещен в нижней части секции восстановления и на уровне середины секции восстановления шахтной печи. Транспортирующий трубопровод для восстановительного газа, размещенный на уровне середины секции восстановления, выполнен с возможностью восполнения потерь тепла в средней и верхней части секции восстановления шахтной печи и занимает 30-50% всей длины транспортирующего трубопровода для восстановительного газа, что регулируется в зависимости от содержания H2 в восстановительном газе. Секция охлаждения шахтной печи удалена, доля длины секции восстановления увеличена до составляющей 60-80% высоты шахтной печи, и введен процесс горячей загрузки из шахтной печи в электропечь. Секция выгрузки оснащена бункером для хранения металлизированных окатышей, который содержит клапаны как на верхнем, так и на нижнем концах, и бункер для хранения оснащен впускным отверстием и выпускным отверстием. Хвостовой газ (с содержанием O2, составляющим менее 3 об. % или равным этому значению) после сгорания топливного газа вводится в секцию выгрузки. Хвостовой газ содержит большое количество CO и характеризуется очень низким содержанием O2, что обеспечивает в целом восстановительную атмосферу, которую можно применять для насыщения углеродом и улучшения степени металлизации и при этом осуществления нагревания для металлизации окатышей, что поддерживает температуру окатышей в бункере для хранения на уровне, превышающем 800°C или равном этому значению, для обеспечения того, что степень металлизации металлизированных окатышей, поступающих в электропечь, может составлять более 92% или равняться этому значению.[15] 6) Using a furnace charge consisting of alkali pellets and hot-pressed carbon-containing pellets with a weight ratio of 1-5:1 in a shaft furnace. In addition, a reducing gas transport pipeline is arranged at the bottom of the reduction section and at the middle level of the reduction section of the shaft furnace. The reducing gas transport pipeline arranged at the middle level of the reduction section is designed to compensate for heat losses in the middle and upper parts of the reduction section of the shaft furnace and occupies 30-50% of the entire length of the reducing gas transport pipeline, which is adjusted depending on the H 2 content in the reducing gas. The cooling section of the shaft furnace is removed, the proportion of the reduction section length is increased to 60-80% of the height of the shaft furnace, and a hot loading process from the shaft furnace to the electric furnace is introduced. The discharging section is equipped with a storage bin for metallized pellets, which has valves at both the upper and lower ends, and the storage bin is equipped with an inlet and an outlet. The tail gas (with an O2 content of less than or equal to 3 vol.%) after combustion of the fuel gas is introduced into the discharging section. The tail gas contains a large amount of CO and has a very low O2 content, which provides an overall reducing atmosphere that can be used to saturate with carbon and improve the metallization degree and at the same time carry out heating for metallization of pellets, which maintains the temperature of the pellets in the storage bin at a level greater than or equal to 800 °C, so as to ensure that the metallization degree of the metallized pellets entering the electric furnace can be greater than or equal to 92%.
[16] Кроме того, массовое соотношение щелочных окатышей и углеродсодержащих окатышей горячего прессования в структуре шихты шахтной печи составляет 1-5:1. [16] In addition, the mass ratio of alkali pellets and hot-pressed carbon-containing pellets in the structure of the shaft furnace charge is 1-5:1.
[17] 7) Непрерывная загрузка металлизированных окатышей в электропечь для горячей загрузки, при этом электропечь имеет конструкцию с четырьмя отверстиями для подачи сырья, двумя отверстиями для выпуска железа и двумя отверстиями для выпуска шлака. [17] 7) Continuous loading of metallized pellets into an electric furnace for hot loading, wherein the electric furnace has a design with four openings for feeding raw materials, two openings for discharging iron and two openings for discharging slag.
[18] Электропечь оснащена четырьмя отверстиями для подачи сырья, из которых два противоположных представляют собой отверстия для подачи окатышей, и другие два представляют собой соответственно отверстие для подачи растворителя и отверстие для подачи топлива. Каждое отверстие для подачи окатышей соединено с бункером для хранения в шахтной печи посредством желоба для осуществления горячей загрузки металлизированных окатышей, и температура горячей загрузки составляет более 700°C или равняется этому значению. Электропечь оснащена верхним и нижним отверстиями для выпуска железа и верхним и нижним отверстиями для выпуска шлака. Верхнее и нижнее отверстия для выпуска железа выполнены с возможностью выгрузки железа. Верхнее отверстие для выпуска шлака выполнено с возможностью контроля ликвидуса и давления в печи, нижнее отверстие для выпуска шлака находится на одном уровне с верхним отверстием для выпуска железа и предназначено для удаления шлака после выгрузки железа. Вводится способ плавки остаточного железа так, чтобы дополнительное количество углерода составляло 8-13%. [18] The electric furnace is equipped with four raw material feeding ports, of which the opposite two are pellet feeding ports, and the other two are a solvent feeding port and a fuel feeding port, respectively. Each pellet feeding port is connected to a storage bin in the shaft furnace via a chute to carry out hot loading of metallized pellets, and the hot loading temperature is more than 700°C or equal to this value. The electric furnace is equipped with upper and lower iron tapping ports and upper and lower slag tapping ports. The upper and lower iron tapping ports are configured to discharge iron. The upper slag tapping port is configured to control the liquidus and pressure in the furnace, the lower slag tapping port is at the same level with the upper iron tapping port and is designed to remove slag after unloading iron. A method of melting residual iron so that the additional carbon amount is 8-13% is introduced.
[19] По сравнению с предшествующим уровнем техники настоящее изобретение характеризуется следующими полезными эффектами. В результате осуществления таких мер, как улучшение качества восстановительного газа и добавление углеродсодержащих окатышей горячего прессования, в настоящем изобретении улучшается скорость восстановления окатышей ванадий-титановой руды в газовой шахтной печи, повышается конечная степень восстановления окатышей ванадий-титановой руды и осуществляется быстрая плавка без доменной печи ванадий-титановых окатышей. В то же время добавление углеродсодержащих окатышей горячего прессования может облегчать проблемы, обусловленные набуханием при восстановлении окатышей, преодолевать проблему, заключающуюся в том, что щелочные ванадий-титановые окатыши не соответствуют требованию к степени набухания при восстановлении менее 10% для окатышей руды, которые подаются в газовую шахтную печь, поскольку они характеризуются высокой степенью набухания при восстановлении, и расширять разнообразие видов окатышей, подаваемых в шахтную печь. В то же время по сравнению с доменной печью в настоящем изобретении применяется меньше углеродсодержащих восстановителей, что может обеспечивать снижение потребления энергии на тонну железа и выбросов углерода. [19] Compared with the prior art, the present invention has the following advantageous effects. By implementing measures such as improving the quality of the reducing gas and adding hot-pressed carbonaceous pellets, the present invention improves the reduction rate of vanadium-titanium ore pellets in a gas shaft furnace, increases the final reduction rate of the vanadium-titanium ore pellets, and realizes rapid blast furnace-free smelting of vanadium-titanium pellets. At the same time, the addition of hot-pressed carbonaceous pellets can alleviate the problems caused by the swelling upon reduction of pellets, overcome the problem that alkali vanadium-titanium pellets do not meet the requirement of a swelling rate upon reduction of less than 10% for ore pellets fed to a gas shaft furnace because they have a high swelling rate upon reduction, and expand the variety of pellets fed to the shaft furnace. At the same time, compared with a blast furnace, the present invention uses less carbonaceous reducing agents, which can achieve a reduction in energy consumption per ton of iron and carbon emissions.
ПОДРОБНОЕ ОПИСАНИЕ ПРЕДПОЧТИТЕЛЬНЫХ ВАРИАНТОВ ОСУЩЕСТВЛЕНИЯDETAILED DESCRIPTION OF PREFERRED IMPLEMENTATION OPTIONS
[20] Настоящее изобретение дополнительно описано ниже со ссылкой на конкретные варианты осуществления, но не ограничено ими каким-либо образом. Во избежание повторений исходные материалы в следующих вариантах осуществления являются коммерчески доступными, если не указано иное, и применяемые способы представляют собой традиционные способы, если не указано иное. Прочность на раздавливание сырых окатышей определяют путем метода приложения давления с помощью детектирующего оборудования для тестирования прочности на раздавливание окатышей в соответствии со стандартом GB/T 14201-2018 «Iron Ore Pellets for Blast Furnace and Direct Reduction Feedstocks - Determination of The Crushing Strength». Показатель степени набухания при восстановлении определяют в соответствии со стандартом GB/T 13240-2018 «Iron Ore Pellets for Blast Furnace Feedstocks - Determination of the Free-Swelling Index». Показатель скорости восстановления и конечную степень восстановления определяют и рассчитывают в соответствии со стандартом GB/T 13241-2017 «Iron Ores - Determination of Reducibility». [20] The present invention is further described below with reference to specific embodiments, but is not limited thereto in any way. To avoid repetition, the raw materials in the following embodiments are commercially available unless otherwise indicated, and the methods used are conventional methods unless otherwise indicated. The crushing strength of the green pellets is determined by a pressure application method using a pellet crushing strength testing equipment detection method in accordance with the standard of GB/T 14201-2018 " Iron Ore Pellets for Blast Furnace and Direct Reduction Feedstocks - Determination of The Crushing Strength ". The reduction swelling index is determined in accordance with the standard of GB/T 13240-2018 " Iron Ore Pellets for Blast Furnace Feedstocks - Determination of the Free-Swelling Index ". The recovery rate index and the final degree of recovery are determined and calculated in accordance with the standard GB/T 13241-2017 “ Iron Ores - Determination of Reducibility ”.
[21] Способ восстановления и плавки без доменной печи щелочных ванадий-титановых окатышей и углеродсодержащих ванадий-титановых окатышей горячего прессования, показанный в вариантах осуществления 1-3, включает следующие стадии, и отличия каждого варианта осуществления от сравнительного примера проиллюстрированы в следующем разделе, описывающем практическую реализацию.[21] The method for reducing and smelting alkali vanadium-titanium pellets and hot-pressed carbon-containing vanadium-titanium pellets without a blast furnace, shown in Embodiments 1 to 3, includes the following steps, and the differences of each embodiment from the comparative example are illustrated in the following section describing the practical implementation.
[22] 1) Обогащение ванадий-титанового железного концентрата и получение щелочных окатышей, характеризующихся щелочностью, составляющей 0,6-0,7, из обогащенного ванадий-титанового железного концентрата и мелкозернистого известняка.[22] 1) Enrichment of vanadium-titanium iron concentrate and production of alkali pellets, characterized by an alkalinity of 0.6-0.7, from enriched vanadium-titanium iron concentrate and fine-grained limestone.
[23] Ванадий-титановый железный концентрат перед обогащением характеризуется содержанием TFe, составляющим 55%, содержанием TiO2, составляющим 12%, и процентом прохода через сито на 200 меш, составляющим 88%. После измельчения до состояния, в котором доля ванадий-титанового железного концентрата с размером частиц -0,038 мм составляет более 90% или равняется этому значению, измельченный концентрат подвергают грубому отделению с помощью магнитного поля величиной 0,2 мТ с получением порошка железной руды грубого отделения и отбросов обогащения, затем порошок железной руды грубого отделения подвергают тонкому отделению с помощью магнитного поля величиной 0,15 мТ, отбросы обогащения после грубого отделения подвергают извлечению полезных продуктов с помощью магнитного поля величиной 0,2 мТ, и порошки руды после тонкого отделения и извлечения полезных продуктов представляют собой обогащенный ванадий-титановый железный концентрат. Обогащенный ванадий-титановый железный концентрат характеризуется содержанием TFe, составляющим 64%, содержанием TiO2, составляющим 10%, процентом прохода через сито на 800 меш, составляющим 90%. Доля мелкозернистого известняка с показателем размера частиц -0,1 мм составляет 96%. [23] Vanadium-titanium iron concentrate before beneficiation is characterized by a TFe content of 55%, a TiO2 content of 12%, and a 200 mesh sieve pass rate of 88%. After grinding to a state in which the proportion of vanadium-titanium iron concentrate with a particle size of -0.038 mm is more than 90% or equal to this value, the crushed concentrate is subjected to coarse separation using a magnetic field of 0.2 mT to obtain coarse separation iron ore powder and beneficiation waste, then the coarse separation iron ore powder is subjected to fine separation using a magnetic field of 0.15 mT, the beneficiation waste after coarse separation is subjected to the extraction of useful products using a magnetic field of 0.2 mT, and the ore powders after fine separation and the extraction of useful products are beneficiated vanadium-titanium iron concentrate. The beneficiated vanadium-titanium iron concentrate is characterized by TFe content of 64%, TiO2 content of 10%, 800 mesh sieve passing rate of 90%. The proportion of fine limestone with particle size index of -0.1 mm is 96%.
[24] Щелочные окатыши получают путем применения обжиговой машины конвейерного типа с температурой предварительного нагревания, составляющей 900-950°C, временем предварительного нагревания, составляющим 17 мин, температурой обжига, составляющей 1250-1280°C, и временем обжига, составляющим 20 мин.[24] Alkali pellets are produced by using a conveyor-type calcining machine with a preheating temperature of 900-950°C, a preheating time of 17 minutes, a calcining temperature of 1250-1280°C, and a calcining time of 20 minutes.
[25] Щелочные окатыши, полученные на стадии 1), характеризуются содержанием TFe, составляющим 64%, степенью набухания при восстановлении, составляющей 9%, и средней прочностью на раздавливание окатыша, составляющей 3100 Н. [25] The alkali pellets obtained in step 1) are characterized by a TFe content of 64%, a swelling degree upon reduction of 9%, and an average pellet crushing strength of 3100 N.
[26] 2) Получение углеродсодержащих окатышей горячего прессования с обогащенным ванадий-титановым железным концентратом и порошкообразным углем, где доля порошкообразного угля составляет 24%, и доля обогащенного ванадий-титанового железного концентрата составляет 76%. Однородную смесь обогащенного ванадий-титанового железного концентрата и порошкообразного угля подвергают горячему прессованию и формованию при 250-350°C, и затем вводят азот при 900-950°C для удаления летучих компонентов в порошкообразном угле.[26] 2) Obtaining hot-pressed carbonaceous pellets with beneficiated vanadium-titanium iron concentrate and powdered coal, wherein the proportion of powdered coal is 24%, and the proportion of beneficiated vanadium-titanium iron concentrate is 76%. A homogeneous mixture of beneficiated vanadium-titanium iron concentrate and powdered coal is subjected to hot pressing and molding at 250-350°C, and then nitrogen is introduced at 900-950°C to remove volatile components in the powdered coal.
[27] На стадии 2) порошкообразный уголь для получения углеродсодержащих окатышей горячего прессования на одну треть представляет собой коксовый уголь. Порошкообразный уголь характеризуется содержанием летучих компонентов, составляющим 26%, содержанием связанного углерода, составляющим 65%, и содержанием золы, составляющим 8%. Углеродсодержащие окатыши горячего прессования, полученные на стадии 2), характеризуются содержанием TFe, составляющим 50%, содержанием C, составляющим 16%, и средней прочностью на раздавливание, составляющей более 5500 Н или равной этому значению. Усадка происходит во время процесса восстановления при степени усадки, составляющей 8-15%, что может восполнять количество теплоты внутри шахтной печи и компенсировать часть теплоты, поглощаемой во время процесса восстановления с помощью H2. [27] In step 2), the powdered coal for producing the hot-pressed carbonaceous pellets is one-third coking coal. The powdered coal has a volatile content of 26%, a fixed carbon content of 65%, and an ash content of 8%. The hot-pressed carbonaceous pellets obtained in step 2) have a TFe content of 50%, a C content of 16%, and an average crushing strength of more than 5500 N or equal to this value. Shrinkage occurs during the reduction process at a shrinkage rate of 8-15%, which can replenish the amount of heat inside the shaft furnace and compensate for part of the heat absorbed during the reduction process with H 2 .
[28] 3) Получение H2 с использованием коксового газа в качестве исходного материала и получение CO с использованием газа, отходящего из конвертера, в качестве исходного материала посредством процесса адсорбции с перепадом давления, где чистота каждого из полученных H2 и CO составляет более 99% или равняется этому значению. Смешивание полученных H2 и CO с получением восстановительного газа, характеризующегося показателем H2/CO, составляющим более 8 или равным этому значению, показателем H2+CO, составляющим более 90% или равным этому значению. [28] 3) Obtaining H2 using coke oven gas as a feedstock and obtaining CO using converter exhaust gas as a feedstock through a pressure swing adsorption process, wherein the purity of each of the obtained H2 and CO is greater than or equal to 99%, and mixing the obtained H2 and CO to obtain a reducing gas characterized by an H2 /CO ratio greater than or equal to 8, an H2 +CO ratio greater than or equal to 90%.
[29] 4) Получение топливного газа для нагревания восстановительного газа путем смешивания газа, оставшегося после улавливания CO2 из доменного газа, с полученным CO.[29] 4) Obtaining fuel gas for heating the reducing gas by mixing the gas remaining after capturing CO2 from the blast furnace gas with the obtained CO.
[30] Сбор доменного газа и улавливание CO2 из доменного газа, что обеспечивает содержание CO2 в газе, оставшемся после улавливания CO2 из доменного газа, составляющее 3%, и содержание CO, составляющее более 30% или равное этому значению. Смешивание доменного газа с удаленным CO2 и полученного CO с получением топливного газа, в котором количество доменного газа с удаленным CO2 составляет 10-30%. Топливный газ характеризуется объемным содержанием CO, составляющим более 80% или равным этому значению, и объемным содержанием N2, составляющим менее 20% или равным этому значению. [30] Collecting blast furnace gas and capturing CO2 from the blast furnace gas, which ensures that the CO2 content of the gas remaining after capturing CO2 from the blast furnace gas is 3% and the CO content is greater than or equal to 30%. Mixing the blast furnace gas with the removed CO2 and the obtained CO to obtain a fuel gas in which the amount of blast furnace gas with the removed CO2 is 10-30%. The fuel gas is characterized by a volume content of CO greater than or equal to 80% and a volume content of N2 less than or equal to 20%.
[31] 5) Подача восстановительного газа и топливного газа в шахтную печь посредством двухслойного транспортирующего трубопровода, где топливный газ и воздух подают через внутренний слой, восстановительный газ подают через внешний слой, и внутренний слой и внешний слой отделены друг от друга с помощью огнеупорного материала с высокой теплопроводностью. Кроме того, объемное соотношение топливного газа и воздуха составляет более 2,3:1 или равняется этому значению, обеспечивая избыток топливного газа, что обеспечивает содержание O2 в хвостовом газе после сгорания, составляющее менее 3%. Температура восстановительного газа составляет 1050°C, давление восстановительного газа составляет 0,7-0,8 МПа. [31] 5) Feeding the reducing gas and fuel gas into the shaft furnace by means of a two-layer conveying pipeline, wherein the fuel gas and air are fed through the inner layer, the reducing gas is fed through the outer layer, and the inner layer and the outer layer are separated from each other by a refractory material with high thermal conductivity. In addition, the volume ratio of the fuel gas to air is more than 2.3:1 or equal to this value, ensuring that the fuel gas is in excess, thereby ensuring that the O2 content in the tail gas after combustion is less than 3%. The temperature of the reducing gas is 1050°C, and the pressure of the reducing gas is 0.7-0.8 MPa.
[32] 6) Массовое соотношение щелочных окатышей и углеродсодержащих окатышей горячего прессования в структуре шихты показано в таблице 1. Кроме того, транспортирующий трубопровод для восстановительного газа размещен в нижней части секции восстановления и на уровне середины секции восстановления шахтной печи. Транспортирующий трубопровод для восстановительного газа, размещенный на уровне середины секции восстановления, выполнен с возможностью восполнения потерь тепла в средней и верхней части секции восстановления шахтной печи и занимает 30-50% всей длины транспортирующего трубопровода для восстановительного газа, что регулируется в зависимости от содержания H2 в восстановительном газе. Секция охлаждения шахтной печи удалена, доля длины секции восстановления увеличена до составляющей 60-80% высоты шахтной печи, и введен процесс горячей загрузки из шахтной печи в электропечь. Секция выгрузки оснащена бункером для хранения металлизированных окатышей, который содержит клапаны как на верхнем, так и на нижнем концах, и бункер для хранения оснащен впускным отверстием и выпускным отверстием. Хвостовой газ (с содержанием O2, составляющим менее 3% или равным этому значению) после сгорания топливного газа вводится в секцию выгрузки. Хвостовой газ содержит большое количество CO и характеризуется очень низким содержанием O2, что обеспечивает в целом восстановительную атмосферу, которую можно применять для насыщения углеродом и улучшения степени металлизации и при этом осуществления нагревания для металлизации окатышей, что поддерживает температуру окатышей в бункере для хранения на уровне, превышающем 800°C или равном этому значению, для обеспечения того, что степень металлизации металлизированных окатышей, поступающих в электропечь, может составлять более 92% или равняться этому значению.[32] 6) The mass ratio of alkali pellets and hot-pressed carbon-containing pellets in the structure of the batch is shown in Table 1. In addition, a reducing gas transport pipeline is arranged at the lower part of the reduction section and at the middle level of the reduction section of the shaft furnace. The reducing gas transport pipeline arranged at the middle level of the reduction section is designed to compensate for heat losses in the middle and upper parts of the reduction section of the shaft furnace and occupies 30-50% of the entire length of the reducing gas transport pipeline, which is adjusted depending on the H2 content in the reducing gas. The cooling section of the shaft furnace is removed, the proportion of the length of the reduction section is increased to 60-80% of the height of the shaft furnace, and a hot loading process from the shaft furnace to the electric furnace is introduced. The unloading section is equipped with a metallized pellet storage bin, which has valves at both the upper and lower ends, and the storage bin is equipped with an inlet and an outlet. The tail gas (with an O2 content of less than or equal to 3%) after combustion of the fuel gas is introduced into the discharge section. The tail gas contains a large amount of CO and has a very low O2 content, which provides an overall reducing atmosphere that can be used to carbonize and improve the metallization degree, while providing heating for metallization of the pellets, which maintains the temperature of the pellets in the storage bin at a level greater than or equal to 800°C, to ensure that the metallization degree of the metallized pellets entering the electric furnace can be greater than or equal to 92%.
[33] 7) Электропечь имеет конструкцию с четырьмя отверстиями для подачи сырья, двумя отверстиями для выпуска железа и двумя отверстиями для выпуска шлака, что может позволять достичь технологии непрерывной загрузки. [33] 7) The electric furnace adopts the structure of four raw material feeding holes, two iron discharging holes and two slag discharging holes, which can achieve continuous loading technology.
Электропечь оснащена четырьмя отверстиями для подачи сырья, из которых два противоположных представляют собой отверстия для подачи окатышей, и другие два представляют собой соответственно отверстие для подачи растворителя и отверстие для подачи топлива. Каждое отверстие для подачи окатышей соединено с бункером для хранения в шахтной печи посредством желоба для осуществления горячей загрузки металлизированных окатышей, и температура горячей загрузки составляет более 700°C или равняется этому значению. Электропечь оснащена верхним и нижним отверстиями для выпуска железа и верхним и нижним отверстиями для выпуска шлака. Верхнее и нижнее отверстия для выпуска железа выполнены с возможностью выгрузки железа. Верхнее отверстие для выпуска шлака выполнено с возможностью контроля ликвидуса и давления в печи, нижнее отверстие для выпуска шлака находится на одном уровне с верхним отверстием для выпуска железа и предназначено для удаления шлака после выгрузки железа. Вводится способ плавки остаточного железа так, чтобы дополнительное количество углерода составляло 8-13%.The electric furnace is equipped with four feed holes, of which two opposite ones are pellet feed holes, and the other two are a solvent feed hole and a fuel feed hole, respectively. Each pellet feed hole is connected to a storage bin in a shaft furnace via a chute for hot loading of metallized pellets, and the hot loading temperature is more than 700°C or equal to this value. The electric furnace is equipped with upper and lower iron tap holes and upper and lower slag tap holes. The upper and lower iron tap holes are designed to discharge iron. The upper slag tap hole is designed to control the liquidus and pressure in the furnace, the lower slag tap hole is at the same level with the upper iron tap hole and is designed to remove slag after unloading the iron. A method for melting residual iron is introduced so that the additional amount of carbon is 8-13%.
[34] Расплавленное железо, содержащее ванадий, характеризуется содержанием C, составляющим 2,8%–3,8%. [34] Molten iron containing vanadium is characterized by a C content of 2.8%–3.8%.
[35] Расплавленный шлак характеризуется содержанием FeO, составляющим 2–5%, R2, составляющим 0,5-0,6, и содержанием TiO2, составляющим 30–40%. [35] The molten slag is characterized by a FeO content of 2–5%, R 2 of 0.5–0.6, and a TiO 2 content of 30–40%.
[36] Вариант осуществления 1 [36] Embodiment 1
[37] В варианте осуществления 1 применяли восстановительный газ, характеризующийся содержанием H2, составляющим 80%, содержанием CO, составляющим 10%, содержанием N2, составляющим 7%, и содержанием CO2, составляющим 3%. Температура восстановления составляла 1050°C, и расход восстановительного газа составлял 15 л/мин. Структура материала, как показано в таблице 1, представляла собой 83% щелочных окатышей и 17% углеродсодержащих окатышей горячего прессования. Показатель скорости восстановления и конечная степень восстановления, определенные в лаборатории, показаны в таблице 1. [37] In Embodiment 1, a reducing gas having an H2 content of 80%, a CO content of 10%, an N2 content of 7%, and a CO2 content of 3% was used. The reduction temperature was 1050°C, and the flow rate of the reducing gas was 15 L/min. The structure of the material, as shown in Table 1, was 83% alkali pellets and 17% hot-pressed carbonaceous pellets. The reduction rate index and the final reduction degree determined in the laboratory are shown in Table 1.
[38] Вариант осуществления 2 [38] Embodiment 2
[39] В варианте осуществления 2 применяли восстановительный газ, характеризующийся содержанием H2, составляющим 80%, содержанием CO, составляющим 10%, содержанием N2, составляющим 7%, и содержанием CO2, составляющим 3%. Температура восстановления составляла 1050°C, и расход восстановительного газа составлял 15 л/мин. Структура материала, как показано в таблице 1, представляла собой 77,5% щелочных окатышей и 22,5% углеродсодержащих окатышей горячего прессования. Показатель скорости восстановления и конечная степень восстановления, определенные в лаборатории, показаны в таблице 1. [39] In Embodiment 2, a reducing gas having an H2 content of 80%, a CO content of 10%, an N2 content of 7%, and a CO2 content of 3% was used. The reduction temperature was 1050°C, and the flow rate of the reducing gas was 15 L/min. The structure of the material, as shown in Table 1, was 77.5% alkali pellets and 22.5% hot-pressed carbonaceous pellets. The reduction rate index and the final reduction degree determined in the laboratory are shown in Table 1.
[40] Вариант осуществления 3 [40] Embodiment 3
[41] В варианте осуществления 3 применяли восстановительный газ, характеризующийся содержанием H2, составляющим 80%, содержанием CO, составляющим 10%, содержанием N2, составляющим 7%, и содержанием CO2, составляющим 3%. Температура восстановления составляла 1050°C, и расход восстановительного газа составлял 15 л/мин. Структура материала, как показано в таблице 1, представляла собой 72% щелочных окатышей и 28% углеродсодержащих окатышей горячего прессования. Показатель скорости восстановления и конечная степень восстановления, определенные в лаборатории, показаны в таблице 1. [41] In Embodiment 3, a reducing gas having an H2 content of 80%, a CO content of 10%, an N2 content of 7%, and a CO2 content of 3% was used. The reduction temperature was 1050°C, and the flow rate of the reducing gas was 15 L/min. The structure of the material, as shown in Table 1, was 72% alkali pellets and 28% hot-pressed carbonaceous pellets. The reduction rate index and the final reduction degree determined in the laboratory are shown in Table 1.
[42] Сравнительный пример 1 [42] Comparative example 1
[43] В сравнительном примере 1 применяли восстановительный газ, характеризующийся содержанием H2, составляющим 66%, содержанием CO, составляющим 11%, содержанием N2, составляющим 20%, и содержанием CO2, составляющим 3%. Температура восстановления составляла 1050°C, и расход восстановительного газа составлял 15 л/мин. Структура материала, как показано в таблице 1, представляла собой 100% щелочных окатышей. Показатель скорости восстановления и конечная степень восстановления, определенные в лаборатории, показаны в таблице 1. [43] In Comparative Example 1, a reducing gas having an H2 content of 66%, a CO content of 11%, an N2 content of 20%, and a CO2 content of 3% was used. The reduction temperature was 1050°C, and the flow rate of the reducing gas was 15 L/min. The material structure, as shown in Table 1, was 100% alkali pellets. The reduction rate index and the final reduction degree determined in the laboratory are shown in Table 1.
Таблица 1. Сравнение показателей восстановления окатышей рудыTable 1. Comparison of ore pellet recovery rates
[44] Из вышеприведенной таблицы можно видеть, что показатель скорости восстановления и конечная степень восстановления в вариантах осуществления были выше, чем таковые в сравнительном примере, что обусловлено увеличением содержания H2 и приводит к увеличению восстанавливающей способности, так что скорость восстановления повышается. В вариантах осуществления скорость восстановления и конечная степень восстановления увеличивались по мере увеличения доли углеродсодержащих окатышей горячего прессования, что обусловлено главным образом тем фактом, что C в составе окатышей участвует в реакции восстановления, что повышает скорость восстановления. Кроме того, C напрямую восстанавливает V и Ti, которые не могут быть восстановлены с помощью H2 и CO, что позволяет им поступать в расплавленное железо, так что как конечная степень восстановления, так и скорость восстановления повышаются. [44] It can be seen from the above table that the reduction rate and the final reduction ratio in the embodiments were higher than those in the comparative example, which is due to the increase in the H 2 content and leads to an increase in the reducing ability, so that the reduction rate is increased. In the embodiments, the reduction rate and the final reduction ratio increased as the proportion of the hot-pressed carbon pellet increased, which is mainly due to the fact that C in the pellet participates in the reduction reaction, which increases the reduction rate. In addition, C directly reduces V and Ti, which cannot be reduced by H 2 and CO, allowing them to enter the molten iron, so that both the final reduction ratio and the reduction rate are increased.
[45] Для специалиста в данной области будет понятно, что без отступления от объема технического решения настоящего изобретения можно осуществлять множество возможных изменений и модификаций технического решения настоящего изобретения путем использования технической информации, раскрытой выше, или модифицировать его с помощью эквивалентных изменений с получением эквивалентных вариантов осуществления. Следовательно, любая простая модификация, эквивалентное изменение и модификация, выполненные в отношении вышеприведенных вариантов осуществления в соответствии с технической сущностью настоящего изобретения без отступления от технического решения настоящего изобретения, также будут находиться в пределах объема правовой охраны технического решения настоящего изобретения.[45] It will be understood by a person skilled in the art that, without departing from the scope of the technical solution of the present invention, it is possible to make many possible changes and modifications to the technical solution of the present invention by using the technical information disclosed above, or modify it with equivalent changes to obtain equivalent embodiments. Therefore, any simple modification, equivalent change and modification made to the above embodiments in accordance with the technical essence of the present invention without departing from the technical solution of the present invention will also fall within the scope of legal protection of the technical solution of the present invention.
Claims (13)
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202211429564.8 | 2022-11-15 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2024114230A RU2024114230A (en) | 2024-12-27 |
| RU2841865C2 true RU2841865C2 (en) | 2025-06-17 |
Family
ID=
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102424876A (en) * | 2011-12-26 | 2012-04-25 | 重钢西昌矿业有限公司 | Non-blast furnace iron-making process for directly reducing vanadium titano-magnetite by gas-based shaft furnace |
| RU119742U1 (en) * | 2012-04-19 | 2012-08-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Управление и Инновации" | TECHNOLOGICAL LINE FOR PROCESSING VANADIUM CONTAINING TITANOMAGNETITE ORE (OPTIONS) |
| CN103451419B (en) * | 2013-08-23 | 2015-06-03 | 重钢西昌矿业有限公司 | Method for recovering iron, vanadium and titanium from schreyerite through shaft furnace reduction and electric furnace smelting and separating deep reduction |
| CN107012276A (en) * | 2017-03-28 | 2017-08-04 | 江苏省冶金设计院有限公司 | The method of vanadium titano-magnetite comprehensive utilization |
| CN107058727A (en) * | 2017-03-17 | 2017-08-18 | 江苏省冶金设计院有限公司 | A kind of preparation method of gas-based shaft kiln vanadium titano-magnetite acid pellet |
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102424876A (en) * | 2011-12-26 | 2012-04-25 | 重钢西昌矿业有限公司 | Non-blast furnace iron-making process for directly reducing vanadium titano-magnetite by gas-based shaft furnace |
| RU119742U1 (en) * | 2012-04-19 | 2012-08-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Управление и Инновации" | TECHNOLOGICAL LINE FOR PROCESSING VANADIUM CONTAINING TITANOMAGNETITE ORE (OPTIONS) |
| CN103451419B (en) * | 2013-08-23 | 2015-06-03 | 重钢西昌矿业有限公司 | Method for recovering iron, vanadium and titanium from schreyerite through shaft furnace reduction and electric furnace smelting and separating deep reduction |
| CN107058727A (en) * | 2017-03-17 | 2017-08-18 | 江苏省冶金设计院有限公司 | A kind of preparation method of gas-based shaft kiln vanadium titano-magnetite acid pellet |
| CN107012276A (en) * | 2017-03-28 | 2017-08-04 | 江苏省冶金设计院有限公司 | The method of vanadium titano-magnetite comprehensive utilization |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN102296137B (en) | Industrial production method of separating valuable elements from composite paragentic mineral of aluminum-vanadium-titanium-iron-silicon for cyclic utilization | |
| CN104894322B (en) | The method and its device of a kind of multilayer slag fused reduction iron-smelting | |
| CN104928428B (en) | Molten point of recovery method of the coal dust of low-grade iron resource | |
| CN102296138A (en) | Method for preparing ferrovanadium intermetallic compound and titanium slags by linear moving bed prereduction and shaft furnace melting process | |
| JP6236163B2 (en) | Production method of manganese-containing alloy iron | |
| US2986460A (en) | Production of iron | |
| CN101928800A (en) | Method for directly reducing carbon-bearing ferromagnetic metal pellets by adopting sensible heat of raw gases | |
| CN113088607A (en) | Method for smelting and recovering iron, vanadium and sodium from red mud | |
| CN110669943B (en) | Method for smelting vanadium-rich pig iron from vanadium-containing steel slag and vanadium extraction tailings | |
| CN105755195A (en) | Method for directly preparing molten steel from high-silicon iron ores | |
| CN108676951A (en) | A kind of hydrocarbon joint direct-reduction technique of iron ore concentrate | |
| RU2841865C2 (en) | Method of recovery and melting without blast furnace of alkaline vanadium-titanium pellets and carbon-containing vanadium-titanium pellets of hot pressing | |
| CN102191348B (en) | Technological method and device for producing high-grade nickel and stainless steel by using oxidized pellet method | |
| CN105463214B (en) | A kind of method that high ferronickel is produced using low poor grade lateritic nickel ore | |
| US20250003026A1 (en) | Reducing and non-blast furnace smelting method of alkaline vanadium-titanium pellets and hot-pressed carbon-containing vanadium-titanium pellets | |
| CN105714120A (en) | Comprehensive utilization method of low-quality ferromanganese ore slag and steel iron industrial waste | |
| CN218232524U (en) | Zinc-iron melting reduction separation device | |
| CN102181776A (en) | Technique and device for producing high-grade nickel and stainless steel by reduction pelletization | |
| CN111809044A (en) | Multi-source complex low-grade iron ore resource utilization method and high-quality composite ironmaking charge | |
| CN112111616A (en) | Cold-pressed composite furnace charge for blast furnace ironmaking and preparation method thereof | |
| CN117512246A (en) | Method for efficiently utilizing vanadium titano-magnetite with low carbon | |
| CN107739819A (en) | A kind of method of coal base shaft furnace process processing iron content red mud | |
| CN105463141A (en) | Method for smelting high-nickel molten iron through low-poor-grade nickel laterite ore | |
| RU2843558C1 (en) | Method of producing low-carbon cast iron by direct reduction in suspension and melting-separation in furnace with side blowing | |
| de Bruin et al. | Briquetting--one way of treating by-products at SSAB Tunnplat in Lulea |