Жандильдин Т.Е. Карагандинский экономический университет, г. Караганда,

Балапанов М.К., Мухымбекова М.К.  Химико-металлургический институт им. Ж.. Абишева, г. Караганда

 

Рациональное использование

железорудного глиноземсодержащего сырья

 

Проблемы повышения эффективности использования глиноземистых железных руд Казахстана требует создания технологии комплексной переработки, обеспечивающей извлечение наряду с железом таких ценных сопутствующих компонентов как глинозем и ванадий. К таким видам сырья в Казахстане можно отнести огромные запасы руд Лисаковской, Аятской, Приаральской, Мыктыкульской и Озерной группы месторождений. Разработка технологии комплексного использования таких руд весьма актуальна и имеет большое значение для расширения сырьевой базы черной и цветной металлургии республики. Решение этой проблемы позволит ввести в баланс значительные запасы руд, считающихся в настоящее время некондиционными, повысить эффективность использования природных ресурсов за счет более полного извлечения содержащихся в них ценных компонентов, организовать переработку сырья без отходов.

Известно, что не все типы лисаковских руд могут успешно обогащаться по традиционной гравитационно-магнитной схеме. В частности, для этой технологии неприемлемы руды с содержанием менее 38% железа, а также руды, содержащие более 10% сцементированных разностей, и мелкоолитовые руды [1]. Окислительный обжиг офлюсованной шихты перед металлизацией не дает положительных результатов вследствие образования ферритов, алюмоферритов и алюмосиликоферритов кальция и их твердых растворов [1-3].

Технология комплексного использования глиноземистых железных руд, в частности лисаковских, предусматривает термическую обработку и обогащение руды, разделительную плавку и гидрометаллургическую переработку полученных продуктов. Разработанный способ включает три технологических передела с получением в первом переделе богатого по содержанию железа (60,0-62,0%) продукта. Технологическая функция второго передела сводится к предварительному восстановлению оксидов железа с последующей плавкой для получения металлического продукта и отходов, пригодных для извлечения глинозема и ванадия. В третьем переделе осуществляется последовательно извлечение глинозема и ванадия из отходов плавильного участка второго передела и переработка отвального шлама гидрохимического передела с получением вяжущих материалов.

Согласно разработанной схеме первого передела обесшламленная руда Лисаковского месторождения (ЛОР) или лисаковский гравитационно-магнитный концентрат (ЛГМК) подвергаются слабому восстановительному обжигу при температуре 950оС и продолжительности 45 мин. После обжига продукт измельчается и осуществляется его сухая магнитная сепарация. В результате обогащения получается концентрат с содержанием около 62,0% железа (табл. 1).

Таблица 1. Химический состав ЛГМК и ЛОР до

и после обжига и магнитной сепарации

Наименование

материалов

Содержание основных компонентов, %

Fe

FeO

SiO2

Al2O3

P2O5

V2O5

П.п.п

ЛГМК

исходный

48,56

0,61

10,35

4,37

1,66

0,13

14,00

обожженный

56,14

0,24

11,23

5,14

1,68

0,16

0,47

после магнитной сепарации

61,97

0,30

5,92

5,83

1,98

0,18

0,52

ЛОР

исходная

40,60

1,04

21,46

4,32

1,51

0,10

12,99

обожженная

45,47

0,42

24,04

4,62

1,72

0,12

1,40

после магнитной сепарации

62,21

0,44

5,60

5,90

1,98

0,15

0,6

 

Для получения качественных металлических продуктов, а также отходов, пригодных для извлечения ценных сопутствующих компонентов, проведены эксперименты по схеме второго передела. С этой целью шихта составлялась из концентрата, полученного после первого технологического передела, известняка и бурых углей Шубаркольского месторождения. Концентрат, смешанный в заданных пропорциях с известняком крупностью 1-0 мм и твердым восстановителем (шубаркольский уголь) крупностью 5-0 мм, подавалась в печь, где осуществляется удаление влаги, летучих и карбонатов, восстановление оксидов железа до магнетита. Последнее происходит в результате восстановительного обжига шихты при 950-1000оС и продолжительности 45 мин.

Восстановленный продукт с температурой порядка 1000оС поступает из печи в другую установку, которая предназначена для разделения металлизованного продукта с повышенным содержанием железа и шлаковой фазы. При температуре 1300-1320оС и выше происходит коагуляция корольков металла и отделение их от компонентов самораспадающейся пустой породы, концентрирующихся в шлаковой фазе.

Охлажденный продукт подвергается грохочению с разделением металлических частиц и образующейся шлаковой фазы. Содержание железа в металлическом продукте составляет 93,5-94,0%, фосфора - 0,02-0,15%. В шлаковой фазе глинозем представлен алюминатом кальция и геленитом, а кремнезем - в виде двухкальциевого силиката.

Определен оптимальный расход известняка, при котором обеспечивается максимальное извлечение фосфора, глинозема и ванадия в хвосты магнитной сепарации металлизованной шихты. Установлено, что офлюсование шихты должно производиться из расчета связывания (исключая оксиды железа) SiO2 в двухкальциевый силикат, Al2O3 в алюминат кальция и геленит, а P2O5 - в трикальцийфосфат.

Исследования показывают, что повышение температуры и увеличение продолжительности термообработки обеспечивает получение качественных металлических продуктов с повышенным содержанием железа и низким содержанием фосфора. На протекание восстановительных процессов оксидов железа в интервале температур 300-900оС оказывает заметное влияние летучие компонентов угля и известняка шихты. Возгоняемые летучие топлива принимают активное участие в начальной стадии термообработки, восстанавливая оксид железа до Fe3O4. При этом требуемый уровень твердофазного образования магнетита (70-85%) достигается при более низких температурах, что препятствует образованию трудновосстановимых соединений.

При нагревании шихт с различной дозировкой известняка и шубаркольского угля происходит значительная убыль массы образца и на дериватограмме наблюдаются эффекты, связанные с разложением угля, гидратов и карбонатов. Обнаружены эндотермические пики при 140-155 и 300-315оС, соответствующие удалению свободной и кристаллизационной воды. Более слабые эндотермический и экзотермический эффекты при 420-510оС обусловлены, вероятно, разложением угля с выделением газообразных составляющих. Экзотермический эффект, обусловленный выпадением кристаллических фаз, отмечен при температуре 650-770оС. С повышением содержания угля в шихте замечено некоторое смещение максимумов на дериватограмме в сторону низких температур. Эндотермические эффекты при 440-490оС характерны для образования магнетита и вторичного гематита. Аналогичные эффекты при 880-920оС соответствуют разложению известняка. Эндотермический эффект при 960-1150оС можно отнести к кристаллизации трикальцийфосфата, двухкальциевого силиката, геленита и алюмината кальция. Температура образования указанных минералов в различных шихтах почти совпадают. Результаты, полученные при помощи ДТА, согласуются с данными рентгенофазовых исследований.

На основании проведенных исследований установлено, что на процессы обесфосфоривания и качество металлизованных продуктов оказывают отрицательное влияние такие факторы, как:

- перевосстановление оксидов железа до металлического, образование герцинита, фаялита и фосфидов железа;

- уменьшение содержания в обожженном продукте монооксида железа и оксида кальция;

- присутствие в обожженном продукте металлического железа до образования в спеке трикальцийфосфата.

- присутствие в обожженных продуктах герцинита, фаялита, алюмоферритов кальция, железокальциевых силикатов и других трудновосстановимых соединений.

При последовательном восстановлении оксидов железа от гематита до металлического железа получение качественного металлического продукта, а также шлаковой составляющей, пригодной для извлечения глинозема, зависит от полноты формирования кристаллической структуры пустой породы. При этом степень дефосфорации рудного сырья определяется глубиной металлизации на второй стадии термообработки, и чем выше степень металлизации, тем выше степень дефосфорации металлизованных продуктов.

После магнитной сепарации содержание глинозема в хвостах обогащения составляет 23,5-24,0%. Основными фазами в них являются геленит, алюминаты кальция и двухкальциевый силикат. Такие отходы обогащения лисаковских руд могут быть использованы в качестве дополнительного компонента в шихте при переработке красных шламов Павлодарского алюминиевого завода, что способствует расширению сырьевой базы глиноземного производства.

 

Литература

1. Пирометаллургическая переработка комплексных руд / Леонтьев Л.И., Ватолин Н.А., Шаврин С.В. и др.- М.: Металлургия, 1997.- 232 с.

2. Кобелев В.А., Иванова С.В., Леонтьев Л.И. и др. Анализ процессов образования и восстановления фосфатов и ферритов кальция//ДАН СССР, 1977.-Т. 244.-№7.-С. 902-904.

3. Максимов Е.В., Такенов Т.Д., Кабанов Ю.А. и др. К вопросу удаления фосфора из бурожелезняковых оолитовых руд. Караганда // Труды университета (КарГТУ). – 1998. – С. 86-91.