[go: up one dir, main page]

WO2014133421A1 - Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля - Google Patents

Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля Download PDF

Info

Publication number
WO2014133421A1
WO2014133421A1 PCT/RU2014/000240 RU2014000240W WO2014133421A1 WO 2014133421 A1 WO2014133421 A1 WO 2014133421A1 RU 2014000240 W RU2014000240 W RU 2014000240W WO 2014133421 A1 WO2014133421 A1 WO 2014133421A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
ferronickel
ore
mixture
nickel
slag
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Ceased
Application number
PCT/RU2014/000240
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Гусейнгулу Бахлул Оглы САДЫХОВ
Анатолий Иванович КИСЕЛЕВ
Юрий Абрамович ЛАЙНЕР
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
OBSCHESTVO S OGRANICHENNOI OTVETSTVENNOSTYU "VI KHOLDING"
Original Assignee
OBSCHESTVO S OGRANICHENNOI OTVETSTVENNOSTYU "VI KHOLDING"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by OBSCHESTVO S OGRANICHENNOI OTVETSTVENNOSTYU "VI KHOLDING" filed Critical OBSCHESTVO S OGRANICHENNOI OTVETSTVENNOSTYU "VI KHOLDING"
Priority to EA201500202A priority Critical patent/EA024653B1/ru
Priority to PCT/RU2014/000240 priority patent/WO2014133421A1/ru
Publication of WO2014133421A1 publication Critical patent/WO2014133421A1/ru
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/02—Obtaining nickel or cobalt by dry processes
    • C22B23/023—Obtaining nickel or cobalt by dry processes with formation of ferro-nickel or ferro-cobalt
    • 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

Definitions

  • the invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular, to a method for processing laterite nickel ores with direct production of ferronickel in the form of metal granules.
  • Ferronickel is a valuable and basic raw material for the production of various grades of stainless steel.
  • Laterite nickel ores contain about 70% of the global nickel reserves.
  • the chemical and mineral composition of laterite ores is mainly divided into ferrous (limonite) and magnesian silicate - saprolite.
  • Magnesia silicate ores are efficiently processed by the pyrometallurgical method - by melting a hot charge in ore-thermal electric furnaces after preliminary reduction roasting of the ore in rotary tube furnaces in the temperature range of 750-950 ° ⁇ (Elkem process).
  • the process allows to achieve a high degree of nickel extraction (about 96%), but it is energy-intensive and can be promising in places where there is cheap electricity.
  • the use of electric smelting becomes ineffective due to a decrease in the nickel content in the resulting product (ferronickel).
  • the critical process was developed in the 30s of the 20th century in Germany (called the Krupp-Rennes process) to produce iron from low-quality iron ores.
  • the essence of the process lies in the fact that lateritic nickel ore in a mixture with a solid reducing agent and fluxing additives is subjected to reduction firing in a tubular furnace.
  • the charge, as it moves in the furnace, is continuously heated by heating gases and various physical and chemical processes proceed in it, depending on the heating temperature: moisture evaporates to a temperature of 600 ° C, then iron oxides are reduced in the range of 600-1 100 ° C, at more at high temperatures - 1200-1350 ° C and above, the heated mixture turns into a semi-molten liquid-solid and viscous state.
  • nickel recovery from silicate phases is intensified, as a result of which the reduced metal particles of iron and nickel are welded into circular particles during rotation of the furnace — cores distributed over the entire mass of slag.
  • the metal granules are separated from the slag by screening (or depositing) and magnetic separation.
  • the nickel content in the granules of ferronickel can vary from 4 to 10-12%, and when using high magnesian rich laterite ores, it can reach 20-25%.
  • the composition of the obtained certs mainly depends on the ratio Fe / Ni in the ore, i.e. the smaller the ratio, the higher the nickel content in the trit.
  • clay minerals present in ores consisting mainly of Fe 2 0 3 , Al 2 0 3 and Si0 2 , quickly dry up and dry during calcination in the furnace to form fine dust with a particle size of less than 5 microns.
  • the charge is advanced in a tube furnace, it is delaminated with a thin clay material lowering into the lower layer, and these components, in the presence of CaO in the reducing atmosphere, form low-melting (mp. 950-1000 ° ⁇ ) glassy silicate phases.
  • the temperature on the inner wall of the furnace reaches 1000-1150 ° C, the ferrous silicates melt and adhere to the wall with the formation of nastily.
  • the ore is ground to -0.076 mm (-200 mesh) 80-90%, mixed with additives of 2-5% coal (anthracite); 5-8% coke breeze; 3-5% CaCO3; 1-3% Na 2 C0 3 ; 6-8% clay or humus, the mixture is granulated to obtain pellets with a size of 10-20 mm (pellet moisture 15-18%), the pellets are dried at a temperature of 200-400 ° C for 30-90 minutes, then the dried pellets are fired in a tube furnace in the temperature range of 500-1300 ° C for 6-8 hours. As temperature rises reduction of iron and nickel with their subsequent merger in the form of metal granules.
  • the method uses laterite ores of different composition:
  • the clinker is cooled with water, wet milled to - 0.076 mm (-200 mesh) 80-90%.
  • Large particles (granules) of ferronickel are separated by screening, and small particles of ferronickel from finely divided slag are separated by wet magnetic separation.
  • the nickel content in the granules of ferronickel varies from 6.54 to 9.14% and iron from 91.35 to 86.27%.
  • the degree of nickel extraction from ore reaches 88.63-93.72%.
  • Fine grinding of raw materials and clinker obtained significantly increases the energy costs of the process.
  • the formation of ferronickel by magnetic separation in a large volume of finely dispersed waste slag (the output of this slag will be approximately 80-85% by weight of the processed ore) significantly complicates its utilization and increases the environmental load on the environment.
  • the closest in technical essence is the method of processing high-magnesite laterite (garnierite) ores with direct ferronickel production (advanced Krupp-Rennes process) used at the Oheyama plant of Nippon Yakin Kogyo Co., Japan [Watanabe T., Ono, S., Arai H., Matsumori T. Direct Reduction of Gamierite Ore for Production of Ferro-Nickel with a Rotary Kiln at Nippon Yakin Kogyo Co., Ltd., Oheyama Works. Int. J. Miner. Process., 19, 1987, p, 173-187].
  • the method consists in the following: various high-magnesian lateritic nickel ores are coarsely ground and mixed, bituminous coal, anthracite, coke breeze, about 8% limestone are added to the ore mixture with 17% moisture, then they are ground to -150 ⁇ m (-100 mesh) and averaged in a rod mill, the resulting mixture is briquetted. Briquettes are continuously fed into a grate drying device, where briquettes are dried at a temperature of 300 ° C due to the heat of the exhaust gases.
  • hardened hot briquettes are fed into a rotary kiln, where dehydration (up to 600 ° C), reduction (600-1 100 ° C) and crys tallization (1200-1400 ° C) are carried out sequentially.
  • dehydration up to 600 ° C
  • reduction 600-1 100 ° C
  • crys tallization (1200-1400 ° C) are carried out sequentially.
  • the creep zone in the temperature range of about 1250 ° C, softening of the material begins, with increasing temperature from 1250 to 1400 ° C, as the semi-molten mass moves, nickel from the silicate phases is restored, small particles of reduced iron and nickel are welded and form metal granules, resulting in ferronickel cores are formed.
  • the duration of firing the mixture in a rotary kiln is 7-8 hours or more.
  • the consumption of a reducing agent in the form of bituminous coal, anthracite and coke powder is about 4 times higher than the stoichiometric amount required to restore iron and nickel from ore to a metallic state. It should be noted that under industrial conditions the consumption of solid reducing agent significantly exceeds the stoichiometric amount and depends on the temperature and duration of the firing process. When firing the charge in a rotary kiln, part of the coal present in the charge burns out with flue gases, therefore, the longer the process, the greater the amount of combustible coal.
  • Slag tails are passed through a classifier to separate from the fine fraction (sludge), granular material in the form of sand is sold as a building material for the production of concrete, asphalt, etc.
  • briquetted mixture greatly reduces dust removal from the furnace, significantly reduces the likelihood of ring formation in the temperature range 1000-1 150 ° C, significantly improves the thermal regime of the furnace and the technical and economic parameters of the firing process as a whole. Due to the use of saprolite ores (garnierite) rich in nickel (2.3-2.6% Ni) and low iron content (1 1-15% Fe) for firing, ferronickel with a high nickel content (from 18 to 25%) is obtained.
  • the main disadvantages of this method are the high firing temperature (1400 ° C), a long firing time (7-8 hours), low productivity and high sulfur content (0.44%) in ferronickel. Sulfur is considered an undesirable impurity for stainless steel, which greatly complicates the implementation of ferronickel with a high sulfur content.
  • High temperature and long firing process significantly increases energy costs during firing, significantly reduces the service life of the furnace lining due to the aggressive action of ferrous silicate melt at high temperature.
  • a longer firing time significantly reduces the productivity of the process. The combination of these factors negatively affects the cost of the final product - ferronickel.
  • the processed ore solid residue
  • the mixture with the addition of solid reducing agent and limestone after briquetting is fired to obtain ferronickel granules according to the method described in the known method. It is shown that a decrease in the MgO content in the charge allows to reduce the firing temperature from 1400 to 1300 ° C while ensuring a high degree of nickel extraction in ferronickel.
  • the process proposed to reduce the magnesium content in the ore is quite complex and will significantly increase the cost of the resulting ferronickel.
  • the objective of the invention is to develop a method for processing highly magnesian silicate laterite ores in which the content of MgO and SiO 2 can vary in a wide range (from 15 to 25% MgO and from 30 to 45% and above Si0 2 ), with direct production of ferronickel.
  • the solution to this problem lies in the fact that in the method of processing high-magnesian laterite ores with direct production of ferronickel, including mixing the ore with a solid reducing agent and fluxing additives, briquetting the resulting mixture, reduction firing briquetted charge in tube rotary kilns with formation of ferronickel crits and separation of ferronickel from clinker, when mixing ore with a reducing agent, fluxing additives are introduced into the mixture in the amount of 6-12% CaCO3, preferably 8-10%, 6-12% A1 2 0 3 , preferably 8-10%, 0-10% Si0 2 , preferably 0-7.5%, by weight of the ore, the maximum temperature in the zone of crys tallization is maintained within 1300-1350 ° C, and the content of residual carbon in clinker slag is maintained within 0, 05-0.55%, preferably in the range 0.1-0.4%).
  • various calcium-, aluminum- and silicon-containing materials can be used, for example, limestone, clay, bauxite, aluminosilicates, aluminum-containing slag, silica sand, waste from enrichment and metallurgical production, etc.
  • the main requirement for the composition of these materials is a low content of sulfur and phosphorus and a limited content of magnesium.
  • part of MgO binds to the indicated additives in low-melting silicates, which leads to a decrease in the slag fraction of high-temperature magnesia silicates, especially forsterite (Mg 2 Si 0 4 ) with a melting point of 1890 ° C. Due to this, in the temperature range from 1250 to 1350 ° C, the calcined material passes into a viscous semi-molten state, which greatly facilitates the fusion and coarsening of reduced particles of nickel and iron with the formation of metal granules of ferronickel. The combination of these factors can reduce the total duration of firing briquetted mixture.
  • the consumption of additives Al 2 0 3 is 8-10%.
  • a decrease in the consumption of CaCO3 additives below 6% leads to a decrease in the liquid phase of the slag and leads to an increase in the temperature in the zone of crys tallization, which worsens the performance of the process, and an increase in the consumption of CaCO3 more than 12% leads to an increase in the basicity of the slag, which negatively affects the formation of the ferronickel matrix under the conditions of reducing roasting laterite ores.
  • the CaO additive consumption is 8-10%.
  • an increase in fluxing additives leads to an increase in material flows during firing, resulting in increased energy costs and reduced process performance.
  • the amount of introduced Si0 2 varies from 0 to 10%, preferably 0-7.5%, in such a way as to maintain the basicity and fusibility of the slag at a level that enables operation in a given temperature range.
  • an increase in the temperature in the cryogenic zone from the set value of 1300-1350 ° C is, firstly, not economically profitable, and secondly, it is not considered expedient, since it leads to an increase in slag flow (as in the case of an increase in A1 additives 2 0 3 ), and the slag does not hold large metallic particles of ferronickel in the volume due to their high specific density, these particles quickly settle and separate from the slag. As a result, complete fusion of the small particles of metallic nickel contained in the slag with larger particles is not ensured, which leads to a decrease in the yield of ferronickel. When firing the charge in a rotary kiln, large metal particles, quickly settling, adhere to its wall, which leads to disruption of the furnace and a decrease in the life of the lining.
  • various calcium, aluminum and silicon-containing materials can be used, for example, limestone, clay, bauxite, aluminum-containing slags and wastes, etc., but provided that the mass ratios of active components are within the established limits .
  • the residual carbon content in the slag after completion of the firing of the mixture should vary between 0.05-0.55%, more preferably 0.1-0.4%.
  • a decrease in the residual carbon content in the slag of less than 0.05 can lead to a decrease in the degree of nickel reduction from the silicate phases and, accordingly, to an increase in its loss with slag tails of the magnetic enrichment of crushed clinker.
  • An increase in carbon content of more than 0.55% contributes to an increase in the degree of reduction of iron from slag, which leads to the enrichment of ferronickel granules with iron and depletion of nickel, resulting in a significant decrease in the quality of the resulting final product.
  • the technological properties of critical slag are deteriorating.
  • the permissibility of changing the content of residual carbon over a wide range from 0.05 to 0.55% significantly facilitates the dosage of solid reducing agent during the preparation of the charge, and removes some difficulties when firing the briquetted mixture in rotary kilns.
  • low-sulfur solid reducing agents, bituminous coal and coke (or anthracite) are used to obtain high-quality ferronickel (in terms of sulfur content).
  • the necessary favorable conditions for the formation of metal granules of ferronickel during roasting of high-magnesite laterite ores are provided not due to the presence of a certain amount of sulfur in the charge, as in the prior art methods, but due to the use of complex additives with their ratio within the established limits.
  • anthracite and coke are passive solid reducing agents, their reducing ability is noticeably manifested at temperatures above 1000 ° C. Using them in a certain amount allows you to maintain a reducing atmosphere in a rotary kiln at high temperatures (1200–1300 ° C and above), at which, along with the reduction of nickel from silicate phases, metal particles gradually merge and enlarge with the formation of ferronickel granules .
  • Coke and anthracite are more expensive reducing agents than bituminous coal. Therefore, the use as a reducing agent of a certain amount of bituminous coal also favorably affects the cost of the resulting ferronickel.
  • high-magnesite laterite ores with different iron contents were used.
  • the chemical compositions of these ores are given in table 1.
  • Bituminous coal with an ash content of 7.5% and coke powder with an ash content of 10.6% were used as a carbon-containing solid reducing agent.
  • the content of volatile substances and total sulfur in bituminous coal is 51% and 0.29%, and in coke powder 2% and 0.2%, respectively.
  • Testing of the samples was carried out in a laboratory tube furnace, then the results were checked under experimental industrial conditions. Ore samples, solid reducing agents and fluxing additives were crushed to a particle size of -150 ⁇ m, mixed in certain proportions, tablets (briquettes) were made from the mixture.
  • the material softens with its transition to a semi-molten state, in which, along with the completion of nickel and iron reduction processes, they merge and coagulate with the formation of metal granules of ferronickel.
  • the metal particles were separated from the slag by wet magnetic separation.
  • the content of nickel and iron in the granules of ferronickel was 14.9 and 81.6%, respectively.
  • the degree of nickel extraction from ore was 93.1%, and iron - 75.1%.
  • the content of residual C in the slag is 0.36%.
  • Briquettes from a mixture of ore N ° l with additives of solid reducing agents and fluxing additives 8% CaC0 3 , 8% A1 2 0 3 were fired under the conditions of example 1. However, in this case, the coke consumption was 3% by weight of the ore.
  • the metal granules contained 13.9% Ni and 82.1% Fe.
  • the degree of nickel extraction from ore was 93.8%, and iron - 81.6%.
  • the content of residual C in the slag is 0.55%.
  • the content of nickel and iron in the granules of ferronickel was 20.3 and 75.9%, respectively.
  • the degree of extraction of nickel from ore is 94.2%, and iron is 62.8%.
  • the content of residual C in the slag is 0.34%.
  • Briquettes from a mixture of ore N ° 2 with the addition of solid reducing agents and fluxing additives 10% CaCO 3 and 10% A1 2 0 3 were fired under the conditions of example 4.
  • the coke consumption was 1% by weight of ore.
  • the nickel content in ferronickel reached 21.8%, and the iron content was at the level of 74% with a degree of nickel extraction of 92.6%, and iron - 56.3%.
  • the content of residual C in the slag is 0.13%).
  • briquettes About 600 kg of briquettes were made from a mixture consisting of ore N ° 2, 6% bituminous coal, 10% coke, fluxing limestone and bauxite additives.
  • the mass ratio (CaO + MgO) / (SiO 2 + Al 2 0 3 ) in the briquettes was 0.47.
  • the briquettes were subjected to reduction firing in a 0.75x8 m rotary kiln heated by natural gas.
  • the obtained granules of ferronickel contained 22.4% Ni and 80.9% Fe.
  • the slag content in the form of inclusions in the granules varied within 1.5-2.5%, and the nickel content in the slag was 0.15%.
  • the degree of extraction of nickel from ore reached 95.3%, and iron - 61.4%.
  • the sulfur content in ferronickel is 0.061%.
  • the content of residual C in the slag is 0.36%.
  • the method of processing high magnesian laterite ores with direct production of ferronickel granules, along with a high degree of nickel extraction from ore (91-95%), allows the process to be carried out at lower temperatures (1300-1350 ° C, preferably 1300-1325 ° C) and shorter duration, i.e. with lower energy costs, and at the same time obtain a low-sulfur (0.06% S), high-quality ferronickel product, which is a valuable raw material for the production of a wide range of stainless steel.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности, к способу переработки латеритных (окисленных никелевых) руд с прямым получением ферроникеля в виде металлических гранул. Способ включает смешивание руды с твердым восстановителем и флюсующими добавками, брикетирование полученной смеси, восстановительный обжиг брикетированной шихты в трубчатых вращающихся печах с формированием крицы ферроникеля и выделение ферроникеля из измельченного клинкера. Флюсующие добавки вводят в смесь в количестве 6-12% CaCO3, 6-12% Al2O3, 0-10% SiO2 от массы руды, максимальную температуру в зоне крицеобразования поддерживают в пределах 1300-1350ºC, и содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,05-0,55%, предпочтительно, в пределах 0,1-0,4%. В качестве твердого восстановителя используют смесь битуминозного угля и антрацита или кокса. Способ позволяет достигать высоких показателей при обжиге для повышения эффективности прямого получения ферроникеля из высокомагнезиальных силикатных никелевых руд.

Description

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЛАТЕРИТНЬК НИКЕЛЕВЫХ РУД С ПРЯМЫМ
ПОЛУЧЕНИЕМ ФЕРРОНИКЕЛЯ
Область техники
Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности, к способу переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля в виде металлических гранул.
Предшествующий уровень техники
Ферроникель является ценным и основным сырьем для производства различных марок нержавеющей стали.
В латеритных никелевых рудах сосредоточено около 70% мировых запасов никеля. По химическому и минеральному составу латеритные руды, в основном, подразделяются на железистые (лимонитные) и магнезиальные силикатные - сапролитные.
Из-за отсутствия рациональных методов обогащения латеритные никелевые руды поступают непосредственно на металлургическую переработку гидро- и пирометаллургическими способами.
Магнезиальные силикатные руды эффективно перерабатываются пирометаллургическим способом - с помощью плавки горячей шихты в руднотермических электропечах после предварительного восстановительного обжига руды во вращающихся трубчатых печах в области температур 750-950°С (Elkem процесс). Процесс позволяет достичь высокой степени извлечения никеля (около 96%), однако энергоемкий, и может быть перспективным в местах, где есть дешевая электроэнергия. С другой стороны, в случае повышенного содержания в руде железа применение электроплавки становится малоэффективным из-за уменьшения содержания никеля в получаемом продукте (ферроникеле).
В регионах, где существует дефицит электроэнергии, одним из перспективных направлений является переработка латеритных никелевых руд во вращающихся печах с прямым получением ферроникеля в виде крицы. Все энергетические затраты в этом процессе обеспечиваются за счет использования угля или угля совместно с природным газом.
Кричный процесс разработан в 30-е годы XX века в Германии (под названием Крупп-Ренн процесс) для получения железа из низкокачественных железных руд. Сущность процесса заключается в том, что латеритная никелевая руда в смеси с твердым восстановителем и флюсующими добавками подвергается восстановительному обжигу в трубчатой печи. Шихта по мере продвижения в печи непрерывно нагревается отопительньми газами и в ней в зависимости от температуры нагрева протекают различные физико-химические процессы: до температуры 600°С происходит испарение влаги, затем в области 600-1 100°С - восстановление оксидов железа, при более высоких температурах - 1200-1350°С и выше нагретая шихта превращаются в полурасплавленное жидко-твердое и вязкое состояние. В указанной температурной области интенсифицируется восстановление никеля из силикатных фаз, в результате чего восстановленные металлические частицы железа и никеля при вращении печи свариваются в круглые частицы— крицы, распределенные по всей массе шлака. После охлаждения и дробления массы (клинкера) металлические гранулы отделяют от шлака грохочением (или отсадкой) и магнитной сепарацией. В зависимости от состава перерабатываемой латеритной руды содержание никеля в гранулах ферроникеля может изменяться от 4 до 10-12%, а при использовании высокомагнезиальных богатых латеритных руд оно может достичь 20-25%. При этом состав получаемых криц главным образом зависит от соотношения Fe/Ni, в руде, т.е. чем меньше это соотношение, тем больше содержание никеля в крице.
Для переработки латеритных руд кричным способом (Цейдлер А.А. Металлургия никеля. - М.: Металлургиздат, 1947. 314 с), руду подвергают дроблению (предпочтительно до крупности 5-10 мм), дозируют необходимое количество мелкого угля (-0,8 мм) или коксика, известняка и других добавок (например, глины, доменного шлака, алюмосиликатов и т.д.), тщательно смешивают, и смесь обжигают во вращающейся печи с постепенным нагревом до температуры 1300°С и выше в течение 6-8 час. Для достижения положительных результатов рекомендуется поддержание основности — соотношения (CaO+MgO)/Si02 в пределах 0,15-0,30, плавкости - соотношения Al203/Si02 в пределах 0,22-0,40. При этом содержание MgO в шлаке не должно превышать 12%. Горячую полурасплавленную массу (клинкер) выгружают из печи, охлаждают и после дробления и измельчения разделяют на магнитных сепараторах с выделением ферроникеля в виде крицы. Отмечено, что содержание никеля в крице зависит- от состава руды и может изменяться в пределах от 4 до 8-10%.
Как отмечено выше, эти способы предусматривают использование латеритных никелевых руд с умеренным содержанием MgO (не более 12% в шлаке или до 10% в исходной руде). В случае использования высокомагнезиальных руд, содержащих более 10% MgO, требуется разработать новые рекомендации по составу шихты и расходу флюсующих добавок.
Помимо этого, использование при обжиге во вращающейся печи неагломированной шихты, состоящей из смеси дробленной до 5-12 мм руды, угля, известняка и других флюсующих добавок, создает серьезные трудности, связанные с большим пылевыносом из печи (увеличение пылевыноса из печи требует создания больших пылеулавливающих и газоочистительных сооружений), нарушением теплового режима и работы печи в целом. При дроблении руды определенная часть ее превращается в тонкие фракции, в частности крупности -250 мкм. Присутствие тонкой фракции значительно увеличивает пылевынос из печи. С другой стороны присутствующие в рудах глинистые минералы, состоящие в основном из Fe203, А1203 и Si02, при сушке и прокаливании в печи быстро рассыпаются с образованием тонкой пыли с крупностью частиц менее 5 мкм. При продвижении шихты в трубчатой печи происходит ее расслоение с опусканием тонкого глинистого материала в нижний слой, и эти компоненты в присутствии в системе СаО в восстановительной атмосфере образуют легкоплавкие (т.пл. - 950-1000°С) стеклообразные силикатные фазы. При достижении температуры на внутренней стенке печи 1000-1150°С железистые силикаты оплавляются и прилипают к стенке с образованием настыли. Кроме тонкого материала происходит прилипание к липкому стеклообразному слою и грубого материала из шихты. Постепенно этот слой нарастает и образует сплошное шлаковое кольцо, которое приводит к нарушению и остановке работы печи. Совокупность этих факторов существенно снижает технико-экономические показатели процесса получения ферроникеля из латеритных руд кричным способом.
Известен способ получения ферроникелевых гранул прямым восстановлением латеритных руд в трубчатой печи [Method for producing ferronickel granule with direct reduction of laterite nickel mine with rotary kiln (CN 101403043 А)]. Согласно этому способу руду измельчают до - 0,076 мм (-200 меш) 80-90%, смешивают с добавками 2-5% угля (антрацита); 5-8% коксовой мелочи; 3-5% СаСОз; 1-3% Na2C03; 6-8% глины или гумуса, смесь гранулируют с получением окатышей размером 10-20 мм (влажность окатышей 15-18%), окатыши сушат при температуре 200-400°С в течение 30-90 мин, затем высушенные окатыши обжигают в трубчатой печи в области температур 500- 1300°С в течение 6-8 час. По мере повышения температуры происходит восстановление железа и никеля с последующим их слиянием в виде металлических гранул. В способе используют латеритные руды разного состава:
1 - Высокомагнезиальная руда: Ni 0,92%, Mg 21,47%, Fe 9,81%, Al 0,067% , Si 23,01%;
2 - Железистая латеритная руда: Ni 1 ,23%, Mg 10,31% , Fe 21,96% , Al 4,73%, Si 12,54%;
3 - Смесь магнезиальной и железистой руды: Ni 1,07%, Mg 15,89% , Fe 15,88 %, Al 2,45%, Si 17,78% .
После завершения обжига клинкер охлаждают водой, подвергают мокрому измельчению до - 0,076 мм (-200 меш) 80-90%. Крупные частицы (гранулы) ферроникеля отделяют грохочением, а мелкие частицы ферроникеля из тонкоизмельченного шлака - мокрой магнитной сепарацией. В зависимости от состава используемой латеритной руды содержание никеля в гранулах ферроникеля изменяется в пределах от 6,54 до 9,14% и железа - в пределах от 91,35 до 86,27%. При этом степень извлечения никеля из руды достигает 88,63-93,72%.
Хотя использование в способе гранулированной шихты позволяет уменьшить пылевынос из трубчатой печи, однако не устраняет других недостатков. Основными недостатками данного способа являются:
Тонкое измельчение сырьевых материалов и полученного клинкера существенно увеличивает энергетические затраты технологического процесса. Образование после извлечения ферроникеля магнитной сепарацией в большом объеме тонкодисперсного отвального шлака (выход этого шлака составит примерно 80-85% от массы перерабатываемой руды) существенно затрудняет его утилизацию и увеличивает экологическую нагрузку на окружающею среду.
- Использование в шихте твердого восстановителя с низкой реакционной способностью - антрацита и коксового порошка (коксовой мелочи) способствует развитию протекания побочного процесса - образования в значительном количестве легкоплавких силикатов железа, наличие которых сильно повышает вероятность нежелательного явления - кольцеобразования в печи в области температур 1000- 1150°С. Причем чем выше содержание железа в руде, тем больше становится вероятность кольцеобразования.
Совокупность вышеуказанных факторов отрицательно влияет на технико- экономические показатели описанного способа в целом.
Наиболее близким по технической сущности является способ переработки высокомагнезиальных латеритных (гарниеритных) руд с прямым получением ферроникеля (усовершенствованный Крупп-Ренн процесс), применяемый на заводе Oheyama Компании Nippon Yakin Kogyo Co., Япония [Watanabe Т., Ono, S., Arai H., Matsumori T. Direct Reduction of Gamierite Ore for Production of Ferro-Nickel with a Rotary Kiln at Nippon Yakin Kogyo Co., Ltd., Oheyama Works. Int. J. Miner. Process., 19, 1987, p, 173-187]. Способ заключается в следующем: разные высокомагнезиальные латеритные никелевые руды грубо измельчают и смешивают, к смеси руд с 17% влажности добавляют битуминозный уголь, антрацит, коксовую мелочь, около 8% известняка, затем их измельчают до -150 мкм (-100 меш) и усредняют в стержневой мельнице, полученную смесь брикетируют. Брикеты в непрерывном режиме подаются в решетчатое сушильное устройство, где осуществляется сушка брикетов при температуре 300°С за счет тепла отходящих газов. Затем упрочненные горячие брикеты подаются во вращающуюся обжиговую печь, где происходят последовательно процессы дегидратации (до 600°С), восстановления (600-1 100°С) и крицеобразования (1200-1400°С). В зоне крицеобразования в области температур около 1250°С начинается размягчение материала, с повышением температуры от 1250 до 1400°С по мере продвижения полурасплавленной массы происходит довосстановление никеля из силикатных фаз, мелкие частицы восстановленного железа и никеля свариваются и образуют металлические гранулы, в результате чего формируются крицы ферроникеля. Продолжительность обжига шихты во вращающейся печи составляет 7-8 час и больше. Расход восстановителя в виде битуминозного угля, антрацита и коксового порошка примерно в 4 раза превышает стехиометрическое количество, необходимое для восстановления железа и никеля из руды до металлического состояния. Следует отметить, что в промышленных условиях расход твердого восстановителя существенно превышает стехиометрическое количество и зависит от температуры и продолжительности процесса обжига. При обжиге шихты во вращающейся печи часть угля, присутствующего в шихте выгорает топочными газами, поэтому, чем больше продолжительность процесса, тем больше количество возгораемого угля. При выходе из печи полурасплавленную массу (клинкер) с температурой около 1250°С закаливают (гранулируют) в воде, измельчают до - 2мм, отделяют крицы ферроникеля от шлака отсадкой и магнитной сепарацией. Концентрат, выделенный в результате магнитной сепарации — мелкодисперсные частицы металла со шлаком (в виде включений) возвращается в обжиговую печь для дальнейшего укрупнения в результате слияния с б другими металлическими частицами. Ферроникель представлен в виде частиц крупностью от 0,5 до 20 мм и содержит 1-2% шлака. Он имеет следующий химический состав: С < 0,10%, Ni 18-22%, S 0,45%, Р 0,015%. Общая степень извлечения никеля из руды достаточно высокая и достигает 95%».
Шлаковые хвосты пропускают через классификатор для отделения от тонкой фракции (шлама), сыпучий материал в виде песка реализуют в качестве строительного материала для производства бетона, асфальта и др.
Использование при обжиге брикетированной шихты сильно уменьшает пылевынос из печи, заметно уменьшает вероятность кольцеобразования в области температур 1000-1 150°С, существенно улучшает тепловой режим печи и технико- экономические показатели процесса обжига в целом. Благодаря использованию для обжига богатой по никелю (2,3-2,6% Ni) и с низким содержанием железа (1 1-15% Fe) сапролитных руд (гарниерита) получается ферроникель с высоким содержанием никеля (от 18 до 25%).
Основными недостатками известного способа являются высокая температура обжига (1400°С), большая продолжительность обжига (7-8 час), низкая производительность процесса и высокое содержание серы (0,44%) в ферроникеле. Сера считается нежелательной примесью для нержавеющей стали, что сильно затрудняет реализацию ферроникеля с повышенным содержанием серы.
С другой стороны известно, что присутствие серы играет важную роль в агломерации частиц восстановленного металла в условиях обжига шихты во вращающейся печи. Оно способствует снижению температуры плавления металла, благодаря содержанию в нем небольшого количества сульфидов никеля и железа, и частичному снижению поверхностного напряжения металлических частиц. Совокупность этих факторов улучшает слияние и укрупнение металлических частиц никеля и железа.
В описанном способе необходимость присутствия серы в шихте можно объяснить очень высокой температурой размягчения высокомагнезиального силикатного шлака, образующегося в зоне крицеобразования во вращающейся печи при обжиге высокомагнезиальных никелевых руд с флюсующими добавками известняка. В связи с этим, в данном способе при обжиге шихты в качестве серосодержащего компонента используют высокосернистый уголь (1 ,5% S).
Высокая температура и большая продолжительность процесса обжига значительно увеличивает энергетические затраты при обжиге, существенно уменьшает срок службы футеровки печи из-за агрессивного действия железистого силикатного расплава при высокой температуре. Помимо этого, большая продолжительность обжига заметно снижает производительность процесса. Совокупность этих факторов отрицательно влияет на себестоимость конечного продукта - ферроникеля.
Для снижения температуры обжига в другом известном способе японской компании Nippon Yakin Kogyo Co. (US 3765873), предлагается уменьшить содержание MgO в руде путем обработки части высокомагнезиальной (гарниеритной) руды следующим образом: руду измельчают до -150 мкм (-100 меш), обжигают при температуре 500-800°С для разрушения кристаллической структуры магнезиальных силикатов с высвобождением MgO, затем продукт обжига выщелачивают водой с подачей углекислого газа под давлением при температуре 20-50°С в течение 0,5-3 час для растворения MgO в виде Mg(HC03)2. При этом около 30-40% магния из руды переходит в раствор. После отделения раствора обработанную руду (твердый остаток) смешивают с исходной рудой, и смесь с добавками твердого восстановителя и известняка после брикетирования подвергают обжигу для получения ферроникелевых гранул по методике, описанной в известном способе. Показано, что уменьшение содержания MgO в шихте позволяет снизить температуру обжига от 1400 до 1300°С при одновременном обеспечении высокой степени извлечения никеля в ферроникель. Однако процесс, предложенный для уменьшения содержания магния в руде, является достаточно сложным и существенно повысит себестоимость получаемого ферроникеля.
В связи с вышеизложенным, требуется разработать способ, позволяющий достигать высоких показателей при обжиге для повышения эффективности прямого получения ферроникеля из высокомагнезиальных силикатных никелевых руд.
Раскрытие изобретения
Задачей предлагаемого изобретения является разработка способа переработки высокомагнезиальных силикатных латеритных руд, в которых содержание MgO и Si02 могут изменяться в широком диапазоне (от 15 до 25% MgO и от 30 до 45% и выше Si02), с прямым получением ферроникеля.
Решение поставленной задачи заключается в том, что в способе переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникеля, включающем смешивание руды с твердым восстановителем и флюсующими добавками, брикетирование полученной шихты, восстановительный обжиг брикетированной шихты в трубчатых вращающихся печах с формированием крицы ферроникеля и выделение ферроникеля из клинкера, при смешивании руды с восстановителем флюсующие добавки вводят в смесь в количестве 6-12% СаСОз, предпочтительно 8-10%, 6-12% А1203, предпочтительно 8-10%, 0-10% Si02, предпочтительно 0-7,5%, от массы руды, максимальную температуру в зоне крицеобразования поддерживают в пределах 1300-1350°С, и содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,05-0,55%, предпочтительно, в пределах 0,1-0,4%).
В качестве флюсующих добавок можно использовать различные кальций-, алюминий- и кремнийсодержащие материалы, например, известняк, глину, боксит, алюмосиликаты, алюминийсодержащие шлаки, кварцевый песок, отходы обогащения и металлургического производства и т.д. Основное требование к составу этих материалов - незначительное содержание серы и фосфора и ограниченное содержание магния. При обжиге магнезиальных силикатных руд для прямого получения ферроникелевых гранул применение комплексных добавок СаСОз, А1203 и, при необходимости, Si02 в вышеуказанных количествах позволяет проводить процесс обжига при достаточно низких температурах 1300-1350°С, уменьшить продолжительность восстановительного обжига брикетированной шихты до 5-7 час с максимальной степенью извлечения никеля (до 95%) из руды. Полагают, что это обусловлено тем, что добавки СаСОз и А120з в установленных количествах позволяют снизить температуру плавления шлака благодаря образованию силикатов сложного состава пироксеновой группы - Са (Mg,Fe,Al)[(Si,Al)206] с низкой температурой плавления (1300-1400°С); добавки А120з и Si02 уменьшают основность шлаков и увеличивают температурный интервал их текучести и вязкость, в результате чего улучшаются технологические свойства кричных шлаков. При этом часть MgO связывается с указанными добавками в легкоплавкие силикаты, что приводит к уменьшению в шлаке доли высокотемпературных магнезиальных силикатов, особенно форстерита (Mg2Si04) с температурой плавления - 1890°С. Благодаря этому в области температур от 1250 до 1350°С, обожженный материал переходит в вязкое полурасплавленное состояние, что существенно облегчает слияние и укрупнение восстановленных частиц никеля и железа с формированием металлических гранул ферроникеля. Совокупность этих факторов позволяет уменьшить общую продолжительность обжига брикетированной шихты.
Уменьшение расхода добавок А1203 ниже 6% не позволяет снизить температуру плавления шлака до 1300-1350°С, а в случае увеличение расхода его более 12% шлаки становятся более текучими, что отрицательно влияет на формирование крицы ферроникеля в условиях восстановительного обжига латеритных руд. Помимо этого увеличение флюсующих добавок приводит к увеличению материальных потоков при обжиге, в результате чего увеличиваются энергетические затраты и уменьшается производительность процесса. Предпочтительно расход добавок А1203 составляет 8- 10%.
Уменьшение расхода добавок СаСОз ниже 6% приводит к уменьшению жидкой фазы шлака и заставляет повысить температуру в зоне крицеобразования, что ухудшает показатели технологического процесса, а увеличение расхода СаСОз более 12% приводит к увеличению основности шлака, что отрицательно влияет на формирование крицы ферроникеля в условиях восстановительного обжига латеритных руд. Предпочтительно расход добавок СаО составляет 8-10%. Помимо этого, как отмечено выше, увеличение флюсующих добавок приводит к увеличению материальных потоков при обжиге, в результате чего увеличиваются энергетические затраты и уменьшается производительность процесса.
Количество вводимого Si02 варьируется от 0 до 10%, предпочтительно 0-7,5%, таким образом, чтобы поддерживать основность и плавкость шлака на уровне, обеспечивающем возможность работы в заданном интервале температур.
При оптимальном расходе флюсующих добавок увеличение температуры в зоне крицеобразования от установленного значения 1300-1350°С, во-первых, экономически не выгодно, во-вторых, не считается целесообразным, так как оно приводит к увеличению текучести шлака (как в случае увеличения добавок А1203), и шлак не удерживает крупные металлические частицы ферроникеля в объеме из-за большой удельной плотности их, эти частицы быстро оседают и отделяются от шлака. В результате не обеспечивается полное слияние содержащихся в шлаке мелких частиц металлического никеля с более крупными частицами, что приводит к уменьшению выхода ферроникеля. При обжиге шихты во вращающейся печи крупные металлические частицы, быстро оседая, прилипают к ее стенке, что в результате приводит к нарушению работы печи и уменьшению срока службы футеровки.
Использование флюсующих добавок в указанных количествах одновременно позволяет уменьшить продолжительность обжига до 5-7 час, что уменьшает энергетические затраты при обжиге. Совокупность этих факторов существенно улучшает технико-экономические показатели процесса в целом.
Как отмечено выше, в предлагаемом способе в качестве указанных добавок можно использовать различные кальций-, алюминий- и кремнийсодержащие материалы, например, известняк, глину, боксит, алюминийсодержащие шлаки и отходы и др., но при условии поддержания массовых отношений активных компонентов в установленных пределах.
В предлагаемом способе, содержание остаточного углерода в шлаке после завершения обжига шихты должно изменяться в пределах 0,05-0,55%, более предпочтительно 0,1-0,4%. Уменьшение содержания остаточного углерода в шлаке меньше 0,05 может привести к снижению степени восстановления никеля из силикатных фаз и, соответственно, к увеличению его потери со шлаковыми хвостами магнитного обогащения измельченного клинкера. Увеличение содержания углерода более 0,55% способствует увеличению степени восстановления железа из шлака, что приводит к обогащению гранул ферроникеля железом и обеднению никелем, в результате существенно снижается качество получаемого конечного продукта. Помимо этого, ухудшаются технологические свойства кричных шлаков. Допустимость изменения содержания остаточного углерода в широких пределах от 0,05 до 0,55% существенно облегчает операции дозировки твердого восстановителя при подготовке шихты, и снимает некоторые затруднения при обжиге брикетированной шихты во вращающихся печах. В способе по изобретению для получения качественного ферроникеля (по содержанию серы) используют низкосернистые твердые восстановители, битуминозный уголь и кокс (или антрацит). Необходимые благоприятные условия для формирования металлических гранул ферроникеля при обжиге высокомагнезиальных латеритных руд обеспечиваются не за счет наличия в шихте определенного количества серы, как в способах уровня техники, а за счет использования комплексных добавок при их соотношении в установленных пределах.
Для осуществления процессов в низко- и высокотемпературной областях при обжиге латеритных никелевых руд во вращающейся печи целесообразно использовать восстановители разного вида - битуминозный уголь, антрацит или кокс. При наличии в шихте битуминозного угля существенно ускоряются процессы восстановления свободных оксидов железа до металлического состояния в области 700-900°С. В результате ограничивается развитие протекания побочных процессов с преждевременным образованием легкоплавких силикатных фаз, что, следовательно, уменьшает вероятность кольцеобразования во вращающейся печи - очень нежелательного явления при прямом получении ферроникеля из латеритных руд. В отличие от битуминозного угля антрацит и кокс являются пассивными твердыми восстановителями, восстановительная способность их заметно проявляется при температурах выше 1000°С. Использование их в определенном количестве позволяет поддерживать восстановительную атмосферу во вращающейся печи в области высоких температур (1200-1300°С и выше), при которых, наряду с восстановлением никеля из силикатных фаз, постепенно и медленно происходит слияние и укрупнение металлических частиц с образованием ферроникелевых гранул. Кокс и антрацит более дорогие восстановители, чем битуминозный уголь. Поэтому использование в качестве восстановителя определенного количества битуминозного угля также благоприятно влияет на себестоимость получаемого ферроникеля.
Варианты осуществления изобретения
Далее изобретение будет проиллюстрировано с помощью примеров.
Для осуществления способа были использованы высокомагнезиальные латеритные руды с разным содержанием железа. Химические составы этих руд приведены в табл.1. В качестве углеродсодержащего твердого восстановителя служили битуминозный уголь зольностью 7,5% и коксовый порошок зольностью 10,6%. Содержание летучих веществ и общей серы в битуминозном угле 51% и 0,29%, а в коксовом порошке 2% и 0,2%, соответственно. Испытания проб проводили в лабораторной трубчатой печи, затем полученные результаты проверяли в опытно- промышленных условиях. Пробы руд, твердые восстановители и флюсующие добавки измельчали до крупности -150 мкм, смешивали в определенных пропорциях, из смеси изготавливали таблетки (брикеты). В лабораторных условиях таблетки обжигали в атмосфере инертного газа - аргона. После завершения процесса продукты обжига быстро охлаждали в воде, измельчали, частицы ферроникеля отделяли от шлака мокрой магнитной сепарацией. В ферроникеле определяли содержание железа и никеля, а в шлаке - содержание никеля, железа и остаточного углерода. Приводимые ниже примеры на пробах латеритных руд иллюстрируют возможности способа. Таблица 1
Химический состав проб латеритных никелевых руд
Figure imgf000013_0001
Пример Ngl
Брикеты из смеси руды N°l (при массовом отношении MgO/Si02 = 0,36) с добавками 8% битуминозного угля, 2% кокса, 8% СаС03, 8% А1203 (Al203/Si02 = 0,24), без добавки Si02; при массовом отношении (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,37 обжигали в области температур от 300 до 1300°С в течение 5,5 час. При этом продолжительность нагрева в зоне крицеобразования, где происходит постепенное повышение температуры шихты от 1200°С до максимальной температуры процесса 1300-1350°С, и последующее охлаждение до 1250°С составила 45 мин.
В этой температурной зоне происходит размягчение материала с переходом его в полурасплавленное состояние, при котором, наряду с завершением процессов восстановления никеля и железа, происходит их слияние и коагуляция с формированием металлических гранул ферроникеля. После охлаждения и измельчения продукта обжига металлические частицы отделяли от шлака мокрой магнитной сепарацией. Содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 14,9 и 81,6%, соответственно. Степень извлечения никеля из руды составила 93,1%, а железа - 75,1%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,36%.
Пример Ng.2
Брикеты из смеси руды N°l с добавками твердых восстановителей и флюсующих добавок 8% СаС03, 8% А1203 обжигали в условиях примера 1. Однако в этом случае расход кокса составил 3% от массы руды. При этом металлические гранулы содержали 13,9% Ni и 82,1% Fe. Степень извлечения никеля из руды составила 93,8%, а железа - 81,6%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,55%.
Пример N°3
Брикеты из смеси руды Nsl с добавками 8% битуминозного угля, 1% кокса, 8% CaC03j 6% А1203 (Al203/Si02 = 0,17) и 5% Si02 при массовом отношении (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,35 обжигали в условиях примера 1. При этом металлические гранулы содержали 15,6%) Ni и 80,8%) Fe. Степень извлечения никеля из руды составила 91,8%, а железа - 70,4%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,05%. Пример Ns4
Брикеты из смеси руды N°2 (MgO/Si02 = 0,50) с добавками 6% битуминозного угля, 2% кокса, 10% СаСОз и 10% А1203 (Al203/Si02 = 0,28) при массовом отношении (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,49 подвергали обжигу в области температур от 300 до 1325°С в течение 6 час. При этом продолжительность нагрева в области 1200-1325°С и последующее охлаждение до 1250°С составила 50 мин. Дальнейшие операции осуществляли в условиях примера 1. После сепарации содержание никеля и железа в гранулах ферроникеля составило 20,3 и 75,9%, соответственно. Степень извлечения никеля из руды - 94,2%, а железа - 62,8%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,34%.
Пример N°5
Брикеты из смеси руды N°2 с добавками твердых восстановителей и флюсующих добавок 10% СаС03 и 10% А1203 обжигали в условиях примера 4. Однако в этом случае расход кокса составил 1% от массы руды. При этом содержание никеля в ферроникеле достигло 21,8%, а содержание железа находилось на уровне 74% при степени извлечения никеля - 92,6%, а железа - 56,3%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,13%).
Пример N_?6
Брикеты из смеси руды Na3 (MgO/Si02 = 0,60) с добавками 8% битуминозного угля, 2% кокса, 8% СаС03 и 12% А1203 (Al203/Si02 = 0,37) при (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,52 подвергали обжигу в области температур от 300 до 1350°С в течение 6,5 час. При этом продолжительность нагрева в области 1200-1350°С и последующее охлаждение до 1250°С составила 60 мин. После охлаждения клинкера, измельчения и магнитной сепарации полученные гранулы содержали 12,0% Ni и 84,6% Fe. Степень извлечения никеля и железа 92,1 и 80,1%, соответственно.
Пример N°7
Брикеты из смеси руды N°3 с добавками 8% битуминозного угля, 2% кокса, 8% СаС03 и 10% А1203 и 7,5% Si02 (Al203/Si02 = 0,27) при массовом отношении (CaO+MgO)/(Al203+Si02) = 0,47 подвергали обжигу в области температур от 300 до 1325°С. Продолжительность обжига как в примере 6. При этом продолжительность нагрева в области 1200-1325°С и последующее охлаждение до 1250°С составила 60 мин. Содержание никеля и железа в полученном ферроникеле составило 12,7% Ni и 83,8% Fe. Степень извлечения никеля и железа 90,7 и 74,1%, соответственно. Пример N_;8
Брикеты из смеси руды Ν°3 с добавками 8% битуминозного угля, 3% кокса, 12% СаС03 и 8% А1203 и 10% Si02 (Al203/Si02 = 0,21) при массовом отношении (CaO+MgO)/(A1203+Si02) = 0,61 подвергали обжигу в условиях примера 7. В ферроникеле содержание никеля и железа составило 11,9% Ni и 83,9% Fe. Степень извлечения никеля и железа 88,5 и 76,8%, соответственно.
Пример Ν°9
Было изготовлено около 600 кг брикетов из смеси, состоящей из руды N°2, 6% битуминозного угля, 10% кокса, флюсующих добавок известняка и боксита. При этом массовое отношение (CaO+MgO)/(Si02+Al203) в брикетах составляло 0,47. Брикеты после предварительной сушки при 300°С подвергали восстановительному обжигу во вращающейся печи размера 0,75x8 м, отопляемой природным газом. По мере продвижения материала в печи с постепенным повышением температуры от 300 до 1325°С поэтапно происходили процессы полной дегидратации сапролитной руды в брикетах, восстановления оксидов железа, при более высоких температурах (1250°С и выше) размягчение брикетов с переходом материала в полурасплавленное состояние. Продолжительность процесса обжига в печи составила 6 час. Горячий клинкер из печи с температурой около 1200-1250°С выгружали в воду для охлаждения. Затем охлажденную массу дробили, измельчали в шаровой мельнице до крупности - 2 мм. Крупные гранулы ферроникеля отделяли гравитационным методом - отсадкой, а тонкодисперсные металлические частицы - мокрой магнитной сепарацией. Полученные гранулы ферроникеля содержали 22,4% Ni и 80,9% Fe. Содержание шлака в виде включений в гранулах изменялось в пределах 1,5-2,5%, а содержание никеля в шлаке находилось на уровне 0,15%. Степень извлечения никеля из руды достигла - 95,3%, а железа - 61,4%. Содержание серы в ферроникеле - 0,061%. Содержание остаточного С в шлаке - 0,36%.
Как видно из приведенных примеров способ переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникелевых гранул, наряду с высокой степенью извлечения никеля из руды (91-95%), позволяет проводить процесс при более низких температурах (1300-1350°С, предпочтительно 1300-1325°С) и меньшей продолжительности, т.е. с меньшими энергетическими затратами, и при этом получить низкосернистый (0,06% S), высококачественный ферроникелевый продукт, который является ценным сырьем для производств широкого ассортимента нержавеющей стали.

Claims

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
1. Способ переработки высокомагнезиальных латеритных руд с прямым получением ферроникеля, включающий смешивание руды с твердым восстановителем и флюсующими добавками, брикетирование полученной смеси, восстановительный обжиг полученной брикетированной шихты в трубчатых вращающихся печах с формированием крицы ферроникеля и выделение ферроникеля из измельченного клинкера, отличающийся тем, что флюсующие добавки вводят в смесь в количестве СаС03 6-12%, А1203 6-12%, Si02 0-10% от массы руды, максимальную температуру в зоне крицеобразования поддерживают в пределах 1300-1350°С, и содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,05-0,55%.
2. Способ по п. 1 отличающийся тем, что флюсующие добавки вводят в смесь в количестве СаС03 8-10%; А1203 8-10%; Si02 0-7,5%, от массы руды.
3. Способ по п. 1 отличающийся тем, что содержание остаточного углерода в клинкерном шлаке поддерживают в пределах 0,1-0,4%.
4. Способ по п. 1 отличающийся тем, что в качестве твердого восстановителя используют смесь битуминозного угля и антрацита или кокса.
5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве флюсующих добавок используют известняк, глину, боксит, алюмосиликаты, алюминийсодержащие шлаки, кварцевый песок, отходы обогащения и металлургического производства.
PCT/RU2014/000240 2014-04-02 2014-04-02 Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля Ceased WO2014133421A1 (ru)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
EA201500202A EA024653B1 (ru) 2014-04-02 2014-04-02 Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
PCT/RU2014/000240 WO2014133421A1 (ru) 2014-04-02 2014-04-02 Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2014/000240 WO2014133421A1 (ru) 2014-04-02 2014-04-02 Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2014133421A1 true WO2014133421A1 (ru) 2014-09-04

Family

ID=51428570

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2014/000240 Ceased WO2014133421A1 (ru) 2014-04-02 2014-04-02 Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля

Country Status (2)

Country Link
EA (1) EA024653B1 (ru)
WO (1) WO2014133421A1 (ru)

Cited By (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104694754A (zh) * 2015-03-16 2015-06-10 四川金广实业（集团）股份有限公司 调整矿热炉冶炼红土矿炉渣的方法
WO2016171579A1 (ru) * 2015-04-21 2016-10-27 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Низкотемпературный способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
CN106834743A (zh) * 2017-02-20 2017-06-13 宝钢德盛不锈钢有限公司 回转窑一步法还原焙烧红土镍矿生产镍铁颗粒的工艺
WO2017185946A1 (zh) * 2016-04-26 2017-11-02 上海鑫和镍业科技有限公司 一种处理低品位红土镍矿的方法及其选矿方法
WO2018101855A1 (ru) * 2017-05-18 2018-06-07 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
CN109385527A (zh) * 2018-10-17 2019-02-26 福建通海镍业科技有限公司 一种综合回收镍铬合金的方法
CN112063834A (zh) * 2020-03-26 2020-12-11 中南大学 一种不锈钢酸洗污泥返回回转窑-矿热炉工艺利用的方法
CN114015865A (zh) * 2021-11-17 2022-02-08 昆明理工大学 一种利用废旧阴极炭还原红土镍矿的方法
CN115449628A (zh) * 2022-07-29 2022-12-09 中南大学 一种改善高碱金属球团还原粉化的方法及应用
CN115747542A (zh) * 2022-11-02 2023-03-07 中南大学 一种镍吹炼渣还原制备Fe-Ni-Co-Cu高熵合金的方法
CN118979147A (zh) * 2024-08-01 2024-11-19 太原理工大学 一种高铁铝土矿直接还原-电炉熔炼-磁选分离回收铁铝的方法

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH05125465A (ja) * 1991-10-17 1993-05-21 Nisshin Steel Co Ltd フエロニツケルの製造方法
CN101403043A (zh) * 2008-10-27 2009-04-08 昆明理工大学 回转窑直接还原红土镍矿生产镍铁粒的方法

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH05125465A (ja) * 1991-10-17 1993-05-21 Nisshin Steel Co Ltd フエロニツケルの製造方法
CN101403043A (zh) * 2008-10-27 2009-04-08 昆明理工大学 回转窑直接还原红土镍矿生产镍铁粒的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
TETSUYA WATANABE ET AL.: "Direct reduction of garnierite ore for production of ferro-nickel with a rotary kiln Nippon Yakin Kogyo Co", INTERNATIONAL JOURNAL OF MINERAL PROCESSING, vol. 19, 1987, pages C.173 - 187 *

Cited By (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104694754A (zh) * 2015-03-16 2015-06-10 四川金广实业（集团）股份有限公司 调整矿热炉冶炼红土矿炉渣的方法
WO2016171579A1 (ru) * 2015-04-21 2016-10-27 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Низкотемпературный способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
WO2017185946A1 (zh) * 2016-04-26 2017-11-02 上海鑫和镍业科技有限公司 一种处理低品位红土镍矿的方法及其选矿方法
CN106834743A (zh) * 2017-02-20 2017-06-13 宝钢德盛不锈钢有限公司 回转窑一步法还原焙烧红土镍矿生产镍铁颗粒的工艺
WO2018101855A1 (ru) * 2017-05-18 2018-06-07 Общество С Ограниченной Ответственностью "Ви Холдинг" Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
CN109385527A (zh) * 2018-10-17 2019-02-26 福建通海镍业科技有限公司 一种综合回收镍铬合金的方法
CN112063834A (zh) * 2020-03-26 2020-12-11 中南大学 一种不锈钢酸洗污泥返回回转窑-矿热炉工艺利用的方法
CN114015865A (zh) * 2021-11-17 2022-02-08 昆明理工大学 一种利用废旧阴极炭还原红土镍矿的方法
CN115449628A (zh) * 2022-07-29 2022-12-09 中南大学 一种改善高碱金属球团还原粉化的方法及应用
CN115449628B (zh) * 2022-07-29 2023-06-27 中南大学 一种改善高碱金属球团还原粉化的方法及应用
CN115747542A (zh) * 2022-11-02 2023-03-07 中南大学 一种镍吹炼渣还原制备Fe-Ni-Co-Cu高熵合金的方法
CN115747542B (zh) * 2022-11-02 2023-11-07 中南大学 一种镍吹炼渣还原制备Fe-Ni-Co-Cu高熵合金的方法
CN118979147A (zh) * 2024-08-01 2024-11-19 太原理工大学 一种高铁铝土矿直接还原-电炉熔炼-磁选分离回收铁铝的方法

Also Published As

Publication number Publication date
EA201500202A1 (ru) 2015-06-30
EA024653B1 (ru) 2016-10-31

Similar Documents

Publication Publication Date Title
WO2014133421A1 (ru) Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
CN102719676B (zh) 一种还原气氛窑炉中快速还原铜渣生产铁铜合金的方法
CN101984080B (zh) 一种赤泥分离铁、铝硅渣和碱金属去除的工艺方法及设备
Balomnenos et al. The ENEXAL bauxite residue treatment process: industrial scale pilot plant results
CN107254585B (zh) 一种从铁矾渣中回收锌、铟、铁、镓的方法
CN101914639A (zh) 一种含铁工业熔渣在线回收铁及制备微晶玻璃熔块的方法
Wang et al. Extraction of alumina from fly ash by ammonium hydrogen sulfate roasting technology
CN117403057B (zh) 红土镍矿酸浸渣的处理方法、活性材料
CN107299218B (zh) 一种铁矾渣脱硫球团、制备及其应用
Pribulova et al. Comparison of cupola furnace and blast furnace slags with respect to possibilities of their utilization
Li et al. Review on comprehensive recovery valuable metals and utilization of copper slag
CN107267745B (zh) 一种铁矾渣中有价元素的提取方法
RU2241771C1 (ru) Брикет для выплавки чугуна
WO2016171579A1 (ru) Низкотемпературный способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
CN107287446B (zh) 红土镍矿回转窑快速还原工艺
CN108441636A (zh) 一种二段真空还原处理赤泥的方法
CN101358291A (zh) 一种制备低冰镍的原料
CN201933128U (zh) 一种赤泥分离铁、铝硅渣和碱金属去除的设备
CN102168157B (zh) 用还原回转窑还原镍矿经锈蚀电炉生产镍铁的方法
WO2018101855A1 (ru) Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
CN106893875B (zh) 一种利用直接还原磁选处理红土镍矿的方法
Guo et al. Recovery of nickel and iron from low–grade laterite ore and red mud using co–reduction roasting: Industrial-scale test
KR101153887B1 (ko) 제철제강용 알카리 칼슘페라이트 플럭스의 제조방법
CN109369221B (zh) 一种利用旋转窑煅烧蛇纹石生产中量元素肥料的方法
Bhoi et al. Production of green steel from red mud: a novel concept

Legal Events

Date Code Title Description
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 14756558

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 201500202

Country of ref document: EA

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: IDP00201501652

Country of ref document: ID

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 14756558

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1