Способ металлизации титаномагнетитовых концентратов с получением железных гранул и титанованадиевого шлака

Изобретение относится к черной и цветной металлургии и может быть использовано при переработке ванадийсодержащих титаномагнетитовых концентратов с целью прямого получения железа в виде металлических гранул и извлечения ванадия. Получают окатыши из смеси ванадийсодержащего титаномагнетитового концентрата с твердым углеродосодержащим и кальцийсодержащим материалами и со связующим. Осуществляют их металлизацию, охлаждение, дробление и отделение металлизованного железа от шлака. Металлизацию осуществляют в печи с вращающимся подом с завершением процесса при температуре 1535-1540°С для плавления и коагуляции металлического железа и образования титанованадиевого шлака, содержание FeO и соотношение CaO/SiO₂ в котором поддерживают в пределах 8-25% и 1,25-4,0 соответственно. Изобретение позволяет получить низкоуглеродистые (0,01-0,05% С) железные гранулы и титанованадиевый шлак с высокой степенью (95-99%) извлечения ванадия из концентрата.

 

Изобретение относится к черной и цветной металлургии и может быть использовано при переработке ванадийсодержащих титаномагнетитовых концентратов с целью прямого получения железа в виде металлических гранул и извлечения ванадия.

Титаномагнетитовые концентраты являются главным сырьем для извлечения ванадия, на их долю приходится около 90% мирового производства ванадия. Промышленная переработка титаномагнетитов с извлечением ванадия осуществляется двумя способами: гидрометаллургическим и пирометаллургическим.

Гидрометаллургический метод, основанный на процессах «обжиг-выщелачивание» [см. Evans R.K. Spotlight of vanadium//Metals and Mater. 1978. April. P.19-26., Rohrmann B. Vanadium in South Africa. (Metal Reiew Series no.2). J.S.Afr. Inst. Min. Metall., vol.85, no.5. 1985. pp.141-150.], отличается более высоким извлечением ванадия (80-90%), но он применяется только для переработки высокованадистых руд и концентратов (≥1% V₂O₅) при относительно небольших объемах их добычи. Недостатками этого способа являются большие материальные потоки, связанные с процессами извлечения ванадия, и образование в большом объеме тонкодисперсных титансодержащих железорудных остатков.

Пирометаллургический способ извлечения ванадия [см. Дерябин Ю.А., Смирнов Л.А., Дерябин А.А. Перспективы переработки чинейских титаномагнетитов. - Екатеринбург: Сред.-Урал. кн. Изд-во, 1999. 368 с., Rohman В. And Raper A.G. Recovery of vanadium from hot metal using the shaking ladle process: a preliminary report // Iron and Steel Inst. 1970. v.208. April. P.336-341] включает процессы получения ванадиевого чугуна путем восстановительной плавки титаномагнетитовых руд или концентратов с флюсовыми добавками в доменных или руднотермических электропечах и продувки его кислородом в конвертерах или специальных ковшах с получением углеродистого полупродукта (передельный чугун) и ванадиевого шлака, содержащего 15-25% V₂O₅. Углеродистый полупродукт используют для производства стали, а шлак перерабатывают гидрометаллургическим способом с получением V₂O₅. Недостатком пирометаллургического способа является низкое извлечение ванадия из титаномагнетитовых концентратов из-за многостадийности технологического цикла переработки. Сквозное извлечение ванадия из концентрата в ванадиевый шлак колеблется в пределах 60-80%, а в конечный продукт - 45-65% в зависимости от состава концентрата и применяемой технологии плавки.

Известен способ переработки титаномагнетитовых концентратов [см. Резниченко В.А., Садыхов Г.Б., Карязин И.А. Титаномагнетиты - сырье для новой модели производства//Металлы, 1997, №6, стр.3-7]. Согласно этому способу окатыши титаномагнетитового концентрата (55-64% Fe, 2,5-17% TiO₂, 0,5-1,3% V₂O₅, 0,5-3% SiO₂, 0,5-4% Al₂O₃, 0,1-1,05% Cr₂O₃, 0,5-3% MgO, 0,1-1,7% MnO и т.д.) без флюсовых добавок сначала подвергают предварительной металлизации с применением газового восстановителя, затем металлизованные окатыши плавят в руднотермических электропечах с прямым получением металлического железа, минуя выплавку ванадиевого чугуна, и комплексного титанованадиевого шлака. При этом практически весь ванадий или большая часть его концентрируется в титановом шлаке. В зависимости от состава используемого концентрата содержание V₂O₅ колеблется в пределах 2-7%, а TiO₂ в пределах 24-60%. В дальнейшем металл перерабатывают для получения качественной стали, а шлак - гидрометаллургическим способом для извлечения ванадия и титана. Основным недостатком указанного способа является применение для разделения металлизованного железа и ванадийсодержащего титанового шлака энергоемкого процесса - плавки в электропечах.

В другом известном способе титаномагнетитовый концентрат, содержащий 57,5% Fe, 0,66% V (в пересчете на V₂O₅ - 1,18%) и 16,6% TiO₂, подвергают восстановительной плавке в руднотермических электропечах в присутствии твердого углерода [Jena, B.C., Dresler W., Reilly I.G. Extraction of titanium, vanadium and iron from titanomagnetite deposits at Pipestone Lake, Manitoba, Canada. Minerals Engineering, Vol.8, No.1-2, 1995, pp.159-168]. При этом получают металлический продукт, содержащий до 99% Fe, и шлак с содержанием 9-35% FeO, 31-46% TiO₂ и 1,2-1,6% V (2,14-2,9% V₂O₅). Около 98% титана и ванадия остается в шлаковой фазе. Шлак в дальнейшем обрабатывают для извлечения ванадия и титана. Аналогичный способ переработки титаномагнетитового концентрата описан в другой работе [см. Gupta, C.K., and Krishnamurthy, N., 1992, Extractive metallurgy of Vanadium-Process Metallurgy 8, the Netherlands, Elsevier Science Publishers B.V., pp.295-298]. Концентрат, содержащий 64% Fe, 7,6% TiO₂ и 1,6% V₂O₅, окатывают, и окатыши с добавлением 26% углерода (от массы концентрата) подвергают восстановительной плавке в электропечи с получением чугуна и ванадийсодержащего титанового шлака. При этом большое количество ванадия совместно с титаном концентрируется в шлаке. Содержание ванадия в чугуне составляет около 0,07%. В условиях восстановительной плавки исходного концентрата скорость процесса металлизации железа в жидкой фазе протекает медленно, в результате чего существенно увеличивается продолжительность процесса электроплавки. Это приводит к большому расходу электроэнергии.

Известен способ переработки титаножелезистых материалов с получением железного продукта и титанового шлака [Патент РФ №2238989]. Способ включает смешение измельченных титаножелезистого и углеродосодержащего материалов с добавками 3,5% (от массы смеси) жидкого стекла, брикетирование смеси при давлении 40-60 МПа, предварительный нагрев брикетов при температуре 800-1000°С в специальном устройстве, загрузку горячих брикетов в кольцевую (карусельную) печь, термообработку их при 1500-1700°С в течение 3-10 мин топочными газами. По окончании процесса продукт восстановления выгружают, охлаждают, измельчают и разделяют на металл и шлак методом магнитной сепарации. Способ разработан для обработки богатых по титану железосодержащих материалов, в частности различного вида ильменитовых концентратов, с целью удаления железа в виде товарного продукта и получения богатого титанового шлака. Высокая температура процесса исключает применение способа для переработки ванадийсодержащих титаномагнетитовых концентратов с получением гранулированного железа и титанованадиевого шлака.

Известен способ получения металлизованных окатышей [Авт.св. СССР №396368], согласно которому для разделения металлического железа и шлака в условиях восстановительного обжига получают двухслойные металлизованные окатыши с металлическим ядром и шлаковой оболочкой. В способе в качестве железосодержащего сырья берут бурохромистую руду, содержащую 39-44% Fe, 0,3-0,4% Ni. Сырьевую шихту, содержащую 10% мазута, окатывают, полученные окатыши диаметром 8-20 мм обжигают в слое дробленного коксика крупностью 2-3 мм сначала при 1100-1250°С в течение 1 часа до восстановления железа 85-100%, а затем повышают температуру до 1500°С для коагуляции металла внутри окатыша. После этого металлизованные окатыши охлаждают, отделяют от избыточного коксика грохочением. При последующем дроблении металлизованных окатышей происходит легкое отделение шлаковой оболочки от металлического ядра. Металлическое железо содержит 0,93% С и 0,89% Ni, а шлаковая фаза - 3,5% FeO и 0,057% Ni. Недостатками способа являются проведение процесса в две стадии, а также большая продолжительность процесса в целом. Помимо этого данный способ разработан для переработки конкретного вида железосодержащего сырья, в частности бурохромистой руды, и не предусматривает использование ванадийсодержащих титаномагнетитов с извлечением ванадия в шлаковую фазу.

Известны способы металлизации железосодержащих материалов углеродосодержащим восстановителем и устройство для осуществления процесса с получением железа в виде монолитных металлических гранул [СА Patent 2248273, US Patent 2699388, US Patent 5865875, US Patent 6063156, US Patent 6210462, US Patent 6432533, US Patent 6506231, US Patent 6648942, WO/1997/034018, WO/1998/029573, WO/1999/020801, WO/2003/064708 и др.]. Сущность этих способов заключается в том, что окатыши железосодержащего материала с углеродсодержащим восстановителем подвергаются металлизации с последующим повышением температуры процесса выше 1300°С для плавления шлака и железа с образованием монолитных металлических гранул. В этих условиях имеет место полное восстановление оксидов железа до металлического состояния. При коагуляции металлического железа происходит его науглероживание в присутствии избыточного углерода в окатышах с уменьшением температуры плавления металла. Это облегчает плавление железа при относительно низких температурах и разделение его от шлака в виде чистых металлических гранул. Восстановление железа в окатышах протекает достаточно быстро, и весь процесс металлизации с образованием гранулированного железа завершается в течение 10-15 мин. Для осуществления процесса металлизации окатышей предлагается печь с вращающимся подом (карусельная печь). Однако эти способы предусматривают использование только рядового железосодержащего сырья для получения железа в виде гранулированного металла. Шлаковая фаза не представляет интерес и выделяется в виде отходов.

Наиболее близким по технической сущности является способ производства восстановленного железа [WO/2001/0773 95, Publication Date 18.10.2001, IPC: C21B 13/10], включающий использование в качестве сырья железорудного концентрата, окомкование смеси железорудного концентрата и твердых углеродосодержащего и кальцийсодержащего материалов со связующим компонентом с получением железорудных окатышей, ввод железорудных окатышей в печь с вращающимся подом, их нагрев в печи, охлаждение, дробление и отделение железных гранул от шлака.

Процесс осуществляют следующим образом. Железорудное сырье крупностью ≤75 мкм смешивают с определенным количеством твердого восстановителя, в частности угля, кальцийсодержащего оксидного материала (СаО, Са(ОН)₂, СаСО₃ и т.д.) и связующего, смесь окатывают с получением окатышей размером от 3 до 10 мм, окатыши после сушки по поверхности загружают в горячую печь. Избыток углерода в смеси составляет 1,5% от необходимого количества для 100%-ного восстановления железа в окатышах. Это способствует науглероживанию при коагуляции и плавлению восстановленных частиц железа с получением чугуна, продукта с более низкой температурой плавления, чем ковкое железо или сталь. Кальцийсодержащая добавка служит для регулирования основности шлака (отношение CaO/SiO₂) и в качестве десульфуратора способствует снижению содержания серы в получаемом гранулированном железе. Согласно данному способу для снижения содержания серы в металле до 0,05-0,08% отношение CaO/SiO₂ в шлаке необходимо поддерживать в пределах 0,6-1,8 в зависимости от содержания серы в исходных материалах (в железорудном сырье и угле). Регулирование основности шлака достигается введением в шихту перед скатыванием необходимого количества кальцийсодержащих добавок. Для увеличения прочности сырых окатышей в шихту вводят 1-2% связующего компонента, например бентонита, крахмала и др. Для предотвращения раздавливания окатышей, а также зарастания бункерного питателя загрузку их в печь производят после предварительной сушки, по крайней мере, поверхностного слоя окатышей.

Металлизация окатышей проводится в печи с вращающимся подом (карусельная печь) в области температур 1200-1500°С. Окатыши загружаются в горячую печь в несколько слоев. Для ускорения процесса восстановления железа температуру окатышей в печи за 3-4 мин повышают до 1200°С, затем за остальное время плавно повышают до 1300-1500°С. При этом общая продолжительность процесса составляет 10-13 мин. В этих условиях наряду с завершением процесса восстановления происходит плавление и слияние частиц железа с образованием монолитных металлических гранул. Это способствует разделению металлической и шлаковой фаз. При плавлении железа происходит и его науглероживание с образованием чугуна (2-4% С) с относительно низкой температурой плавления по сравнению с железом. После прохождения горячей зоны расплавленные продукты восстановления несколько охлаждаются и с помощью специального устройства выгружаются из печи. Для отделения от шлаковой фазы с получением чистых железных гранул выгружаемый продукт охлаждают, дробят и подвергают магнитной сепарации.

В способе создаются условия только для полного восстановления железа и науглероживания его при коагуляции и плавлении с получением чугуна (или железа). Способ не предусматривает использование шлаковой фазы, она выделяется в виде отхода при магнитной сепарации продукта металлизации. Помимо этого, приведенные условия металлизации эффективно не могут быть применены для ванадийсодержащих титаномагнетитовых концентратов с повышенным содержанием тугоплавких шлакообразующих компонентов, таких как TiO₂, Al₂O₃, MgO, V₂O₃. В случае полной металлизации железа, во-первых, шлаковая фаза становится тугоплавкой и не расплавляется в области указанных температур, во-вторых, значительная часть ванадия переходит в металлическую фазу, т.е. ванадий распределяется между металлической и шлаковой фазами. Восстановление ванадия из шлаковой фазы в металл крайне нежелательно при металлизации титаномагнетитов с получением гранулированного железа.

Задачей предложенного изобретения является разработка способа металлизации окатышей титаномагнетитового концентрата с получением железных гранул и титанованадиевого шлака.

Техническим результатом изобретения является получение при металлизации окатышей титаномагнетитового концентрата низкоуглеродистых (0,01-0,05% С) железных гранул и титанованадиевого шлака с высокой степенью (95-99%) извлечения ванадия из концентрата.

Решение поставленной задачи заключается в том, что в способе металлизации железорудного сырья, включающем окомкование смеси железорудного сырья, твердых углеродосодержащего и кальцийсодержащего материалов со связующим компонентом с получением железорудных окатышей, ввод железорудных окатышей в печь с вращающимся подом, их нагрев, охлаждение, дробление и отделение железных гранул от шлака, в качестве железорудного сырья используют ванадийсодержащий титаномагнетитовый концентрат, в условиях металлизации окатышей в шлаке содержание FeO поддерживают в пределах 8-25%, а массовое отношение оксида кальция к кремнезему (CaO/SiO₂) в пределах 1,25-4,0. Процесс металлизации окатышей завершают при температуре 1535-1540°С.

Сущность предлагаемого способа заключается в том, что при металлизации окатышей титаномагнетитового концентрата поддержание содержания FeO в шлаковой фазе в пределах 8-25% позволяет получить металлическое железо с низким содержанием углерода (0,01-0,05% С) и предотвратить восстановление ванадия в металлическую фазу, т.е. сохранить практически весь ванадий вместе с титаном в шлаковой фазе. Помимо этого содержащееся в шлаковой фазе остаточное невосстановленное железо, в количестве 8-25% FeO, способствует снижению температуры плавления титанового шлака, что создает благоприятные условия для коагуляции восстановленных частиц металлического железа и слияния их с образованием монолитных гранул при 1535-1540°С, т.е. в области температуры плавления железа. Благодаря совокупности этих факторов при металлизации титаномагнетитового концентрата обеспечивается получение низкоуглеродистого железа и отделение его в виде металлических гранул от другого ценного и важного в титаномагнетитовом концентрате компонента - оксида ванадия в составе титанового шлака. При этом извлечение железа из концентрата в металлические гранулы достигает 93-99,6%. После завершения процесса продукт металлизации титаномагнетитового концентрата выгружают из печи, охлаждают, дробят и подвергают магнитной сепарации для отделения металлических гранул, содержащих ≥99% Fe_мет, 0,01-0,05% С, 0,005-0,05% V, от шлака. Однако, в отличие от прототипа, в предлагаемом способе шлаковая фаза является вторым (после гранулированного железа) товарным продуктом и представляет собой комплексное сырье для дальнейшего извлечения ванадия и титана. В зависимости от состава исходного титаномагнетитового концентрата (55-65% Fe, 2,5-17% TiO₂, 0,5-1,5% V₂O₅, 0,5-3% SiO₂, 0,5-4% Al₂O₃, 0,1-1,05% Cr₂O₃, 0,5-3% MgO, 0,1-1,7% MnO и т.д.) и условий его металлизации содержание оксидов титана и ванадия в шлаке может изменяться в следующих пределах: 20-50% TiO₂ и 2-8,5% V₂O₅.

В предлагаемом способе металлизация окатышей титаномагнетитового концентрата с добавками углеродистого восстановителя проводится в области 1200-1550°С в печи с вращающимся подом. Окатыши загружают тонкими слоями в печь в установленную на уровне 1200°С температурную зону, температуру окатышей поднимают до 1535-1540°С, при которой, наряду с завершением восстановления оксидов железа до металлического состояния, происходит коагуляция и плавление металлических частиц железа с последующим слиянием их в монолитные железные гранулы. При этом общая продолжительность процесса металлизации окатышей составляет 10-13 мин. При температуре ниже 1535°С, т.е. ниже температуры плавления железа, не обеспечивается полное разделение металлической и шлаковой фаз, часть шлака (10-15%) в виде включений остается в спеченных железных гранулах. А повышение температуры от 1535-1540°С увеличивает энергетические затраты, поэтому экономически не выгодно

Слияние мелких корольков железа облегчается благодаря расплавлению ванадий- и титансодержащей шлаковой фазы и переходу ее в жидкое состояние в области 1520-1535°С. Температура плавления шлаковой фазы сильно зависит от содержания в ней оксида железа. При содержании 20-25% расплавление шлака с образованием жидкой фазы происходит в области 1520-1525°С. Повышение содержания FeO в шлаке выше 25% не выгодно из-за увеличения потери железа со шлаком. С уменьшением содержания FeO от 20 до 5% температура перехода шлака в жидкое состояние увеличивается от 1520-1525 до 1525-1535°С.

В предлагаемом способе другим важным фактором является влияние содержания железа в шлаке на распределение ванадия между металлической и шлаковой фазами. Путем поддержания содержания железа в шлаке в определенных пределах становится возможным ограничение и практически полное предотвращение восстановления и перехода ванадия в металлическую фазу. Так, при содержании в шлаке FeO в пределах 20-25% практически весь ванадий (>99%) концентрируется в шлаковой фазе. При содержании FeO в шлаке менее 20% происходит постепенное увеличение степени восстановления ванадия в металлическую фазу. Заметное восстановление ванадия (от 5 до 20%) происходит при содержании FeO в шлаке от 8 до 5%. Таким образом, при металлизации титаномагнетитового концентрата с получением металлических гранул и ванадийсодержащего титанового шлака в температурной области 1535-1540°С содержание FeO в шлаковой фазе необходимо поддерживать в пределах 8-25%. Это обеспечивается путем дозировки необходимого количества твердого углеродсодержащего восстановителя при изготовлении окатышей из титаномагнетитового концентрата.

Выбор углеродсодержащего восстановителя ограничивается содержанием серы и минеральных составляющих (зольностью). Считается целесообразным использование угля с зольностью 5-15%. В случае использования высокозольного угля минеральные составляющие, концентрируясь в шлаковой фазе, снижают в ней содержание ценных компонентов, оксидов ванадия и титана.

В предлагаемом способе (как и в прототипе) при металлизации концентрата для ограничения перехода серы в металлическую фазу (десульфурация железа) можно использовать кальцийсодержащие добавки, например СаО, СаСО₃, Са(ОН)₂, CaSiO₃ и т.п. Эти добавки вводятся в шихту перед скатыванием. Кроме десульфурации железа, оксид кальция снижает вязкость железистой стекловидной фазы шлака, в результате чего создает благоприятные условия для коагуляции и слияния металлических частиц железа с образованием монолитных гранул.

В отличие от прототипа, в предлагаемом способе при металлизации титаномагнетитового концентрата образуется не силикатный шлак, а шлак с повышенным содержанием оксида титана. Учитывая, что при высоких температурах (в условиях металлизации) помимо кремнезема, диоксид титана тоже интенсивно связывается с СаО в CaTiO₃, это приводит к некоторому увеличению расхода кальцийсодержащих добавок. Поэтому в предлагаемом способе количество вводимых кальцийсодержащих добавок по отношению к SiO₂ значительно превышает приведенные в прототипе значения. Если в прототипе для снижения содержания серы в металле до 0,05-0,08% отношение CaO/SiO₂ в шлаке необходимо поддерживать в пределах 0,6-1,8, то в предлагаемом способе это обеспечивается отношением CaO/SiO₂ в пределах 1,25-4,0, более предпочтительно 2,0-3,5. Для получения металлических гранул с низким содержанием серы при металлизации титаномагнетитового концентрата используют (как в прототипе) низкосернистые угли (0,2-0,5% S), в противном случае получаются железные гранулы с повышенным содержанием серы (>0,1% S), что отрицательно сказывается на цене товарного продукта из-за необходимости применения дополнительной операции десульфурации металла перед переработкой его в качественную сталь.

Расход твердого углеродсодержащего восстановителя зависит от многих факторов (содержания летучих компонентов, минеральных составляющих и условий проведения процесса). В угле содержание летучих компонентов (СО, Н₂, углеводороды, CO₂, H₂O, NH₃, и т.д.) может изменяться от 10 до 50%. Большая доля летучих компонентов угля возгоняется при низких температурах (300-700°С). При этом содержащиеся в них газообразные восстановители не успевают вступить в реакции, происходящие при высокотемпературном (1200°С и выше) процессе металлизации концентрата. Поэтому с ростом содержания в угле летучих компонентов увеличивается его расход при высокотемпературном восстановлении железа. В этих условиях в качестве восстановителя выступает в основном не углерод, связанный с летучими компонентами, а фиксированный элементарный углерод угля.

Аналогичным образом на расход твердого восстановителя влияет и содержание минеральных составляющих (SiO₂, Al₂O₃, MgO и др.) угля. Обычно содержание минеральных компонентов в угле колеблется от 5 до 20% и выше. Наличие минеральных компонентов, во-первых, увеличивает расход угля при металлизации железорудного сырья, а, во-вторых, эти компоненты в случае металлизации титаномагнетитового концентрата концентрируются в титанованадиевом шлаке и снижают его качество.

На расход твердого восстановителя определенным образом влияет также присутствие в шихте или окатышах кальцийсодержащих добавок (СаО, CaCO₃ и др.). В условиях металлизации титаномагнетитового концентрата СаО интенсивно связывается с SiO₂, TiO₂ и Al₂O₃, в результате чего существенно облегчается восстановление FeO до металлического железа путем извлечения FeO из шлаковой фазы (титанатов, силикатов и алюмосиликатов). Другими словами, увеличение количества кальцийсодержащих добавок в окатышах способствует некоторому уменьшению расхода углеродсодержащего восстановителя. Это вызвано облегчением восстановления FeO из шлаковой фазы с участием СО, т.е. газообразным продуктом, образующимся в процессе металлизации твердым углеродом.

Таким образом, в зависимости от состава угля и условий процесса расход восстановителя может сильно отличаться. Его расход определяется для каждого конкретного вида угля экспериментально и контролируется содержанием железа в шлаковой фазе. Поэтому в предлагаемом способе основным критерием при определении количества восстановителя является содержание оксида железа в шлаке. От содержания FeO в шлаке непосредственно зависит распределение ванадия между металлической и шлаковой фазами при металлизации титаномагнетитовых концентратов.

Для разработки предлагаемого способа металлизации был использован титаномагнетитовый концентрат состава в %: 62,8 Fe, 6,14 TiO₂, 1,09 V₂O₅, 0,59 SiO₂, 3,81 Al₂O₃, 0,58 Cr₂O₃, 0,5 MgO, 0,013 S, 0,044 P₂O₅ и т.д. Крупность концентрата - 0,075 мм. В качестве углеродсодержащего восстановителя применяли каменный уголь с зольностью 13,4% (состав золы в %: 45,76 SiO₂, 25,26 Al₂O₃, 8,45 Fe₂O₃, 7,89 СаО и др.). Содержание летучих компонентов в угле составило 9,5%, а общей серы - 0,35%. Приводимые ниже примеры на этих материалах (концентрате и конкретном угле) иллюстрируют возможности предлагаемого способа.

Пример 1. Сухие окатыши титаномагнетитового концентрата с углеродсодержащим восстановителем (каменным углем в количестве 16,75% от массы концентрата), добавками СаСО₃ (из расчета массового отношения в окатышах CaO/SiO₂=0,75) и связующим помещали в горячую печку в зону с температурой около 1200°С. Температуру окатышей в течение 10 минут повышали до 1535°С путем продвижения их в высокотемпературную зону печи. Затем продукт восстановления охлаждали в холодной зоне, выгружали и после дробления подвергали магнитной сепарации для отделения шлака от гранулированного металлического железа. Состав шлака (%): 27,8 FeO, 27,7 TiO₂, 4,86 V₂O₅, 7,1 SiO₂, 5,3 СаО, 20,3 Al₂O₃, 2,6 Cr₂O₃, 2,6 MgO и т.д. При этом гранулированное железо содержало 0,012% С, 0,005% V и 0,155% S. Извлечение железа из концентрата в металл составило 93,1%, а извлечение ванадия в шлак - 99,6%.

Пример 2. Металлизацию окатышей концентрата с углем, добавками СаСО₃ и связующим осуществляли в условиях примера 1, однако в окатышах величина массового отношения CaO/SiO₂ составила 1,25. При этом шлак содержал 23,7% FeO, а V₂O₅ - 4,81%, а гранулированное железо - 0,014% С, 0,006% V и 0,125% S. Извлечение железа из концентрата в металл составило 93,7%, а извлечение ванадия в шлак - 99,4%.

Пример 3. Металлизацию окатышей титаномагнетитового концентрата с углеродсодержащим восстановителем, добавками СаСО₃ и связующим проводили в условиях примера 1 за исключением того, что отношение CaO/SiO₂ в окатышах увеличено до 2,5. При содержании FeO в шлаке - 19,11%, гранулированное железо содержало 0,012% С, 0,009% V и 0,081% S. Извлечение железа из концентрата в металл составило 94,0%, а извлечение ванадия в шлак практически не изменилось и находилось на уровне 99,1%. Содержание V₂O₅ в шлаке - 4,57%.

Пример 4. Состав окатышей аналогичен приведенному в примере 3. Однако процесс металлизации окатышей для коагуляции и слиянии частиц железа в гранулы завершали при 1540°С. При этом общая продолжительность процесса составила 12 мин. Результаты опыта практически не отличаются. В шлаке - 19,20% FeO, 4,60% V₂O₅, в металле - 0,010% С, 0,008% V и 0,079% S.

Пример 5. Условия опыта аналогичны приведенным в примере 4. Однако процесс металлизации окатышей завершали при температуре 1525°С, т.е. ниже температуры плавления железа. При этом не имело место полного разделения железа и шлака. В металлических гранулах остается до 5% шлака в виде включений.

Пример 6. Опыт проводился в условиях примера 1, однако отношение CaO/SiO₂ в окатышах увеличено до 4,0. При этом содержание серы в металле уменьшилось до 0,059%. Содержание FeO и V₂O₅ в титанованадиевом шлаке находилось на уровне 16,7 и 4,27% соответственно. Извлечение железа в металлические гранулы составило 93,9%, а извлечение ванадия в шлак практически не изменилось и составляло 99,3%.

Пример 7. Отношение CaO/SiO₂ в окатышах аналогично приведенному в примере 3 значению. Однако для уменьшения содержания железа в шлаке и увеличения степени металлизации количество каменного угля в окатышах увеличено от 16,75 до 17,5% (от массы концентрата). При этом шлак содержал 18,6% FeO и 4,53% V₂O₅, извлечение железа в металлические гранулы увеличилось до 95,3%. Состав металла: 0,019% С, 0,083% S, 0,018% V. Извлечение ванадия в шлак - 98,2%.

Пример 8. Опыт по металлизации окатышей проводили в условиях примера 4, за исключением того, что количество угля в окатышах составило 18,5% от массы концентрата. Содержание FeO и V₂O₅ в шлаке составило 14,5 и 4,58% соответственно, извлечение железа в металлические гранулы - 96,2%. В этих условиях металл содержал 0,023% С, 0,081% S и 0,025% V. Степень извлечения ванадия из концентрата в шлак составила 97,5%.

Пример 9. Металлизацию окатышей концентрата с углем, кальцийсодержащими добавками и связующим осуществляли как в примере 4, с тем отличием, что количество угля в окатышах составляло 19,0% от массы концентрата. При этом содержание FeO в шлаке находилось на уровне 8,3%, a V₂O₅ - 4,76%, извлечение железа в металлические гранулы составило 98,2%. Гранулы железа содержали 0,062% С, 0,078% S и 0,055% V. Извлечение ванадия в шлак уменьшилось до 94,6%.

Пример 10. При массовом отношении CaO/SiO₂=2,5 количество угля в окатышах составило 19,5% от массы концентрата. Условия металлизации окатышей аналогичны приведенным в примере 4. В данном случае содержание FeO в шлаке уменьшилось до 5,8%, а углерода в металле увеличилось до 0,141%. Одновременно повысилось содержание ванадия в металле до 0,104%. Содержание V₂O₅ в шлаке на уровне 4,64%. В результате степень извлечения ванадия в шлак существенно снизилась и составила 89,5%. Содержание серы в металле - 0,080%. При этом степень извлечения железа из концентрата в металл достигла 99,1%.

Пример 11. Металлизацию окатышей осуществляли в условиях примера 4. В данном случае при отношении CaO/SiO₂=2,5 в окатышах количество угля составляло 20,0% от массы титаномагнетитового концентрата. Содержание углерода в металле возросло примерно в 2 раза (0,276% С), а содержание FeO в шлаке изменилось незначительно и находилось на уровне 5,1%. Извлечение железа в металлические гранулы достигло 99,6%. Существенно увеличилось содержание ванадия в металле (0,21% V) и заметно снизилась степень извлечения ванадия в шлак (78,5%) при содержании V₂O₅ в шлаке - 4,09%. Содержание серы в металле не превышает 0,075%.

Пример 12. Металлизацию окатышей титаномагнетитового концентрата с получением железных гранул и титанованадиевого шлака проводили в условиях, приведенных в примере 8. Однако в данном случае при одинаковом содержании угля в окатышах массовое отношение CaO/SiO₂ было 3,25. При этом содержание серы в металле заметно уменьшилось (от 0,081 до 0,067%). Благодаря насыщению шлака СаО содержание FeO и V₂O₅ в шлаке снизилось до 13,6 и 4,45% соответственно. Остальные результаты практически не изменились. Содержание углерода и ванадия в металле составило 0,021 и 0,020%, соответственно. Степень извлечения ванадия из концентрата в шлак составила 97,8%, а извлечение железа в металлические гранулы - 98,4%.

Как видно из приведенных примеров, предлагаемый способ металлизации титаномагнетитового концентрата, наряду с железными гранулами (при извлечении железа из концентрата до 99%), позволяет (в отличие от прототипа) получить второй ценный продукт - ванадийсодержащий (3,7-4,8% V₂O₅) титановый шлак с высокой степенью извлечения ванадия из концентрата (до 99,4%). Полученные железные гранулы могут быть переработаны как в конвертерах, так и в электропечах для производства качественной стали, титанованадиевый шлак - для извлечения ванадия гидрометаллургическим способом.

Способ переработки ванадийсодержащего титаномагнетитового концентрата, включающий получение окатышей из его смеси с твердым углеродосодержащим и кальцийсодержащим материалами и со связующим, их металлизацию, охлаждение, дробление и отделение металлизованного железа от шлака, отличающийся тем, что металлизацию осуществляют в печи с вращающимся подом с завершением процесса при температуре 1535-1540°С для плавления и коагуляции металлического железа и образования титанованадиевого шлака, содержание FeO и соотношение CaO/SiO₂ в котором поддерживают в пределах 8-25% и 1,25-4,0 соответственно.