Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние вопроса. Цель работы 5
1.1. Анализ состояния рынка никеля за рубежом и в России 5
1.2. Мировые и отечественные запасы никельсодержащих руд 9
1.3. Существующие технологии переработки никелевых руд и получения ферроникеля 11
Выводы по главе и цель работы 28
2. Изучение зависимостей степеней извлечения элементов из рудного сырья от степени восстановления железа и выбор оптимального состава ферроникеля 31
3. Изучение физико-химических характеристик процесса дефосфорации чернового ферроникеля 42
3.1. Шихтовые материалы 42
3.2. Выбор состава начального шлака и определение расхода флюсов на его образование 43
3.3. Определение температур начала и конца плавления полученных шлаков 46
4. Математические модели процессов получения чернового ферроникеля и его рафинирования и установление закономерностей изменения основных параметров технологии 50
4.1. Математическая модель процесса получения чернового ферроникеля 50
4.1.1. Математическая модель процесса нагрева и расплавления руды 51
4.1.2. Математическая модель процесса получения чернового ферроникеля 58
4.2. Математическая модель процесса рафинирования чернового ферроникеля з
4.3. Установление основных параметров технологии математическим моделированием 75
Выводы 82
5. Общее описание предлагаемой технологии получения чернового ферроникеля частичным восстановлением железохромоникелевых руд и его рафинирования 83
6. Технико-экономическое обоснование эффективности предлагаемой технологии и ее экологическая оценка 87
6.1. Определение себестоимости получаемой продукции и выбор оптимально-возможного варианта внедрения предлагаемой технологии 87
6.2. Экологическая оценка предлагаемой технологии 89
Выводы 91
Общие выводы 92
Библиографический список
- Существующие технологии переработки никелевых руд и получения ферроникеля
- Изучение зависимостей степеней извлечения элементов из рудного сырья от степени восстановления железа и выбор оптимального состава ферроникеля
- Определение температур начала и конца плавления полученных шлаков
- Математическая модель процесса рафинирования чернового ферроникеля
Введение к работе
Актуальность работы. Технический прогресс в машиностроении, энергетике, химии, транспорте обуславливает увеличение потребности в качественных сталях и сплавах. Одним из важнейших металлов, применяемых для выплавки легированных сталей, является никель.
В России для выплавки высококачественных никелевых сталей в основном используется никель, содержащий около 99 % Ni, высокая цена которого не способствует развитию производства никельсодержащих конструкционных и особенно нержавеющих, жаропрочных, кислотоупорных марок стали. В то же время в нашей стране ощущается дефицит относительно дешевых никелевых ферросплавов (10...20 % Ni).
Дальнейшее увеличение производства никеля требует расширения сырьевой базы, так как разведанные запасы никелевых руд недостаточны для удовлетворения потребности в никеле различных отраслей промышленности. Серьезным дополнительным источником для производства ферроникеля могут служить железохромоникелевые руды Орско-Халиловского бассейна, запасы которых в общей сумме составляют около 340 млн. т. Переработка этих руд существующими способами не нашла широкого применения ввиду их бедности по никелю (0,5 % Ni) и по железу (30...40 Fe%).
Целью работы является разработка новой эффективной
технологической схемы получения ферроникеля из
железохромоникелевых руд, а так же дальнейшего его рафинирования и выбор рационального состава получаемого ферросплава.
Задачи исследования:
- изучение взаимосвязи степени восстановления элементов из
рудного сырья от степени извлечения железа и выбор рационального
состава чернового ферроникеля;
- изучение физико-химических процессов рафинирования
ферроникеля;
разработка эффективной технологической схемы получения ферроникеля из бедных железохромоникелевых руд;
технико-экономическое обоснование эффективности получения ферроникеля из железохромоникелевых руд и ее экологическая оценка.
Научная новизна диссертации состоит в следующем:
- на основе экспериментальных данных получены зависимости
степеней восстановления никеля, фосфора и серы в металл от степени
извлечения железа из рудного сырья, на основе которых выбран
рациональный состав ферроникеля, получаемого из бедных
железохромоникелевых руд;
- исследованы физико-химические характеристики процесса рафинирования чернового ферроникеля, необходимые для выбора шлакового режима дефосфорации ферросплава: получены зависимости коэффициента распределения фосфора от основности рафинировочного шлака и температуры ванны; определен температурный интервал плавления известково-железистых шлаков.
Практическое значение диссертации. Разработанные основы
процесса селективного восстановления железохромоникелевых руд дают
возможность вовлечь в переработку миллионы тонн
железохромоникелевых руд и энергетических углей, что существенно
расширит сырьевую базу черной металлургии Урала и значительно
удешевит металлопродукцию. Предлагаемая технология имеет
преимущество перед традиционным способом извлечения никеля в экологическом аспекте.
Апробация работы. По теме диссертации опубликовано 8 работ. Материалы диссертационной работы доложены на 61-й, 62-й, 63-й, 64-й научно-технических конференциях по итогам научно-исследовательских работ (Магнитогорск, 2002-2005гг.), Международной научно-технической конференции молодых специалистов и техников (Магнитогорск, 2003). Подана заявка на патент нового способа получения товарного ферроникеля с низким содержанием вредных примесей из бедных трудноперерабатываемых железохромоникелевых руд (№2005130831 от 04.10.05).
Объем и структура диссертации. Диссертационная работа состоит из введения, шести глав и выводов. Содержание работы изложено на 104 страницах машинописного текста, включая 22 рисунка, 25 таблицы и библиографический список из 95 наименований.
Существующие технологии переработки никелевых руд и получения ферроникеля
Применение способа восстановительно-сульфидирующей шахтной плавки окисленных руд на отечественных предприятиях обусловлено тем, что металлургические заводы строили в 30-х годах, когда еще не были известны другие способы переработки этих руд [9].
Схема переработки никелевых руд шахтной плавкой является технологически устаревшей и экологически опасной. Недостатками шахтной плавки являются: - трудоемкая предварительная подготовка руды; - использование дорогостоящего кокса; -непригодность руд с повышенным содержанием тугоплавких шлакообра-зующих компонентов; - применение в качестве сульфидизаторов пирита, колчедана и гипса; - многостадийность процесса; - выбросы серы с отходящими газами в атмосферу в виде диоксида; - дороговизна получаемого продукта. Электроплавка. Преобладающее распространение в мире имеет способ получения ферроникеля в электропечах.
Завод "Дониамбо"(Франция. Новая Каледония) [10... 13] пущен в 1958 г. Технологическая схема завода предусматривает подготовку руды, обжиг в трубчатых вращающихся печах, электроплавку огарка на ферроникель и его рафинирование.
По промышленным никелевым месторождениям мирового значения территория острова Новая Каледония занимает ведущее место с силикатными никелевыми рудами, расположенными на почти обнаженных ультраосновных породах [14]. В металлургическую переработку поступают руды, содержащие, %: Ni+Co 2,3...2,8;Fe 14...20; Si02 32...37;MgO 20...24; A1203 доЗидр[15]. Завод "Дониамбо" имеет одиннадцать трубчатых печей, из которых семь печей обеспечивают огарком восемь электропечей фирмы ЕЛКЕМ, а четыре трубчатые печи обслуживают три электропечи фирмы "ДЕМАГ". Полученный в электропечах ферроникель содержит 22...25 % Ni. Его извлечение при электроплавке достигает 90...93 %. Ферроникель сливают в ковши, в которых ведут частичное рафинирование металла от серы, расплавленной содой. После десульфурации ферроникель заливают в конвертеры и рафинируют его от кремния, хрома, углерода. Рафинированный никель содержит 24...25%Ni[16...18].
Заводы Японии. [19...25] В 1957 г. на металлургических заводах компании "Сумитомо" было начато производство ферроникеля электротермическим способом.
На заводе "Тояма" компании "Шова Ренко" руду агломерируют и подвергают электроплавке. Руда содержит, %: Ni 2,5; Fe 10...15; Si02 35; MgO 22. Черновой ферроникель, полученный в электропечах, содержит, % : Ni 20...25; Si 3...4;Cr 1...2; С 1... 1,5. Его подвергают двухстадийному рафинированию от примесей в 5- и 10-тонных конвертерах. Конечный продукт заводов - рафинированный ферроникель, содержащий 25 % Ni.
Заводы "Хиюга", компании "Сумитомо", "Хатинохе", "Пасифик металз", "Муроран" и "Смура Кемико" подготовку руды к плавке осуществляют в трубчатых вращающихся печах. Рафинирование ферроникеля от серы и фосфора ведут в 5-т и 10-т печах Геру.
Заводы Бразилии [26, 27]. Завод "Протаполис" расположен на юго-западе штата Минас Жераис. На завод поступает руда состава, % : Ni 1,7.. .2,5; Fe 10; Si02 41; MgO 25. Ее дробят и далее подают на обжиг в две трубчатые вращающиеся печи. Плавку огарка ведут в электропечах с получением ферроникеля следующего состава, % : Ni 27...30 %; Si 2,5; С 2; S и Р до 0,3. Полученный ферроникель рафинируют в электросталеплавильной печи. Рафинированный ферроникель содержит до 35 % Ni.
Завод "Либертад" использует для производства ферроникеля железистые руды, содержащие 1,5...2 % Ni и более 44 % Fe. Завод располагает трубчатыми вращающимися печами и руднотермическими печами. Товарный ферроникель содержит 25 % Ni. Завод "Ларимна" (Греция) [28, 29] сдан в эксплуатацию в 1966 г. Технологическая схема производства ферроникеля разработана французской фирмой "Сосьете ле никель" (Рис 1.4). Исходным сырьем служат железистые руды, содержащие, % : Ni l...l,2; Fe 37; SiC 2 5;MgO 2,5; А1203 3. Большое значение уделяется на заводе подготовке руды к металлургической переработке. До поступления руды на прокаливание и восстановительный обжиг она проходит две стадии измельчения и шихтовку с оборотной пылью, мазутом, углем и лигнитом в двух барабанных смесителях.
Предварительное восстановление руды осуществляется в трех трубчатых вращающихся печах. Огарок из печей восстановления загружают в электропечи. Плавку в электропечах ведут на ферроникель, содержащий %: Ni+Co 14... 17; С 0,015; As 0,2.
Извлечение ферроникеля из руды при электроплавке на ферроникель составляет 90%. Ферроникель рафинируют в конвертерах кислородом. Основная продукция завода - рафинированный ферроникель, содержащий , % : Ni+Co 28; С 0,01; S 0,06; As 0,2.. .0,3, а также следы Si, Р, Си и Мп.
Завод "Ханна Никель"(США) [30...35] В 1954 году в Соединённых Штатах Америки был пущен в эксплуатацию завод по технологическому процессу, разработанному во Франции Рене Перрином.
Сущность технологии заключается в разделении процессов расплавления и восстановления руды. Расплавление осуществляется в рудотермических электропечах, а восстановление - внепечным способом в специальных реакционных ковшах. Тесный контакт металлической и шлаковой фаз в ковше создаёт условия для достижения равновесного состояния с низкими потерями никеля. В качестве восстановителя используется ферросилиций с 45% кремния.
Изучение зависимостей степеней извлечения элементов из рудного сырья от степени восстановления железа и выбор оптимального состава ферроникеля
Плавка в жидкой ванне (ПЖВ). Процесс плавки в жидкой ванне, разработанный А.В.Ванюковым, пригоден для плавки на штейн медно-никелевых, никелевых и других сульфидных руд. Процесс осуществляют в шахтной печи (рис. 1.6), стены которой выполнены из медных водоох-лаждаемых плит, а под и свод из огнеупоров. Длина печи составляет 10...30, ширина 2,5...3,0 и высота 6,0...6,5 м. Фурмы для подачи дутья расположены в боковых стенах в ряд по всей длине печи на высоте 1,5...2 м от пода [41]. Шихту загружают через расположенные в своде воронки. Выпуск штейна и шлака происходит непрерывно и раздельно через сифоны, расположенные в противоположных торцах печи.
Достоинствами процесса является то, что он малочувствителен к качеству шихтовых материалов, позволяет переплавлять как кусковые руды крупностью ли 50 мм, так и мелкие концентраты без их сушки. Дутьем служит обогащенный кислородом воздух, для обеспечения автогенности процесса содержание кислорода в дутье должно составлять 40...45% при влажности шихты 1.. .2% и 55.. .65%, 41 % - при влажности 6.. .8 %.
Процесс ПЖВ непрерывный. Дутье, как это видно из рис. 1.6, подают в объем расплава, где происходит окисление сульфидов за счет реагирования с кислородом дутья. Расплав в печи условно делится на две зоны: зону выше фурм, где идет интенсивный барботаж (перемешивание поднимающимися пузырями газа) и подфурменную, где расплав находится в относительно спокойном состоянии. В верхней (надфурменной) зоне протекают процессы окисления сульфидов с выделением тепла, нагрева и плавления шихты за счет этого тепла, укрупнения мелкой сульфидной взвеси в шлаковом расплаве. Крупные капли сульфидов, как более тяжелые, движутся через слой шлака вниз, образуя на поду печи слой штейна.
В получаемом штейне содержание никеля достигает 45...55 %. Достоинством процесса является то, что его удельная производительность (удельный проплав шихты 60...80 т/(м -сут)) значительно выше, чем у других процессов выплавки штейна; так этот удельный проплав более чем в 12 раз превышает проплав отражательной плавки.
Накоплен существенный положительный опыт использования ПЖВ в отечественной металлургии. В настоящий момент на предприятии «Южурални-кель» для производства никелевого штейна запущен промышленный комплекс печи Ванюкова (ОПК-ПВ), работа которого основана на ПЖВ [42...46]. Технология выплавки медного и никелевого штейна в ПВ, общепризнанная в мировой практике, применяется на Норильском горно-металлургическом комбинате (функционируют две печи, одна строится), Среднеуральском медеплавильном заводе (один агрегат) и на Балхашском медеплавильном заводе (два агрегата) для переработки более 2 млн. тонн в год металлургического сырья различного состава.
Однако переработка сульфидных никелевых руд плавкой в жидкой ванне имеет существенный недостаток: все агрегаты ПЖВ работают в технологической цепи с сульфидизацией, что резко осложняет проблему очистки отходящих газов от S02.
В последние десять лет спрос на никель во всем мире растет ускоренными темпами. В России для выплавки высококачественных никелевых сталей, в основном, используется никель, содержащий около 99 % N1, высокая цена которого не способствует развитию производства никельсодержащих марок стали. В то же время в нашей стране ощущается дефицит относительно дешевых никелевых ферросплавов (10.. .20 % Ni).
Общие мировые запасы никеля в рудах на начало 1998 г. оценены в количестве 135 млн. т. никеля. В переработку поступают руды, содержащие в среднем 2,0.. .2,5 % Ni.
Запасы никелевых руд в России оцениваются в 6,6 млн.т. никеля. Отечественные руды значительно беднее, они содержат в среднем от 0,85 до 1,3 % Ni. Руды с содержанием никеля менее 0,8 % считаются бедными и не используются.
Серьезным дополнительным источником для производства ферроникеля могут служить железохромоникелевые руды Орско-Халиловского бассейна, запасы которых в общей сумме составляют - 340 млн. т., общее содержание никеля в них - 1,2 млн.т. Переработка этих руд существующими способами не нашла широкого применения ввиду их бедности по никелю (Ni 0,5 %) и по железу (Fe 30...40%).
В настоящее время широкое применение получили три способа получения ферроникеля: кричный процесс, шахтная плавка и электроплавка. Кричный процесс считается устаревшим - он потребляет много топлива, имеет малую производительность и ограничения по составу руд, труден в эксплуатации. Недостатками шахтной плавки являются трудоемкая предварительная подготовка руды, использование дорогостоящего кокса, непригодность руд с повышенным содержанием тугоплавких шлакообразующих компонентов, применение в качестве сульфидизаторов пирита, колчедана и гипса, многостадий-ность процесса, выбросы серы с отходящими газами в атмосферу в виде диоксида, дороговизна получаемого продукта.
Преобладающее распространение в мире при производстве ферроникеля имеет электроплавка с предварительным прокаливанием руды во вращающейся трубчатой печи. Но процесс имеет большой недостаток - из бедных никелевых руд с повышенным содержанием железа (как в рудах Орско-Халиловского бассейна) из-за аварийного вспенивания шлака возможно получение только бедного ферроникеля (менее 8 % Ni).
Процесс жидкофазного восстановления железорудного сырья (ПЖВ) может считаться перспективным в получении богатого ферроникеля из бедных по содержанию никеля руд. Он имеет такие преимущества перед элктроплав-кой, как возможность применения его практически для всех видов железосодержащего сырья, наличие в агрегате ПЖВ закрытой реакционной зоны, что позволяет предотвратить выбросы шлака при его интенсивном вспенивании, замена электроэнергии угольным топливом, что позволяет существенно снизить себестоимость получаемой продукции. Однако все агрегаты ПЖВ работают в технологической цепи с сульфидизацией, что резко осложняет проблему очистки отходящих газов от SO2.
Определение температур начала и конца плавления полученных шлаков
Математическая модель процесса бескоксового жидкофазного восстановления железохромоникелевых руд, выполненная в среде электронных таблиц Excel, представляет собой полную статическую модель, то есть систему уравнений, описывающих процесс от начала до конца с целью определения конечных параметров (составов металла, шлака и газов, их температуры и др.) в зависимости от значений исходных параметров (расхода материалов, их состава и др.) [54].
Процесс восстановления при составлении математической модели был разделен на три части - обжиг и расплавление железорудного сырья, первую и вторую стадии восстановления. Внутри каждой из указанных частей рассматривались частные физико-химические процессы: химические реакции, физические процессы нагрева и расплавления различных материалов, обмена теплом ванны с окружающей средой и т.д. Количественно охарактеризовав элементарные процессы и сводя эти характеристики к уравнениям материальных и тепловых балансов, были получены основные уравнения, выражающие зависимость управляемых параметров процесса от различных факторов.
Таким образом, в основу создания математической модели процесса восстановления железохромоникелевых руд были положены следующие принципы: 1) деление всего процесса на части и каждой части на элементарные физико-химические процессы; 2) количественная характеристика (математическое описание) каждого элементарного процесса; 3) составление математической модели каждого периода процесса путем объединения (композиции) количественных характеристик элементарных процессов, представляющих уравнения материальных и тепловых балансов и решения их относительно управляемых параметров процесса; 4) получение математической модели процесса в целом путем объединения математических моделей отдельных периодов. Алгоритм нахождения основных параметров процесса восстановления железохромоникелевых руд построен следующим образом. Для каждой стадии процесса задаются определенные исходные данные — стандартные величины и принимаемые на основе литературных источников или производственной практики. Такими данными являются состав шихтовых материалов, температуры продуктов процесса, тепловые эффекты физико-химических превращений, степени восстановления элементов. Искомыми параметрами являются количество и состав продуктов по стадиям процесса, расход энергоносителей, восстановителя, дутья и др. Завершением алгоритма служит сведение материального и теплового балансов [55...59].
Исходными данными для расчета основных параметров процесса обжига, нагрева и расплавления рудного сырья являются: - химический состав руды (на сырую массу) и энергетического угля с известной теплотворной способностью; - температура руды после обжига и нагрева, температура расплавленной руды, а также температура образующихся и отходящих газов; - стандартные величины тепловых эффектов процессов разложения и удаления влаги и потерь при прокаливании, а также процессов диссоциации оксидов железа. Определяемыми параметрами процесса обжига и расплавления руды яв 52 ляются: - количество и химический состав расплавленной руды; - количество и состав образующихся газов; - расход угля, кислородного дутья и газа-носителя (азота); - соотношение количеств кусковой и порошкообразной руды в шихте. Содержание нелетучего оксида (кг) в расплавленной руде определяется следующим образом [60]: к№=№А - , (4-і) где (ExOY) cr и (ExOYyw - содержание оксидов в сырой руде и угле соответственно, %\ gyr - расход угля, кг. При этом следует иметь ввиду, что оксиды железа, находящиеся в сырой руде и угле в виде Fe203 и FeO, в расплавленной руде находятся в виде Fe304 [61].
Количество оксидного (рудного) расплава определится как сумма содержащихся в нем оксидов: Содержание (%) определенного оксида в расплаве определяется по формуле: (ExOY) =M(lix()y). -. (4.3) g,:r. 02д - содержание кислорода в дутье, %; а - коэффициент избытка дутья; Cyr, Н2УІ., 02yr - содержание в угле соответствующих элементов, %; 32, 12, 2 - молярные массы кислорода, углерода и водорода соответственно, кг. Расход дутья на дожигание СО до С02 составит [62]: со л f R 0,5-32 /л с\ =м"- --ш-—-а (4-5) где М{С0) - количество СО, содержащееся в технологических газах, кг; R - доля технологических газов, используемых для нагрева руды, %; 32 и 28 - молярные массы кислорода и СО, кг; а - коэффициент избытка дутья. Расход газа-носителя (азота) определяется из выражения: gs-n=ew-v, (4.6) где gyr - расход угля, кг; rj - удельный расход газа-носителя, кг/кг угля.
Математическая модель процесса рафинирования чернового ферроникеля
Процесс получения чернового ферроникеля имеет две стадии: - предварительное расплавление рудного сырья с использованием тепла от сжигания требуемого количества порошкообразного угля. - стадия частичного (селективного) восстановления, протекающая под высокоокислительным шлаком, а потому обеспечивающая получение ферроникеля с низким содержанием углерода (С 0,05 %). Расплавление и частичное восстановление рудного сырья осуществляется в агрегате ПЖВ (1). Сырая кусковая руда подается в плавильную зону агрегата, где происходит ее нагрев и расплавление.
Полученный оксидный расплав поступает на стадию предварительного восстановления, где осуществляется восстановление никеля (степень восстановления Ni 90 %) и частичное восстановление железа (степень восстановления Fe 5.. Л 0 %). Температура на этой стадии составляет 1600 С.
Для этого в расплав вдуваются уголь и кислород. Восстановление оксида никеля и монооксида железа из расплава осуществляется за счет углерода угля и углерода, растворенного в металле.
Расплав на этой стадии представляет собой шлако-металлическую эмульсию с большим количеством газовых пузырей, которая, поступая в специальную отстойную часть камеры, успокаивается, и происходит разделение металла от шлака. Технологический газ дожигается над расплавом. Слой оксидного расплава защищает металл от вторичного окисления.
Выпуск продуктов плавки осуществляется раздельно. Для реализации технологии на стадии получения чернового ферроникеля необходимо обеспечивать определенный восстановительный потенциал газовой фазы (соотношение СО и ССЬ). Требуемое соотношение СО и С02 может быть обеспечено регулированием коэффициента расхода кислорода на сжигание углерода угля, являющегося и восстановителем, и топливом [83...90]. Важно отметить, что получаемый черновой ферроникель имеет высокое содержание фосфора (0,4...0,6 %Р) и серы (0,08...0,10), что ограничивает его применение для легирования стали. Поэтому требуется дополнительная дефосфорация, и сопутствующая ей десульфурация металла.
Черновой ферроникель на стадии рафинирования подвергается дефосфорации с помощью известково-железистого шлака.
При рафинировании чернового ферроникеля необходимо обеспечить степень дефосфорации Rp=80...100. Применительно к переработке чугуна известно, что такие степени дефосфорации вполне могут быть достигнуты, если процесс осуществлять в две стадии: шлак первой стадии, содержащий много фосфора, скачивать и наводить новый известково-железистый шлак.
Согласно предлагаемой технологии черновой ферроникель, имеющий температуру 1600С, подается в конвертер. Здесь же находится известково-железистый шлак от предыдущей плавки. При взаимодействии шлака с черновым ферроникелем протекают реакции, которые имеют значительный тепловой эффект. На стадии предварительной дефосфорации окисляется более 90 % фосфора от начального содержания (предварительная дефосфорация).
Далее осуществляется промежуточное скачивание шлака и наводится новый шлак (окончательная дефосфорация). В реактор присаживается известь и шамотный бой для обеспечения требуемой основности, а так же подается кислородное дутье через фурму. На стадии окончательной дефосфорации окисляется менее 10 % фосфора от начального содержания.
Рафинированный ферроникель сливают, а известково-железистый шлак оставляют для обработки следующей порции металла.
В черновом ферроникеле содержание углерода составляет менее 0,05%, его окисление не обеспечивает ни требуемого перемешивания, ни нагрев ванны. Поэтому для того, чтобы обеспечить перемешивание ванны, необходимо подавать смесь извести с известняком (барботаж осуществляется за счет выделяющихся газов СО и С02), а нагрев ванны обеспечивается окислением части металлического железа. Поскольку сродство никеля к кислороду значительно меньше, чем у железа, дутье расходуется практически полностью на окисление второго. Важно подчеркнуть, что окисление части железа и перевод его в оксидный расплав необходимы как для наведения известково-железистого шлака, так и для повышения содержания никеля в сплаве (металлургического обогащения металла по содержанию никеля) [91].
Продуктами стадии рафинирования является ферроникель с низким содержанием фосфора ([Р] 0,01%), с содержанием никеля Ni 15%, и отвальный шлак.
На основе проведенных исследований и выполненных расчетов предложена новая технологическая схема переработки железохромоникелевых руд карботермическим методом, заключающемся в получении ферроникеля частичным восстановлением рудного сырья в агрегате ПЖВ и дальнейшего его рафинирования в конвертере, которая позволяет получать из 27,0 тонн сырой руды 1 тонну рафинированного ферроникеля (Ni 15%) и 20,7 тонн железистого шлака (FeO 60 %).
Предложенная технологическая схема позволяет эффективно использовать химическую энергию угля, создавая при этом условия для получения дешевого ферроникеля с достаточно высоким содержанием никеля в ферросплаве и низким содержанием вредных примесей.
