Результат интеллектуальной деятельности: СПОСОБ МЕТАЛЛИЗАЦИИ МАГНИЙСОДЕРЖАЩИХ КАРБОНАТНЫХ ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ МАТЕРИАЛОВ

Изобретение относится к черной металлургии, к процессам прямого получения железа во вращающихся печах.

Отсутствие эффективной технологии обогащения и подготовки к плавке бедных труднообогатимых магнийсодержащих железных руд с получением материала, богатого железом, с низким содержанием магнезии и вредных примесей препятствует их широкому использованию. Основная порода сидеритов - изоморфная смесь карбонатов железа, магния, марганца. Минеральные включения представлены кремнийсодержащими сланцами, алюмосиликатами, сульфатами, карбонатами. Содержащийся в сидерите оксид магния химически связан с железом, поэтому при обычном обогащении почти целиком переходит в концентрат. Единственный реализованный в настоящее время способ переработки бакальских сидеритов - доменная плавка. Поэтому пирометаллургическое обогащение таких руд с получением губчатого железа или крицы для доменных печей и сталеплавильных агрегатов является актуальной проблемой.

Наиболее распространенным процессом получения металлизованных концентратов из труднообогатимых руд является кричный процесс (Савельев Г.П. Производство крицы. - М.: Металлургия, 1972. 272 с.).

Производство крицы осуществляется во вращающихся печах при температурах 1250-1350°С. В зоне крицеобразования пустая порода частично расплавляется и образуется вязкий тестообразный шлак, в котором находятся частицы железа, укрупняющиеся при вращении печи. Выходящий из печи полупродукт охлаждается водой, измельчается и подвергается магнитной сепарации. Кричный металл представляет образования крупностью до 10 мм округлой формы с включениями шлака и содержит 80-90% Fe, ~1% С, значительное количество серы и фосфора, вносимых, главным образом, твердым восстановителем.

Недостатками кричного процесса являются большой расход тепла, низкая производительность и загрязнение металла вредными примесями.

При переработке сидеритов данный процесс неприменим, так как требует наличия вязкого "длинного" шлака (100-200 Па·с), обычно соответствующего составу: 50-60% SiO₂; 10-20% Al₂O₃; 15-25% (CaO+MgO), а пустая порода сидеритов, наполовину состоящая из MgO, имеет высокую температуру плавления, вследствие чего при характерной температуре кричного процесса она будет находиться в твердом состоянии.

Известен способ прямого получения железа путем его восстановления во вращающейся печи твердым углеродом, при котором металл и шлак находятся в твердом состоянии (Князев В.Ф., Гиммельфарб А.И., Неменов A.M. Бескоксовая металлургия железа. - М.: Металлургия, 1972. 272 с.). Процесс ведут при температуре около 1000°С.

Основным недостатком данного метода при использовании его для восстановления сидеритов является низкая производительность. В процессе обжига при температуре 700-800°С куски обжигаемой руды теряют прочность и разрушаются, что приводит к большому пылевыносу. Получаемый восстановленный продукт содержит железо в мелкодисперсном состоянии, вследствие чего отделить его от пустой породы затруднительно. Для хорошей раскрываемости зерна материал необходимо подвергать тонкому измельчению, но при этом частички металла куются в чешуйки. Кроме того, данная технология требует сложной многоступенчатой мокрой магнитной сепарации.

Задачей предлагаемого технического решения является повышение технико-экономических показателей процесса пирометаллургического богащения магнийсодержащих железных руд (сидеритов) с получением высокометаллизованного концентрата, пригодного для применения в сталеплавильном производстве.

Техническим результатом предлагаемого технического решения является снижение энергетических и материальных затрат на подготовку материала и на процесс восстановления.

Указанный технический результат достигается тем, что в способе металлизации магнийсодержащих карбонатных железорудных материалов, включающем окислительный обжиг, восстановление совместно с восстановителем и десульфуратором, охлаждение, измельчение и магнитную сепарацию, согласно изобретению, исходную руду крупностью 10-60 мм предварительно подвергают гравитационному обогащению, окислительный обжиг проводят при температуре 1100-1200°С, после чего обожженную руду в горячем виде загружают непосредственно во вращающуюся печь и восстанавливают, а восстановленную руду измельчают с последующим выделением металлизованного продукта.

При этом при измельчении до крупности (-5 мм) проводят сухую магнитную сепарацию, а при измельчении до крупности (-0,1 мм) проводят мокрую магнитную сепарацию, а горячий газ из вращающейся печи подается в шахтную печь окислительного обжига для утилизации его физического и химического тепла.

Сидеритовую руду подвергают окислительному обжигу в шахтной печи. При крупности кусков менее 10 мм газопроницаемость слоя руды резко снижается, что отрицательно сказывается на ходе процесса. При крупности кусков более 60 мм для полной декарбонизации требуется длительное время, что снижает производительность.

Обжиг при температуре выше 1200°С приводит к оплавлению кусков, их спеканию. Кроме того, возможно настылеобразование в печи. При температуре менее 1100°С обжиг идет при низкой скорости декарбонизации, что отрицательно сказывается на производительности печи.

Пример.

20 килограммов исходной руды крупностью 10-60 мм подвергли обогащению в тяжелых средах (смесь FeSi:Fe₃O₄=70:30). Полученный концентрат обожгли при температуре 1150°С в муфельной печи в течение 4 часов.

После декарбонизирующего обжига концентрат восстановили в печи Таммана в смеси с коксиком крупностью менее 3 мм при условиях, характерных для вращающейся печи (нагрев со скоростью 10 град./мин до температуры 1350°С, изотермическая выдержка при этой температуре 3 часа, охлаждение с печью). После отделения восстановителя путем отсева на грохоте восстановленный концентрат разделили пополам, измельчали и подвергли магнитной сепарации (измельченный до крупности (-5 мм) сухой, до (-0,1 мм) - мокрой). Результаты переработки представлены в таблице.

Применение предложенного способа металлизации магнийсодержащих карбонатных железорудных материалов за счет ведения процесса обжига в непрерывном режиме повысит удельную производительность вращающейся печи с 0,12 до 0,3 т/м³. Кроме того, за счет загрузки во вращающуюся печь обожженной руды в горячем виде непосредственно из печи обжига и подачи горячего газа из вращающейся печи в шахтную для утилизации его физического и химического тепла, уменьшаются тепловые затраты на получение металлизованного продукта с 3,5 до 3,0 Гкал/т.