Способ переработки железосодержащих материалов в двухзонной печи



Владельцы патента RU 2541239:

Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" (RU)

Изобретение относится к способу пирометаллургической переработки железосодержащих материалов, включающий загрузку в плавильную зону двухзонной печи железосодержащих материалов, флюсующих добавок и углеродсодержащих материалов, расплавление их в барботируемом кислородсодержащим дутьем железосодержащем расплаве, дожигание отходящих из расплава горючих газов с последующей подачей расплава в восстановительную зону, в которую загружают углеродсодержащие материалы и другие шихтовые материалы, восстановление железа с образованием железоуглеродистого расплава и шлака, дожигание отходящих из ванны зоны восстановления горючих газов, раздельный выпуск продуктов плавки, при этом газы, отходящие из зон восстановления и плавления, охлаждают и очищают отдельно, причем очищенные газы плавильной зоны удаляют в вытяжную трубу, а отходящие газы зоны восстановления после охлаждения и очистки компремируют и подают в фурмы нижнего ряда зоны плавления. Обеспечивается снижение удельного расхода энергоносителей. 1 табл.

 

Изобретение относится к области черной и цветной металлургии и может быть использовано в процессах получения жидкого металла из окисленного железосодержащего сырья, техногенных отходов черной и цветной металлургии, в том числе содержащего примеси цветных металлов.

В черной металлургии известен пирометаллургический способ непрерывной переработки окисленного сырья цветных, черных металлов - процесс Ромелт [«Процесс Ромелт» / Под ред. В.А. Роменец, М.: МИСИС, Изд. дом «Руда и металлы», 2005. - 400 с.].

Шлаковая ванна печи Ромелт барботируется дутьем с содержанием кислорода 50-99%. В шлаковой ванне поддерживается температура на уровне 1400-1500°C. На поверхность шлаковой ванны подаются железосодержащие материалы, энергетический уголь, флюсующие добавки.

Уголь, попадающий на шлаковую поверхность, попадает в нижние зоны ванны, где за счет кислорода дутья происходит его горение до СО. Оксиды железа и других металлов восстанавливаются в шлаковой ванне углеродом.

Компенсация дефицита тепла в восстановительной зоне обеспечивается частичным дожиганием отходящих из ванны горючих газов кислородом дутья фурм верхнего ряда. Из практики работы печи Ромелт известно, что устойчивая работа зоны восстановления при степенях дожигания (CO2/(CO2+CO)) выше 0,85 приводит к переокислению расплава, повышению содержания железа в отвальном шлаке и может привести к вскипаниям ванны. При этом повышаются удельные расходы угля и кислорода.

К недостаткам процесса Ромелт следует отнести:

- восстановление высших оксидов железа и других металлов углеродом до CO;

- разложение части влаги шихты с использованием твердого углерода;

- малая степень полезного использования летучих угля;

- перерасход углерода угля на взаимодействие с CO2 карбонатов;

- ограничение по крупности шихтовых материалов;

- ограничение по степени дожигания отходящих из ванны газов.

Наиболее близким по технической сущности, приемам и достигаемому эффекту является «Способ переработки сырья, содержащего цветные металлы и железо», патент RU 2194781 C2, опубликованный 20.12.2002 г. В технической литературе этот процесс получил название «Двухзонного процесса Ванюкова».

В соответствии с патентом, переработка окисленных руд, содержащих цветные металлы и железо, происходит в двухзонной печи. В окислительную зону через фурмы нижнего ряда подают смесь воздуха и технического кислорода. В расплав окислительной зоны загружают руду, уголь и флюсующие добавки. При переработке окисленного сырья в окислительную зону печи подают углеродсодержащий материал и кислород в количествах, необходимых для полного сгорания углерода с максимальным выделением тепла. В окислительной зоне протекают процессы горения угля до СО2, реакции восстановления гематита руды до магнетита.

В окислительной зоне происходит также разложение карбонатов флюса, испарение влаги, нагрев и расплавление шихтовых материалов. Расплав из зоны плавления передается в восстановительную зону. В ту же зону подают уголь. Компенсация дефицита тепла в восстановительной зоне обеспечивается частичным дожиганием отходящих из ванны горючих газов кислородом дутья фурм верхнего ряда.

К недостаткам способа относятся:

- повышенный расход углеродсодержащих материалов и кислорода;

- высокая окисленность железистого расплава зоны плавления;

- недостаточное использование химического тепла отходящих газов.

Перечисленные недостатки приводят к перерасходу энергоносителей и снижают производительность печи.

Техническим результатом изобретения является возможность комплексной переработки железосодержащего сырья и техногенных материалов в двухзонной печи из неподготовленного сырья и отходов с применением рядовых углей.

В плавильной зоне происходит горение угля в слое расплава, барботируемого кислородсодержащим дутьем, подаваемым через фурмы нижнего ряда. В отличие от двухзонного процесса Ванюкова, горение углерода ведут с α<1. Присутствие небольших количеств СО в отходящих из расплава зоны плавления газах позволяет избежать переокисления железистого расплава и поддерживать железо в расплаве в двухвалентном состоянии. Так же, как и в двухзонной печи Ванюкова, влага шихтовых материалов испаряется без разложения на Н2 и СО, диоксид углерода карбонатов удаляется из ванны практически без взаимодействия с углеродом угля, восстановление высших оксидов железа до FeO идет косвенным путем.

Преимуществом предлагаемого способа является также возможность переработки железосодержащих материалов и углей крупностью свыше 20 мм, шихтовых материалов повышенной влажности, смерзшихся конгломератов шихтовых материалов. В целом, единственным требованием к шихтовым материалам, поступающим в плавильную зону, является возможность дозирования и подачи в рабочую зону печи.

Подготовленный в зоне плавления железосодержащий расплав через переток передается в зону восстановления. В восстановительную зону печи загружается уголь и, при необходимости, специальные добавки. Дефицит тепла в зоне восстановления компенсируется частичным дожиганием отходящих горючих газов кислородным дутьем фурм верхнего ряда. Отходящие из зоны восстановления газы после дожигания содержат от 10 до 40% СО и от 5 до 20% Н2.

Принципиальным отличием предлагаемого способа от способа Ванюкова является то, что газы, отходящие из зон восстановления и плавления, охлаждаются и очищаются отдельно, при этом очищенные газы плавильной зоны удаляются в вытяжную трубу, а отходящие газы зоны восстановления после охлаждения и очистки компремируются и подаются в фурмы нижнего ряда зоны плавления. На фурмах нижнего ряда зоны плавления происходит окончательное дожигание СО и Н2. Выделяющееся при этом в расплаве тепло позволяет уменьшить расходы угля и кислорода в зоне плавления и существенно улучшает тепловой КПД установки.

При работе двухзонной печи на чистых по вредным примесям рудах и концентратах целесообразно поддерживать перепад давления между зонами плавления и восстановления в пределах 0,5-2,5 атм. Это позволит подавать горячий газ зоны плавления на фурмы нижнего ряда зоны плавления без промежуточного компремирования. В этом случае тепловой КПД установки становится еще выше.

Снижение перепада давления между зонами ниже 0,5 нецелесообразно, т.к. становится невозможной продувка железистого расплава зоны плавления без промежуточного компремирования. При перепадах давления выше 2,5 атм затрудняется переток расплава из зоны плавления в зону восстановления.

Пример.

Для сравнения показателей работы двухзонных печей по предлагаемому способу и по способу Ванюкова в качестве сырья выбрана смесь доменных и кислородно-конвертерных шламов.

Химический состав этих шламов является достаточно стабильным для условий работы крупных металлургических комбинатов (НЛМК, ЧерМК, ММК, ЗСМК). В настоящее время эти шламы практически не перерабатываются из-за повышенного содержания цинка и свинца, а складируются в шламовых отстойниках.

Химический состав шлама:

Feобщ=51,3%; FeO=17%; Fe2O3=54,4%; SiO2=6,7%; CaO=7,9%; ZnO=0,62%; PbO=0,11%; S=0,3%; P2O5=0,11%; С=9,2%; прочие=3,66%. Влажность шлама - 10%.

В качестве энергоносителя принят уголь энергетический, по составу близкий к Анжерскому ОС, СС.

Технический состав угля:

Wp=10%; Ac=10,8%; Vc=14%; Sc=0,4%; Сф=74,8%.

Элементный состав летучих:

С=3,66%; Н=4,3%; О=4,00%; N=2,04%.

Химический состав золы угля:

Fe2O3=10%; SiO2=54%; Al2O3=27,0%; CaO=3,8%; MgO=1,0%; P2O3=0,7%; прочие=3,5%.

Количество перерабатываемого шлама - 40 т/час. Для сравнения площадь печей принята равной 20 м2. Расход дутья на фурмы нижнего ряда принят на уровне 10000 нм3/час, содержание кислорода в дутье - 70%.

Пылеунос шихтовых материалов во всех вариантах принят на максимальном уровне - 3%. Выход чугуна по трем вариантам составил около 18,6 т/час. Содержание FeO в отвальном шлаке во всех вариантах - 3%. Показатели работы печей по трем вариантам приведены в табл.1.

Таблица 1.
Показатели Способы
Двухзонный Ванюкова Предлагаемый по п.1 Предлагаемый по п.2
1. Расход шлама, кг/т чугуна 2090 2094 2099
2. Расход угля, кг/т чугуна 910 (100%) 695 (76,4%) 669 (73,5%)
3. Расход кислорода (95% O2) 1050 (100%) 822 (78,3%) 750 (71,4%)

Из табл.1 видно, что удельные расходы энергоносителей по предлагаемому способу на 24-29% ниже, чем в двухзонной печи по способу Ванюкова.

Следует отметить, что при повышении производительности печи по чугуну до 30 т/час удельные расходы энергоносителей по всем вариантам могут быть снижены на 10-20%. При этом относительная разница между вариантами остается неизменной.

В приведенном расчете в качестве железосодержащего материала принят высокозакисный железорудный материал. Не учитывалась необходимость офлюсования получаемого шлака из-за повышенной основности сталеплавильных шламов. При переработке гематитовых материалов с офлюсованием известняком разница в удельном расходе энергоносителей в предлагаемом способе по сравнению с двухзонным процессом Ванюкова - 35-40%.

Способ переработки железосодержащих материалов в двухзонной печи, включающий загрузку в плавильную зону двухзонной печи железосодержащих материалов, флюсующих добавок и углеродсодержащих материалов, расплавление их в барботируемом через фурмы нижнего ряда кислородсодержащим дутьем железосодержащем расплаве, дожигание отходящих из расплава горючих газов с последующей подачей расплава в восстановительную зону, в которую через фурмы нижнего ряда подают кислородсодержащее дутье, загружают углеродсодержащие материалы и другие шихтовые материалы, осуществление восстановления железа с образованием железоуглеродистого расплава и шлака, частичного дожигания отходящих из ванны зоны восстановления горючих газов, и проведение раздельного выпуска продуктов плавки, отличающийся тем, что газы, отходящие из зон восстановления и плавления, охлаждают и очищают отдельно, при этом очищенные газы плавильной зоны удаляют в вытяжную трубу, а отходящие газы зоны восстановления после охлаждения и очистки компремируют и подают в фурмы нижнего ряда зоны плавления.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к области гидрометаллургии и может быть использовано при переработке концентратов, промпродуктов и твердых отходов, содержащих металлы. Способ извлечения ионов тяжелых металлов железа, золота и серебра из сульфатного кека включает выщелачивание спека 3 н.

Изобретение относится к способу экстракции цинка из водного раствора. Способ включает контактирование экстрагента и раствора, перемешивание смеси, отстаивание и разделение органической и водной фаз.

Изобретение относится к металлургии цветных металлов и может быть использовано при переработке цинковых кеков вельцеванием. Способ вельцевания цинковых кеков включает смешение и скатывание цинковых кеков совместно с твердым углеродсодержащим материалом и вельцевание окатанного материала.

Изобретение относится к утилизации отработанных химических источников тока (ХИТ). .

Изобретение относится к области гидрометаллургии тяжелых цветных металлов. .

Изобретение относится к способу извлечения металлов из металлсодержащего сульфидного минерального сырья. .

Изобретение относится к получению брикетов с использованием исходных материалов в виде железной руды или пыли, содержащих оксиды железа, и может быть применено в способе получения восстановленного металла и способе отделения и извлечения летучих металлов, таких как цинк и свинец.

Изобретение относится к способу переработки свинцово-цинковых руд с использованием флотации и гидрометаллургии. .

Изобретение относится к способу переработки бедных цинковых окисленных руд и концентратов с извлечением цинка, марганца, железа, свинца, серебра, кальция и двуокиси кремния.

Изобретение относится к способу выщелачивания ценного металла из руды, содержащей указанный ценный металл. .

Изобретение относится к технологии получения оксида цинка и может быть использовано для получения оксида цинка со смещенным изотопным составом. Способ включает получение гидроксида цинка из диэтилцинка, которое ведут в проточном реакторе в струе воды или водной пульпы, содержащей гидроксид цинка, с расходом диэтилцинка до 40 кг в час с получением пульпы, содержащей частицы гидроксида цинка. Пульпу подвергают сепарации для отделения от реакционных газов и повторно подают в реактор в качестве гидролизующего агента. После насыщения пульпы гидроксид цинка отделяют от воды отстаиванием. Гидроксид цинка сушат и разлагают до оксида цинка. Техническим результатом является безопасность процесса, которая достигается за счет моментального отвода тепла и продуктов реакции струей воды. 3 пр.

Изобретение относится к гидрометаллургии цветных и благородных металлов, а именно к извлечению металлов из сульфидных руд и продуктов обогащения. Способ включает регулирование расхода воздуха, подаваемого на биоокисление, и скорость перемешивания в чане, где проводится биоокисление, по концентрации ионов двухвалентного железа в пульпе, обеспечивая значение концентрации около нуля. При увеличении концентрации ионов двухвалентного железа в пульпе более 0,5-1,0 г/дм3 расход воздуха, подаваемого на биоокисление, и скорость перемешивания повышают. При отсутствии ионов двухвалентного железа в пульпе расход воздуха, подаваемого на биоокисление, и скорость перемешивания уменьшают до появления следов ионов двухвалентного железа до концентрации около нуля. Технический результат заключается в более простом, точном и оперативном управлении процессом биоокисления сульфидных концентратов. Дополнительным результатом является повышение окислительно-восстановительного потенциала и эффективности биоокисления сульфидных концентратов, а также снижение энергозатрат на биоокисление. 2 пр.
Изобретение относится к способу выщелачивания ценных минералов из проницаемого рудного тела или из твердых частиц, полученных из руды, содержащей компоненты карбоната металла и сульфида металла. Способ включает начальное выщелачивание карбонатов водным выщелачивателем, содержащим кислоту, выбранную для растворения карбонатов, но не сульфидов, при контролировании степени выщелачивания для исключения высвобождения газа СO2 в рудном теле. Затем ведут выщелачивание сульфидов водным выщелачивателем, содержащим соль многовалентного металла, способную к окислению сульфидов в растворимые продукты окисления. Далее осуществляют извлечение требуемых ценных металлов из отдельных продуктов выщелачивания. Техническим результатом является исключение блокировки недр канала потока, предотвращающей выщелачивание всех требуемых ценных металлов. 2 н. и 11 з.п. ф-лы.

Изобретение относится к способу извлечения ценных компонентов из сульфидного сырья. Способ включает промывку сырья водой с получением твердого осадка, получение сульфатного раствора, из которого извлекают железо, медь и цинк путем перевода железа в осадок в виде гидроксида железа Fe(OH)3, осаждения меди из фильтрата железным скрапом, осаждения цинка из фильтрата сероводородом. Затем в фильтрат, содержащий Na2SO4 и кислоту, добавляют Ca(ОН)2 для утилизации сульфата натрия и серной кислоты в виде осадка гипса с получением фильтрата с гидроксидом натрия и накоплением фильтрата для осуществления оборота NaOH. При этом твердый осадок, полученный из исходного сульфидного сырья, репульпируют, пульпу обрабатывают электрическими импульсами с энергией от 3,5 Дж до 5,5 Дж, под воздействием которых пирротин, халькопирит, сфалерит и сульфиды разлагаются на оксиды металлов железа, меди и цинка и сероводород. Из образовавшейся пульпы фильтрацией выделяют жидкую фазу и используют ее в качестве оборотной воды. Оксиды упомянутых металлов растворяют в серной кислоте, сульфатный раствор фильтруют, из фильтрата селективно извлекают продукты, содержащие железо, медь, цинк и гипс, а из осадка, содержащего кварц, серицит, золото и труднорастворимые минералы, получают золото цианированием, а сероводород используют для осаждения цинка. Техническим результатом является повышение извлечения металлов. 1 ил., 2 пр.

Изобретение относится к способу переработки шламов металлургических и горно-обогатительных комбинатов. Из исходного сырья при дезинтеграции удаляют негабаритные включения, из полученного продукта готовят пульпу и обрабатывают ее высокоамплитудными ультразвуковыми колебаниями, далее проводят гравитационную сепарацию, при которой образуется два потока, содержащих цинк- и свинецсодержащие продукты. Каждый из потоков обрабатывают токами высокой и/или сверхвысокой частоты, затем осуществляют ультразвуковую высокотемпературную обработку и магнитную сепарацию, при которой из слива дополнительно извлекают железосодержащий продукт. При этом обработку слабомагнитных веществ осуществляют ультразвуковыми высокоамплитудными колебаниями с частотой, приводящей к образованию кавитационных пузырьков. Далее сгущенный продукт разделяют на гидроциклонах с получением слива с повышенным содержанием цинка. Полученный поток направляют в поток слива и подают на первичную магнитную сепарацию, сгущенный поток также направляют на магнитную сепарацию, получая железосодержащие продукты и немагнитный продукт, состоящий из углерода, а также кварцевый песок. Немагнитный продукт осушают и разделяют на углеродсодержащий продукт и кварцевый песок. Железосодержащий продукт используют в виде железорудного концентрата. Техническим результатом является повышение эффективности обработки частиц шламов в широком диапазоне крупности. 3 з.п. ф-лы, 1 ил.

Группа изобретений относится к получению металлического цинка из его рудных пород. Способ получения металлического цинка из водной суспензии частиц, содержащих соединения цинка руды, включает генерацию в объеме сырья физических «треугольных» магнитных полей, напряженность которых составляет 8·104÷1,0·105 А/м. Восстановление цинка осуществляют при подаче к слоям сырья струй газов, состоящих из сжатого атмосферного воздуха и в качестве восстановителя углерода, присутствующего в составе газов. Получаемый металл формируют в виде кольцевого столбчатого монокристалла, целиком состоящего из цинка. Предложено также устройство для реализации данного способа. Обеспечивается получение готового продукта с соответствующей степенью чистоты непосредственно из рудного сырья. 2 н.п. ф-лы, 5 ил., 3 пр.

Изобретение относится к получению наноструктурированных порошков металлических сплавов. Наноструктурированный порошок твердого раствора кобальт-никель состоит из первичных частиц в виде кобальтоникелевых наноблоков размерами 5-20 нм, агломерированных во вторичные частицы размерами 100-200 нм сферической формы. Кобальтоникелевые наноблоки представляют собой твердый раствор с кубической гранецентрированной решеткой с чередованием в ее узлах атомов кобальта и никеля. Способ получения упомянутого наноструктурированного порошка включает взаимодействие прекурсоров кобальта и никеля с гидразингидратом в качестве восстановителя, щелочью и тартратом калия-натрия в качестве стабилизатора при температуре 85-95°C, при этом в качестве прекурсоров кобальта и никеля используют водные растворы солей кобальта и никеля общей формулы МеХ2, где Me - Со, Ni; Х2 - хлориды, нитраты или сульфаты. Обеспечивается получение порошка высокой чистоты с суммарным массовым содержанием кобальта и никеля 99,999%, обладающего высокими каталитическими и магнитными свойствами. 2 н. и 1 з.п. ф-лы, 6 ил., 5 пр.

Изобретение относится к области утилизации отходов гальванического производства, например шламов, путем переработки последних и может быть использовано на предприятиях цветной металлургии и предприятиях, использующих в своем производственном цикле соединения цветных металлов. Способ переработки шлама гальванического производства включает введение в суспензию шлама влажностью более 90% пирокатехина в количестве 0,7-0,9 г на 1 л суспензии, перемешивание в течение 48 ч и отделение осадка фильтрацией. Полученный фильтрат содержит пирокатехиновые комплексы металлов, извлеченных из гальванического шлама. Технический результат - снижение количества операций, отсутствие агрессивных реагентов в процессе извлечения, образование с выходом до 89,7% товарного продукта - пирокатехиновых комплексов металлов. 4 табл., 2 пр.

Изобретение относится к способу извлечения ионов тяжелых металлов из водных растворов. Способ включает экстракцию с использованием в качестве экстрагента растительных масел, содержащих жирные кислоты, при величине рН водных растворов, равной 9-11. Затем ведут отстаивание образующейся системы с расслаиванием ее на фазы и их разделение. При этом отстаивание системы ведут с образованием трех фаз: верхней - масляной, представляющей собой регенерируемый экстрагент, нижней - водной, и промежуточной между ними - гелеобразной, состоящей из воды, масла и содержащей в виде сетчатой структуры гидроксокомплексы тяжелых металлов. Гелеобразную массу подвергают сушке при температуре 100-300°С до образования нанокристаллов оксидов тяжелых металлов. Технический результат заключается в эффективности очистки водных растворов металлов с использованием возобновляемого нетоксичного недорогого и эффективного экстрагента. 6 ил., 1 табл., 5 пр.
Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при переработке серебросодержащих цинковых кеков, образующихся при извлечении цинка из сульфидных концентратов. Цинковые кеки при температуре 80-90°C подвергают сернокислотному выщелачиванию в присутствии восстановителя, обеспечивающего восстановительный потенциал выщелачивающего раствора более +0,8 В. Раствор направляют на извлечение цинка, нерастворенный остаток подвергают флотации ксантогенатом при pH=8-9. Пенный продукт подвергают перечистной флотации при pH=3,5-5, при этом в качестве собирателя используют диалкилдитиофосфат натрия с расходом 50-500 г/т. Флотоконцентрат направляют на извлечение благородных металлов, хвосты основной флотации на извлечение свинца, а хвосты перечистной флотации на извлечение цинка в основном производстве. Техническим результатом является повышение извлечения серебра в концентрат при последующей флотации на 15-20% по сравнению с известными методами. Для получения богатого по драгметаллам продукта требуется меньшее количество технологических стадий. 1 з.п. ф-лы, 3 табл., 3 пр.
© Патентный поиск, поиск патентов на изобретения - FindPatent.RU 2012-2024
Политика конфиденциальности 2015-02-10 2015-02-10T12:37:08
Наверх