автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Разработка технологической схемы производства рафинированного ферроникеля из бедных железохромоникелевых руд

На правах рукописи

Потапова Марина Васильевна

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ПРОИЗВОДСТВА РАФИНИРОВАННОГО ФЕРРОНИКЕЛЯ ИЗ БЕДНЫХ ЖЕЛЕЗОХРОМОНИКЕЛЕВЫХ РУД

Специальность 05.16.02 — Металлургия черных, цветных и редких металлов

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Магнитогорск - 2006

Работа выполнена в Магнитогорском государственном техническом университете им. Г.И. Носова на кафедре металлургии черных металлов

Научный руководитель - доктор технических наук, профессор

Еигеев Абдрашит Мусеевич

Официальные оппоненты: доктор технических наук, профессор

Салихов Зуфар Тарифу ллинович, кандидат технических наук, доцент Шерстобитов Михаил Афанасьевич

Ведущая организация - ОАО "Южуралникель", г. Орск

Защита состоится «-ЗУ » 2006 г. в часов на за-

седании диссертационного совета Д 212.111.01 в Магнитогорском государственном техническом университете им. Г.И. Носова по адресу: 455000, г. Магнитогорск, пр. Ленина, 38.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова.

Автореферат разослан « » с^А^гъе^х^ 2006 г.

Ученый секретарь диссертационного совета

^Сл-^ Селиванов В.Н

Общая характеристика работы

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 % N1, 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 % №).

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 % N1) и по железу (30...40 Ре%).

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.

СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

В первой главе приведен анализ состояния рынка никеля в России и за рубежом, рассмотрены мировые и отечественные запасы никельсодержащих руд и представлен аналитический обзор современного состояния вопроса получения ферроникеля.

В последние десять лет спрос на никель во всем мире растет ускоренными темпами. С 1993 по 2003 г. они составили более 4 % по сравнению с 2,8 % с 1970 по 1990г. Дефицит никеля на мировом рынке по оценкам «Институт Гипроникель» в 2004 г. составил 10 тыс. т., в 2005г.-20 тыс. т., а его цена выросла с 6700 $/т в 2002 г. до 26000 $/т в 2006 г.

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 % N1

Запасы никелевых руд в России оцениваются в 6,6 млн.т. никеля. Содержание никеля в них достигает 3,6 % (рудники «Норильского никеля»). Уральские руды значительно беднее, они содержат в среднем от 0,75 до 1,1 % №. Руды с содержанием никеля менее 0,75 % считаются бедными и не используются.

Орско-Халиловский железорудный район включает месторождения бурых хромоникелевых железняков с содержанием железа 30...36 %, никеля 0,4...0,6 %, хрома 1,0.,. 1,5 %. Балансовые запасы этих руд по данным института «У рал геология» составляют порядка 340 млн. тонн. Они могут служить серьезным дополнительным источником для производства ферроникеля, несмотря на то, что содержание никеля в рудах, используемых для получения ферроникеля во всем мире в 3...6 раз превышает содержание никеля в рудах Орско-Халиловского бассейна.

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, непригодность руд с повышенным содержанием тугоплавких шлакообразующих компонентов, применение в качестве сульфидизаторов пирита, колчедана и гипса, многостадийность процесса, большой пылевынос (до 30.,.40 % от массы загружаемой руды), а также выбросы серы с отходящими газами в атмосферу в виде диоксида при дальнейшем конвертировании штейна, дороговизна получаемого продукта.

Преобладающее распространение в мире при производстве ферроникеля имеет электроплавка с предварительным прокаливанием руды во вращающейся трубчатой печи. Но процесс имеет существенный недостаток - из бедных никелевых руд с повышенным содержанием железа (как в рудах Орско-Халиловского бассейна) возможно получение только бедного ферроникеля (менее 8 % N1).

В 40-х годах прошлого века профессор А.В. Ванкжов предложил проводить плавку медного штейна в так называемой "жидкой ванне" -подовом агрегате с использованием энергетических углей и обогащенного кислородом дутья. Накоплен существенный положительный опыт использования ПЖВ в отечественной металлургии. В настоящий момент на предприятии «Южуралникель» для производства никелевого штейна запущен промышленный комплекс с двухзонной печью Ванюкова (ОПК-ПВ), работа которого основана на ПЖВ.

Технология выплавки медного 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.

Процесс жидкофазного восстановления железорудного сырья может считаться перспективным в получении богатого ферроникеля из бедных по содержанию никеля руд. Он имеет такие преимущества перед остальными способами получения ферроникеля, как возможность применения его практически для всех видов железосодержащего сырья, применение в качестве топлива дешевых энергетических углей и, как следствие, снижение себестоимости получаемой продукции, возможность гибкого ведения плавки, что позволяет практически полностью исключить возникновение аварийных ситуаций.

Однако все агрегаты ПЖВ работают в технологической цепи с сульфидизацией, что резко осложняет проблему очистки отходящих газов от S02,

Данные проведенного аналитического обзора свидетельствуют о целесообразности разработки новой эффективной технологии переработки бедных железохромоникелевых руд процессом жидкофазного восстановления, не требующей больших первоначальных капиталовложений и позволяющей получать товарный ферроникель, пригодный для производства никельсодержащих марок стали и имеющей благоприятные экологические показатели.

В второй главе изучена зависимость степени восстановления элементов из рудного сырья от степени извлечения железа и сделан выбор рационального состава чернового ферроникеля. Эти характеристики необходимо знать как для выбора состава и разработки технологии получения ферроникеля, так и для определения способа его рафинирования.

Эксперименты по восстановлению проводились в лаборатории кафедры электрометаллургии и литейного производства МГТУ им.Г.И.Носова на однофазной установке УЭШП-б. В качестве шихтовых материалов в опытных плавках использовались коксовая мелочь (084,5%; S-0,34%; Н2О-0,35%; зола-12,49 %; летучие-3,02% ) и сухая железохромоникелевая руда (Feo6ai -45,9 %; Si02 -26,65 %; СаО-1,65 %; NiO-O.81; S-0,058 %; Р-0,16 %; Сг- 1,83 %; А1203-8,82 %; MgO-3,12 %; Мп0-0,66 %; ТЮг-0,62 %).

Масса плавки составляла 1 кг руды. Количество восстановителя варьировалось в зависимости от требуемой степени восстановления железа. Расход восстановителя на частичное восстановление руды с

целью получения чернового ферроникеля определяется из выражения, предложенного проф. А,М. Бигеевым:

„«-тСА/ & 100

где М(Ех0гу= — количество соответствующего оксида в расплавленной руде» %;

К - стехиометрический коэффициент в реакциях восстановления элементов;

¡Лс и 0 — мольные массы углерода и оксида, содержащегося в руде, кг/моль;

степень восстановления элемента, %;

Суг — содержание углерода в восстановителе, %.

Исходя из предварительных экспериментальных данных, степени восстановления железа никеля фосфора и хрома принимались 10, 90,15 и 0,1 соответственно.

Расчетные расходы восстановителя по плавкам представлены

ниже.

Степень восстаноления железа, % 1 2 3 4 5 10 15 20 Расход коксика, % от массы руды 0,32 0,47 0,62 0,76 0,91 1,64 2,38 3,11

Всего было проведено 24 плавки (по три плавки с каждым расчетным расходом восстановителя).

В полученном ферроникеле с увеличением расхода восстановителя содержание № уменьшалось с 65 до 3 %, Р — с 0,68 до 0,38 %, Б - 0,19 до 0,10 %. Степень извлечения никеля при степени восстановления железа 1 % составила всего 50 %, при 5 % - 65...75 %, при 20 % — 95 %. Содержание оксидов железа в частично восстановленном расплаве с увеличением расхода коксика снизилось с 61 до 53 %, а N¿0 - с 0,192 до 0,010 %.

На рис.1...3 представлены зависимости степеней

восстановления никеля, фосфора и серы из рудного сырья от степени извлечения железа соответственно, построенные по экспериментальным данным.

Результаты проведенных экспериментов показывают принципиальную возможность получения ферроникеля с очень высоким содержанием никеля (50...60 %), но при таких концентрациях степень его извлечения низкая (50, .,60 %), а содержание фосфора превышает 0,6 %.

6л, %

90

во

70 60 50 40

О О о

с . 0 — ---О < )

о $ о 1 г 1

1 <У <Гм - 10,968Ьп^, + 53,811 И1 = 0,8447

1/ °

10

бъ. %

15

20

25

Рис Л. Зависимость степени извлечения никеля из рудного сырья от степени восстановления железа

20 15 10 5 0

1 V »г О ) 5

0.8542Аг#+ 0,4 617

К1" 0,9762 1

10 15

%

20

25

Рис.2. Зависимость степени перехода фосфора в металл ф от степени восстановления железа из рудного сырья

16

12

8 ■

4

0

0

5

10

15

20

25

Рис.3. Зависимость степени перехода серы в металл & от степени восстановления железа из рудного сырья

Из графика следует, что восстанавливать менее 5 % железа нецелесообразно из-за низкой степени извлечения никеля (менее 70 %).

Рациональная степень восстановления железа из рудного сырья — 5... 10 %, что соответствует содержанию в получаемом ферросплаве 10...20%№, 0,3...0,5 % Р, 0,08...0,09 % Б. Очевидно, что получаемый черновой ферроникель нуждается в рафинировании, прежде всего в дефосфорации.

В третьей главе изучены наиболее важные физико-химические характеристики процесса дефосфорации чернового ферроникеля известково-железистым шлаком на установке УЭШП-6. Целью данной серии экспериментов являлось определение коэффициента распределения фосфора между металлом н шлаком и влияние на него различных параметров, а так же определение интервалов температур плавления известково-железистых шлаков.

Ферроникель предыдущих плавок (620 грамм) загрузили в тигель и расплавили. Исходный черновой ферроникель имел следующий состав: 15,56 № %, 0,07 С %, 0,10 Б! %, 0,42 Р %, 0,09 Б %.

В качестве флюсов применялись известь и шамотный бой. Требуемое содержание оксидов железа в шлаке обеспечивалось за счет подачи металлизированных окатышей. Было проведено 6 плавок по 3 плавки с каждым количеством шлака (10 и 15 % шлака от массы чернового металла).

В рафинированном ферроникеле содержание фосфора колебалось от 0,01 до 0,03 %, серы - от 0,01 до 0,06 %. Степень дефосфорации Лрсоставила20...40,степеньдесульфурации -2...9.

Зависимость коэффициента распределения фосфора от основности шлака представлена на рис. 4.

Основность шлака

Рис.4. Зависимость коэффициента распределения фосфора Ц, от

основности шлака

Из рисунка видно, что при увеличении основности коэффициент распределения фосфора увеличивается.

Зависимость коэффициента распределения фосфора от температуры ванны жидкого металла представлена на рис. 5.

Рис.5. Зависимость коэффициента распределения фосфора Ьр от

температуры

Из рисунка видно, что при увеличении температуры коэффициент распределения фосфора уменьшается.

Определение температур начала и конца плавления рафинировочных шлаков производилось визуальным методом на микропечи с нагревательным элементом из платины.

Химический состав и температуры начала и конца плавления полученных известково-железистых шлаков представлены в таблице.

Химический состав и температуры начала и конца плавления полученных известково-железистых шлаков_

Расход шлака, %от массы металла № опыта Массовая доля химических элементов, % Температура, °С

БЮг МпО РеО в Р205 СаО А12Оз начапа плавления конца плавления

10 1 14,91 0,02 22,28 0,13 5,33 49,95 8,68 1380 1410

2 11,09 Сл. 21,29 0,11 6,24 48,10 8,75 1380 1410

3 13г39 Сл. 19,44 0,13 4,67 49,53 7,12 1360 1390

15 4 15,27 Сл. 23,06 0,16 3,55 51,01 7,99 1400 1430

5 17,05 0,01 21,72 0,16 4,16 51,43 8,73 1400 1420

6 12,67 Сл. 22,30 0,19 3,11 53,26 8,45 1400 1430

На основании проведенных опытов по определению коэффициента распределения фосфора Ьр и температуры начала и конца плавления рафинировочных шлаков, принято решение наводить известково-железистый шлак следующего химического состава: 40...50 % СаО; 12...18 % БЮг; 20..,30 %£РеО; 10...15 % А1203, К^О и др„ Шлак с таким содержанием основных компонентов обладает высокой дефосфорирующей способностью (Ьр=50...70), имеет температуру плавления на уровне 1400...1450 ''С, и при перегреве на 50... 100 °С будет достаточно жидкоподвижным.

В четвертой главе приводятся статические модели процессов частичного восстановления рудного сырья с получением чернового ферроникеля и его дальнейшей дефосфорации. Математическим моделированием установлены закономерности измерения основных параметров технологии.

Математическое описание нагрева и расплавления шихты, стадии восстановления, а также процесса дефосфорации основано на уравнениях материального и теплового балансов. Расчет ведется на 100 кг сырой руды.

Расход угля является основной величиной, определяемой на стадии расплавления рудного сырья. Он находится из уравнения теплового баланса:

йгор + Оок = + 0г+ Яисп + Якарб + Ядис +2л > (О

где <2юр - тепло горения угля, кДж;

<2ок - тепло, выделяющееся при окислении РеО до Ре30*, кДж;

<2рр - физическое тепло оксидного расплава, кДж;

<2Г - физическое тепло образующихся и отходящих газов, кДж;

Яисп ' тепло разложения и испарения влаги, кДж; ,

Яклрб - тепло разложения карбонатов и удаления потерь при

прокаливании, кДж; Одис ~ тепло, затрачиваемое на диссоциацию Ре203 до Ге304, кДж;

0П - тепловые потери, кДж.

Расход угля определяется из выражения

О р.р. + £?/• + Онсп + Яклрб + Одис +0п ~ Яок

8уг --» (2)

Яуг

где яуг - расход угля на расплавление, кг/100кгруды;

дуг - удельная теплота сгорания угля, кДж/кг угля.

Аналогично расход угля на нагрев ванны определяется на стадии получения чернового ферроникеля.

Материальный баланс стадии нагрева и расплавления выглядит следующим образом:

где ¿с.р. - расход сырой руды, кг; жуг ~ расход угля, кг; g0l - расход кислородного дутья, кг;

- расход газа-носителя, кг;

количество оксидного расплава, кг; ¡р — количество отходящих газов, кг.

На стадии предварительного восстановления рудного сырья главную роль играет определение расхода восстановителя, необходимого для получения ферроникеля заданного состава. Требуемое количество восстановителя находится из выражения, полученного в работе на основе экспериментальных данных:

вос 0,207М1Г€О4ъ + 0.013М№О(131,64!п£р,+645,73) + 0,014Мрм(26,4£ъ+7,5)

&уг --~-»(А)

суг

где м1Ге0у мМ0, МР)0$ - масса РеО, №0, Р205 в исходном оксидном

расплаве, кг; ~ степень восстановления железа, %; Суг — содержание углерода в восстановителе, %.

Уравнение материального баланса стадии получения чернового ферроникеля:

+ ёуг + Во, = 8о.р,-1 + + 8 г > (5)

где gop.-,-масса оксидного расплава после стадии частичного восстановления, кг;

gPtNi-M— масса чернового ферроникеля, кг.

Наиболее важное значение имеет стадия рафинирования и обогащения чернового ферроникеля, в частности, выбор количества и состава известково-железистого шлака. Окисление части железа необходимо как для наведения известково-железистого шлака, так и для нагрева ванны. На основании полученных экспериментальных данных было принято решение наводить известково-железистый шлак с содержанием оксидов железа около 30 %. Количество шлака, наведение которого обеспечит стадию рафинирования требуемым количеством тепла, находится из теплового баланса процесса и определяется по формуле

100 ■ {QFM-Р +<2шм+ Q*ap6 + Qw +Qr+Q^m" QfcNi-ч ' Q& - Qm.o.)

126920 ' K)

где guu - масса шлака, % от массы чернового фрроникеля;

Qprn-p .физическое тепло рафинированного ферроникеля, кДж;

Qua - физическое тепло начального шлака, кДж;

Qxape _ тешю разложения карбонатов, кДж;

- тепло разложения оксидов железа, кДж;

Qr - тепло отходящих газов, кДж;

0,ют " тепловые потери, кДж;

Qfm-ч " физическое тешю чернового ферроникеля, кДж;

Qjp - тепло окисления фосфора, кДж;

вш.о. - тепло шлакообразования, кДж.

Материальный баланс стадии дефосфорации:

SFM-ч + Визе + So, + Sm.e. = gFm-p +8шл+£г> (7)

где guie - расход извести, % от массы чернового ферроникеля;

gu, 6 ~ расход шамотного боя, % от массы чернового ферроникеля;

SFeNi-p _ масса рафинированного ферроникеля, % от массы чернового металла.

По описанной выше математической модели была составлена в электронных таблицах Excel программа расчета процесса бескоксового жидкофазного частичного восстановления железохромоникелевой руды с получением чернового ферроникеля и его рафинирования.

С помощью соответствующей программы был просчитан вариант бескоксового жидкофазного частичного восстановления халиловской руды с использованием в качестве топлива и восстановителя угля Воркутинского месторождения, который имеет следующий химический состав: 1,02 % СаО; 9,04 % БЮг; 5,06% А1203; 0,29 % МёО; 1,51 % Ре2Оэ; 0,3 % Р205; 1,22 % Иа20+К20; 0,61% Э; 65 % С; 4,03 % Н2; 1,75 % И; 4,48 % О г, 6,80 % Н20 (теплотворность 20128 кДж/кг). Рабочие составы других исходных материалов. Железохромоникелевая руда: 33,0% Ксоощ; 0,17%РеО;46,95% Бе2Оз; 0,68 % №0; 2,85 % Сг203; 0,34 % ТЮ2; 0,92 % СаО; 13,2 % БЮ2; 10,96 % А1203; 0,99 % МёО; 0,10 % МпО; 0,38 % Р205;0,03 % Б; 16% Н20; 6,43 % п.п.п.

Агаловская известь: 88,14% СаО;1,46% ЗЮ2; 0,15% А12Оэ; 2,64% MgO; 0,11% Р205; 0,5% МпО; 2,0% Н20; 5,0% С02. Химические составы получаемых продуктов.

На первой ступени восстановления получается продукт (черновой ферроникель), содержащий 0,05% С; 86,57% Ие; 12,61% N1; 0,68%Р; 0,067% Б.

На стадии дефосфорации образуется рафинированный ферроникель: 0,03% С; 15,61% №; 84,26% Ре; 0,01% Р; 0,03% Б.

Состав шлака стадии рафинирования: 40,94% СаО; 11,93% ЗЮ2; 7,17% А12Оэ; 3,44% МёО; 26,79% РеО; 0,16% 8; 9,57% Р205.

Состав газа стадии расплавления: 36,5% С02; 47,6% Н20;11,3% N2; 4,47% 02.

Состав газа стадии частичного восстановления: 20,9% СО; 35,1% С02; 24,7% Н20;19,3% N2; 0,10% Б02.

Состав газа стадии рафинирования: 72,4% СО; 12,6% С02; 14,0 %Н20; 1,0%

Бескоксовое жидкофазное восстановление железохромоникелевых руд с получением чернового ферроникеля и дальнейшее его рафинирование позволяет получать из 27,0 тонн сырой руды 1 тонну рафинированного ферроникеля (15% N1) и 20,7 тонн железистого шлака (60 % РеО).

В пятой главе изложена сущность предлагаемой технологии получения чернового ферроникеля методом бескоксового жидкофазного частичного восстановления железорудного сырья в агрегате ПЖВ, а также технология рафинирования получаемого ферросплава в кислородном конвертере.

Проведенные экспериментальные работы по изучению физико-химических характеристик и параметров процессов получения и рафинирования ферроникеля, а так же расчетные данные, полученные с помощью вышеописанных математических моделей, позволили

определить начальные условия, необходимые для разработки новой технологической схемы переработки железохромоникелевых руд.

Общая схема предлагаемого технологического процесса представлена на рис.6.

Руда 2 I

ПГ И1

Че эноврй ферроникель

13 12

14

Железистый шлак

Рис.6. Общая технологическая схема процесса получения чернового ферроникеля и дальнейшего его рафинирования; I — получение чернового ферроникеля; И - рафинирование ферроникеля; 1 - двухзонный агрегат ПЖВ; 2-загрузочные бункеры; 3 - весовые дозаторы; 4 - газоходы; 5 - загрузочный конвейер плавильной зоны; 6 - фурмы дожига; 7 - продувочные фурмы; 8 -оксидный расплав; 9 — черновой ферроникель; 10 — камера частичного восстановления; 11 - конвейер восстановительной зоны; 12 - горизонтальный конвертер; 13 - горловина; 14 —фурма.

Процесс получения чернового ферроникеля имеет две стадии:

- предварительное расплавление рудного сырья с использованием тепла от сжигания требуемого количества порошкообразного угля.

- частичное (селективного) восстановления, протекающее под высокоокислительным шлаком» а потому обеспечивающее получение ферроникеля с низким содержанием углерода (С<0,05 %).

Расплавление и частичное восстановление рудного сырья осуществляется в агрегате ПЖВ. 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 N1 составляет 90 %) и частичное

восстановление железа (степень восстановления Ре - 5...10 %). 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.

Для реализации технологии на стадии получения чернового ферроникеля необходимо обеспечивать определенный

восстановительный потенциал газовой фазы (соотношение СО и С02). Требуемое соотношение СО и С02 может быть обеспечено регулированием коэффициента расхода кислорода на сжигание углерода угля, являющегося и восстановителем, и топливом.

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.

Важно отметить, что получаемый черновой ферроникель имеет высокое содержание фосфора (0,4..,0,6 %Р) и серы (0,08.. .0,10 % 3), что ограничивает его применение для легирования стали. Поэтому требуется дополнительная дефосфорация, и сопутствующая ей десульфурация металла.

Черновой ферроникель на стадии рафинирования подвергается дефосфорацин с помощью из ве стк о в о-ж е л ез исто го шлака вкислородном конвертере.

При рафинировании чернового ферроникеля необходимо обеспечить степень дефосфорацин Лр=80... 100. Применительно к переработке чугуна известно, что такие степени дефосфорацин 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 1600°С, подается в конвертер. Здесь же находится известково-железистый шлак от предыдущей плавки (предварительная дефосфорация). При взаимодействии шпака с черновым ферроникелем протекают реакции, которые имеют значительный тепловой эффект. На стадии предварительной дефосфорацин окисляется более 90 % фосфора от начального содержания.

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 перевода 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).

Продуктами стадии рафинирования является ферроникель с низким содержанием фосфора ([Р]<0,01%), с содержанием никеля 15%, и отвальный шлак.

В шестой главе выполнено технико-экономическое обоснование эффективности переработки бедных железохромоникелевых руд по предлагаемой технологической схемы, и приведена ее экологическая оценка.

Оптимально-возможным вариантом внедрения новой технологии является комбинат «Южуралникель», так как основные месторождения расположены в непосредственной близости от него (от 20 до 100 км), и на данном предприятии уже имеется опытно-промышленный комплекс, а так же 13 конвертеров, в одном из которых возможно проведение дефосфорации чернового ферроникеля. Комбинат располагает всеми необходимыми транспортными путями для доставки рудных материалов, необходимым оборудованием и квалифицированными специалистами для производства ферроникеля. Реализация технологии передела железохромоникелевой руды на этом предприятии не потребует существенных реконструкционных мероприятий.

Учитывая, что рыночная цена единицы никеля в Ю-% ферроникеле в 2006 году находилась на уровне 15,5 $США/кг, можно отметить экономическую целесообразность предлагаемой технологии; себестоимость единицы никеля в получаемом ферроникеле дешевле

стоимости никеля на отечественном рынке 2,4 раза и составляет 6,44$США или 180,3 руб/кг.

Проведена экологическая оценка предлагаемой технологии, показавшая, что данный вариант получения ферроникеля имеет ряд преимуществ перед электроплавкой и, особенно, шахтной плавкой (где вынос пыли и ¿О* в десятки раз превышает ПДК), так как позволяет значительно уменьшить выбросы вредных элементови пыли в атмосферу. Содержание Б02 в отходящих газах шахтной плавки составляет 0,6...2,Зг/мЗ (согласно существующим нормам ПДКбо! не более 0,1 г/м3 ), в отходящих газах агрегата ПЖВ при получении ферроникеля по предлагаемой технологии Б02 - 0,04 г/мЗ.

Получаемый железистый шлак (60% РеО) после обогащения может быть направлен в металлургическое производство для получения чугуна, что дает возможность осуществления безотходной технологии.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Выполненная диссертационная работа посвящена разработке новой технологической схемы получения ферроникеля из бедных железохромоникелевых руд. Для успешного решения поставленной задачи в работе осуществлен ряд экспериментальных и теоретических исследований, позволивших получить новые данные и сделать обобщающие выводы.

1. Экспериментальными исследованиями установлена взаимосвязь степени восстановления элементов из рудного сырья от степени извлечения железа, на базе экспериментальных данных получены уравнения, описывающие зависимости степени извлечения никеля, фосфора и серы от степени восстановления железа и на их основе сделан выбор рационального состава чернового ферроникеля, содержание основных элементов в котором составляет 10... 15% N1, 0,3...0,5 %Р, 0,08...0,10 % Б.

2. Исследованы наиболее важные физико-химические характеристики процесса дефосфорации чернового ферроникеля известково-железистым шлаком: температура начала и конца плавления шлаков, коэффициент распределения фосфора и влияние на него различных параметров (температуры, основности шлака). На основе полученных экспериментальных данных предложен рациональный состав рафинировочного шлака: 40...50 СаО %; 12...18 8Ю2%; 20...30%£ре0; 10.,.15 % А1203, N^0 и др. Шлак с таким содержанием основных компонентов обладает высокой дефосфорирующей способностью (Ьр=[Р]н/[Р]х=50.. .70), имеет температуру плавления на уровне 1400...1450 °С.

3. Разработана математическая модель процесса частичного жидкофазного восстановления рудного сырья, обеспечивающего получение чернового ферроникеля требуемого химического состава. С ее помощью установлены основные параметры процесса (расход восстановителя и известково-железистого шлака) и закономерности их изменения. Так, расход восстановителя, содержащего 65 % углерода для получения 5...10 %-го ферроникеля составит 1,5.,.3,5% от массы рудного сырья, а количество известково-железистого шлака на двухстадийную дефосфорацию металла - 10.,.15 % от массы чернового ферроникеля. Содержание фосфора в металле после рафинирования снизится с 0,3.. .0,5% до 0,005.. .0,010 %.

4. 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 т сырой руды 1 т рафинированного ферроникеля (15% №) и 20,7 т железистого шлака (60% РеО). Подана заявка на патент нового способа получения товарного ферроникеля с низким содержанием вредных примесей из бедных трудноперерабатываем ых железохромоникелевых руд (№2005130831 от 04.10.05).

5. С экологической точки зрения предлагаемая технология является более выгодной (как по количеству вредных выбросов и пылевыноса, так и по комплексности использования сырья) по сравнению с существующими в настоящее время технологиями получения ферроникеля. Содержание БОг в отходящих газах шахтной плавки составляет 0,6...2,Зг/м3 (согласно существующим нормам ПД^оз не более 0,1 г/м3), в отходящих газах агрегата ПЖВ при получении ферроникеля по предлагаемой технологии 302 - 0,04 г/мЗ.

6. Выполненные технико-экономические расчеты показали целесообразность переработки железохромоникелевых руд по предлагаемой технологии. Замена электроэнергии и кокса энергетическим углем позволяет существенно снизить себестоимость получаемой продукции. В качестве восстановителя могут применяться более дешевые некоксующиеся энергетические и бурые угли. Согласно выполненному технико-экономическому анализу эффективности переработки железохромоникелевых руд по предлагаемой технологии, себестоимость килограмма никеля в получаемом ферроникеле дешевле стоимости никеля на отечественном рынке 2,4 раза и составляет 6,44 $США или 180,3 руб.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах:

1. Бигеев A.M., Арсланова М.В. Определение расхода шлака на дефосфорацию чернового ферроникеля, полученного частичным восстановлением из железохромоникелевой руды Халиловского месторождения // Теория и технология металлургического производства: Межрегион, сб. науч. тр. / Под ред. В.М. Колокольцева. Магнитогорск: МГТУ, 2003. Вып.З. С. 79-84.

2. Арсланова М.В. Технология комплексной переработки железохромоникелевых руд // Тез. докл. Международной науч. техн. конф. молодых специалистов, инженеров и техников ОАО «ММК». — Магнитогорск: 2003. С. 28-29.

3. Бигеев A.M., Арсланова М.В. Установление основных параметров процесса получения ферроникеля путем частичного восстановления железохромоникелевых руд // Материалы 62-й научно-технической конференции по итогам научно-исследовательской работы за 2002-2003 гг.: Сб. докл. Т.1 / Под ред. Г.С. Гуна. Магнитогорск: МГТУ, 2003. С. 78 -81.

4. Бигеев A.M., Арсланова М.В. Установление основных параметров процесса металлургического обогащения ферроникеля, полученного из железохромоникелевых руд халиловского месторождения // Известия Челябинского научного центра, вып. 1 (22), 2004. С. 132 - 134.

5. Материальный и тепловой балансы процесса дефосфорации чернового ферроникеля, полученного частичным восстановлением из железохромоникелевых руд / Бигеев А.М., Потапова М.В. - М., 2004. Деп. в ВИНИТИ 13.01.04, № 57 - В 2004.

6. Расчет материального и теплового балансов процесса получения чернового ферроникеля из бедных железохромоникелевых руд / Бигеев A.M., Потапова М.В.. - М., 2005. Деп. в ВИНИТИ, 14.04.05, № 596-В 2005.

7. Бигеев A.M., Потапова М.В. Экспериментальное подтверждение возможности получения ферроникеля частичным восстановлением железохромоникелевых руд // Прогрессивные литейные технологии: Труды конференции / Под ред., Проф. М.В. Пикунова и проф. В.Д. Белова. - М.: ИД МЕДПРАКТИКА - М, 2005, 340 с.

8. Бигеев А.М., Потапова М.В. и др. Определение оптимальной степени восстановления железа при получении чернового ферроникеля // Материалы 64-й научно-технической конференции по итогам научно-исследовательских работ за 2004-2005 гг.: Сб. докл. - Магнитогорск: ГОУ ВПО "МГТУ", 2006.—Т. 1 .—289с.

Подписано в печать 8.09.06. Формат 60x84 1/16. Бумага тип.Ха 1,

Плоская печать. Усл.печ.л.1,0. Тираж 100 экз. Заказ 639.

455000, Магнитогорск, пр. Ленина, 38 Полиграфический участок ГОУ ВПО «МГТУ»

Введение.

1. Состояние вопроса. Цель работы.

1.1. Анализ состояния рынка никеля за рубежом и в России

1.2. Мировые и отечественные запасы никельсодержащих руд.

1.3. Существующие технологии переработки никелевых руд и получения ферроникеля.

Выводы по главе и цель работы.

2. Изучение зависимостей степеней извлечения элементов из рудного сырья от степени восстановления железа и выбор оптимального состава ферроникеля.

3. Изучение физико-химических характеристик процесса дефосфорации чернового ферроникеля.

3.1. Шихтовые материалы.

3.2. Выбор состава начального шлака и определение расхода флюсов на его образование.

3.3. Определение температур начала и конца плавления полученных шлаков.

4. Математические модели процессов получения чернового ферроникеля и его рафинирования и установление закономерностей изменения основных параметров технологии.

4.1. Математическая модель процесса получения чернового ферроникеля.

4.1.1. Математическая модель процесса нагрева и расплавления руды.

4.1.2. Математическая модель процесса получения чернового ферроникеля.

4.2. Математическая модель процесса рафинирования чернового ферроникеля.

4.3. Установление основных параметров технологии математическим моделированием.

Выводы.

5. Общее описание предлагаемой технологии получения чернового ферроникеля частичным восстановлением железохромоникелевых руд и его рафинирования.

6. Технико-экономическое обоснование эффективности предлагаемой технологии и ее экологическая оценка.

6.1. Определение себестоимости получаемой продукции и выбор оптимально-возможного варианта внедрения предлагаемой технологии.

6.2. Экологическая оценка предлагаемой технологии.

Выводы.

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 настоящее время по объёму производства никеля Россия занимает второе место в мире, однако, несмотря на значительный объём производства никеля, потребность в нём полностью не удовлетворяется. Основным недостатком современной схемы производства ферроникеля является невозможность переработки руд, бедных по содержанию никеля [1].

Дальнейшее увеличение производства никеля требует расширения сырьевой базы, так как разведанные запасы этих руд не достаточны для удовлетворения потребности в никеле интенсивно развивающихся отраслей промышленности и народного хозяйства в целом.

Серьёзным дополнительным источником для производства никеля и железа могут служить железохромоникелевые руды Орско-Халиловского района, переработка которых не нашла широкого применения в силу несовершенства технологии их передела, а также ввиду их бедности по содержанию как железа, так и никеля.

Данная работа направлена на разработку совершенно нового процесса получения ферроникеля высокой концентрации с низким содержанием вредных примесей из бедных железохромоникелевых руд.

ОБЩИЕ ВЫВОДЫ

1. Экспериментальными исследованиями установлены взаимосвязи степеней восстановления элементов из рудного сырья от степени извлечения железа. На базе экспериментальных данных получены зависимости степеней извлечения никеля, фосфора и серы от степени восстановления железа из рудного сырья и на их основе сделан выбор рационального состава чернового ферроникеля (Ni-10.15%; Р-0,3.0,5 %; S-0,08.0,10 %).

2. Исследованы наиболее важные физико-химические характеристики процесса дефосфорации чернового ферроникеля известково-железистым шлаком: температура начала и конца плавления шлаков, определение коэффициента распределения фосфора и влияния на него различных параметров (температуры, основности шлака). На основе полученных данных предложен состав рафинировочного шлака, %: СаО - 40.50; Si02 - 12. 18; ZFeO -20.30; А1203, MgO и др. - 10. 15. Шлак с таким содержанием основных компонентов обладает высокой дефосфорируюгцей способностью (Lp=50. .70), имеет температуру плавления на уровне 1400. 1450 °С.

3. Разработаны математические модели процессов частичного жид-кофазного восстановления рудного сырья, обеспечивающего получение чернового ферроникеля, и его дальнейшего рафинирования, с их помощью установлены основные параметры процессов и закономерности их изменения.

4. 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 (Fe0~60 %). Подана заявка на патент нового способа получения товарного ферроникеля с низким содержанием вредных примесей из бедных трудноперерабатываемых железохромоникелевых руд (№2005130831, от 04.10.05).

5. С экологической точки зрения предлагаемая технология является более выгодной (как по количеству вредных выбросов, так и по комплексности использования сырья), по сравнению с существующими в настоящее время электроплавкой и шахтной плавкой на штейн.

6. Выполненные технико-экономические расчеты показали целесообразность переработки железохромоникелевых руд по предлагаемой технологии. Замена электроэнергии угольным топливом позволяет существенно снизить себестоимость получаемой продукции. В качестве восстановителя могут применяться более дешевые некоксующиеся энергетические и бурые угли. Согласно выполненному технико-экономическому анализу эффективности переработки железохромоникелевых руд по предлагаемой технологии, себестоимость единицы никеля в получаемом ферроникеле дешевле стоимости никеля на отечественном рынке в 2,4 раза и составляет 6,44 $США или 180,3 руб/кг.

1. Заякин О.В. Разработка рационального состава и технологии производства никельсодержащих ферросплавов из бедных окисленных никелевых руд: Автореф. дис.канд. техн. наук. Екатеринбург: Ин-т металлургии Уральского отделения Российской академии наук, 2002.

2. Железорудная база России // Под ред. В.П. Орлова М.: Изд. ЗАО "Гео-информмарк", 1998.- 848 с.

3. Рудные месторождения СССР. Т.1: 2-е изд. перераб. и доп. М.: Недра, 1987.

4. Костин В.Ф., Савельева Р.Н. Процессы и агрегаты для прямого получения железа: Учеб. пособие. Свердловск, изд. УПИ им. Г.И. Кирова, 1983, 64с.

5. Производство ферроникеля посредством кричного процесса в ПНР и ГДР. "Met. extract miner, oxid. niquel Cent, invest, ind minero met. (CIPIMM)" La Habana, 1974, 291-292

6. Никель и кобальт. Главнейшие процессы получения никеля и кобальта из окисленных никелевых руд: Учеб. пособие / Бумажное Ф.Т. Л.: Темплан, 1978.-86 с.

7. Производство богатого ферроникеля в шахтной печи электропечи. -Перевод с яп. Цветинформация , 1966.

8. Мурашов В.Д., Чермак JI.JI., Тумасов В.Ф. Обеднение отвальных шлаков шахтной плавки окисленных никелевых руд. «Цветные металлы», 1974, №11, С. 8-10

9. Исследования в области технологии производства никеля и кобальта. -Сборник научных трудов. Л.: Гипроникель, 1986, 144 с.

10. Металлургия никеля и кобальта: Учеб. пособие / Худяков И.Ф., Тихонов А.И., Деев В.И., Набойченко С. С. М.: Металлургия, 1977. - 264с

11. Диомидовский ДА., Онищин Б.П., Линев В Д. Металлургия ферроникеля. М.: Металлургия. 1983. 184 с.

12. И.Певзнер Г.Р., Теслицкая М.В. Цветная металлургия. Бюл. Цветметин-формация, 1969, № 23, С. 16-25

13. Mining Journal, 1971, № 7078, p. 279.

14. Никелевая и кобальтовая промышленность капиталистических стран в 1967 г.: Обзор./ Отв. ред. М.М. Усманская . М.: Цветинформация, 1968. - 48 с.

15. Корнилов И.И. Никель и его сплавы. Изд-во. АН СССР, 1958. 340 с.

16. Ферсман А.Е., Коган Б.И. Минеральное сырье зарубежных стран. Изд-во. АН СССР, 1947.-283 с.

17. Гасик М.И., Емлин Б.И. Электрометаллургия ферросплавов. Учебник для вузов. Киев; Донецк: Вища школа, 1983. 376 с.

18. Produccion de niquel en el Japon. Goto Sakichi. "Met. extract, miner, oxid niquel. cent invest, ind. minero met. (CIPIMM)". La Habana, 1974, 233-250

19. Цветная металлургия Японии: Пер с англ. М.: Цветметинформация, 1970. 477 с.

20. Современные способы получения ферроникеля. Tanaka Katsuyoshi. "Тецу то хаганэ, J. Iron and Steel Inst. Jap." 1985, 71, №2, 147-156

21. Пат. 4942204 Япония. Хаяси Тосики, Окасима Ясухиро, Способ получения ферроникеля //1974.

22. Пат. 5621134 Япония. Ямаока Хидероки, Хатою Митихару, Миядзаки Тоямо, Симода Тэрухиса, Оки Хирохару. Способ и устройство для получения ферроникеля// 1983.

23. Пат. 4914606 Япония. Окасима Ясухиро, Иноуэ Рёдзо, Окада Рёити. Способ получения ферроникеля // 1974.

24. Пат. 57196393 Япония. Катано Дзюнтьити, Симура Како. Способ получения ферроникеля // 1984.

25. Мельникова М.А. Цветная металлургия. Бюл. НТИ, 1967, № 10, с.47.

26. Вращающиеся печи для ферроникелевого завода Codemin в Niquelandia (Бразилия). Potary kiins for the Codemin ferronickel project in Niquelandia, Brazil, "MPT. Met. Plant, and Technol.", 1981, 4, №1, 102 (англ.).

27. Mining Journal, 1971, № 7078, p. 279.

28. Е.И. Новикова и dp. Производство никеля за рубежом. Обзорная информация. Ч. II. Металлургическое производство. Цветинформация, 1979,1. С. 3-19

29. Грань Н. И., Онищин Б. П., Майзель Е.И. Электроплавка окисленных никелевых руд. М.: Металлургия, 1971. 268 с.

30. Mining annual review, 1971, р.34.

31. Пат. № 3854936 США Huter WillardL., Paulson Danton L., Sticlmey Wil-lom А. Производство ферроникеля из окисленных никелевых руд // 1974.

32. Пат. № 3849113 США. Ban Thomas Е. Способ получения ферроникеля // 1974.

33. Coleman Е.Е., Vedensky D.P. Production of ferronickel at Riddle, Oregon: Extractive metallurgy of Copper, Nickel and Cobalt // Int. Symp. New York New York, London. 1960. February. 15-18. P. 263 - 286

34. Никелевая продукция 1980-1981 гг. Проспект компании ИНКО. 1981,20 с.

35. Онищин Б.П., Вернер Б.Ф., Вычеров ВТ. Электроплавка окисленных никелевых руд на ферроникель. М.: Цветинформация, 1966.

36. Внепечная десульфурация ферроникеля на Побужском никелевом заводе. Мячикин В. И., Кормилъцын С. П., Зборщик A.M., Бурочкин А.Е., Митцев С.Г., Келлер В.Р., ВласовП.Е ."Цв. металлургия", 1983, №9 25.27.

37. Кормилъцин С.П., Цемехман Л.Ш., Афанасьев СТ. Рафинирование и обогащение ферроникеля. М.: Металлургия, 1976. 240 с.

38. Парецкий В.М., Резник ИД. .Электроплавка бедных окисленных никелевых руд с получением богатого ферроникеля // Электрометаллургия черных и цветных металлов. 1999. №9. С. 17-21.

39. Воскобойникое ВТ., Кудрин В.А., Якушев A.M. Общая металлургия: учебник для вузов. 6-изд., перераб. и доп. - М.: ИКЦ «Академкнига», 2002. -768 с.

40. Салихов З.Г., Быстрое В.П., Щетинин А.П. Опытно-промышленный автоматизированный комплекс для плавки окисленной никелевой руды на базе плавки Ванюкова // Изв. вузов. Цветная металлургия 2003. - № 11.- С. 28-30

41. Салихов З.Г., Спесивцев А.В., Кимяев КБ. Методика построения нечеткой управляющей модели печи Ванюкова для безокислительной плавки сульфидных концентратов. Изв. ВУЗов "Цветная металлургия", № 2, 2002 г. С.20-24

42. Салихов З.Г., Быстрое ВТ., КарабаееЗо. С. и др. Способ переработки сырья, содержащего цветные металлы и золото. Патент РФ 2194781. Бюлл. изобр. №35 от 20.12.2002 г.

43. Салихов З.Г., Голов/iee Ю.И. Новые подходы к повышению эффективности переработки окисленных никелевых руд // Н.-техн. журнал "Цветные металлы", № 11,2003 г, С. 42-43.

44. Бигеев A.M., Арсланова М.В. Установление основных параметров процесса получения ферроникеля путем частичного восстановления железохромоникелевых руд: Сб. докл. Т.1 / Под ред. Г. С. Гунна. Магнитогорск: МГТУ, 2003. 211 с.

45. Материальный и тепловой балансы процесса дефосфорации чернового ферроникеля, полученного частичным восстановлением из железохромоникелевых руд // Бигеев A.M., Потапова М.В. М., 2004. Деп. в ВИНИТИ 13.01.04, №57 -В 2004.

46. Жмойдин Г.И., Куликов КС. Атлас шлаков. М.: Металлургия, 1985. -208 с.

47. Чернов В.П., Долгополова Л.Б. Определение температуры плавления шлака. Методические указания. Магнитогорск: Изд. МГМА, 1998. - 6 с.

48. Бигеев A.M. Математическое описание и расчеты сталеплавильных процессов. М.: Металлургия, 1982. - 156 с.

49. Бигеев A.M. Расчеты мартеновских плавок. М.: Металлургия, 1966. -387 с.

50. Гельд П.В., Есин О.А. Процесс высокотемпературного восстановления. М.: Металлургиздат, 1957. 481 с.

51. Демидов Н.Г. Математическое описание и установление основных параметров технологии бескоксового жидкофазного восстановления сталеплавильных шлаков. Дис. на с. уч. ст. канд. техн. наук. Магнитогорск: МГМА, 1997.

52. Материальный и тепловой балансы процесса бескоксового жидкофазного восстановления сталеплавильных шлаков // Бигеев A.M., Бигеев В.А., Горбатов В.Н., Демидов ИТ. М., 1995. Деп. в ВИНИТИ, 1995, N 7 (307), N 1338-В95.

53. Бигеев A.M., Колесников Ю.А. Основы математического описания и расчеты кислородно-конвертерных процессов. М.: Металлургия, 1970. 232 с.

54. Цымбал В.П. Математическое моделирование металлургических процессов. М.: Металлургия, 1986. - 239 с.

55. Бигеев A.M. Непрерывные сталеплавильные процессы. М.: Металлургия, 1986. 136 с.

56. Металлургия чугуна // Вегман Е.Ф., Жеребин Б.Н., Похвиснев А.Н. и др. М.: Металлургия, 1989. - 512 с.

57. Соколов Г.А. Производство стали. -М.: Металлургия, 1982. 496 с.

58. Меджибожский М.Я. Основы термодинамики и кинетики сталеплавильных процессов. Киев, Донецк: Вища школа, 1986. - 280 с.

59. Глинка H.JI. Общая химия. М.: Химия, 1964. - 688 с.

60. Масальский Т.С. Моделирование и установление основных параметров технологии бескоксового жидкофазного восстановления бакальских сидеритов. Дис. на с. уч. ст. канд. техн. наук. Магнитогорск: МГТУ, 2002.

61. Бигеев A.M., Бигеев В.А. Исследование и разработка основных параметров технологии и конструкции агрегата высокотемпературного бескоксового восстановления железа. Отчет. Магнитогорск: Изд. МГМИ, 1982. - 77 с.

62. Теплотехника доменного процесса. / Китаев Б.И., Ярошенко ЮТ., Суханов Е.Л. и др. М.: Металлургия, 1978. - 250 с.

63. Явойский В.И. Теория процессов производства стали. М.: Металлургия, 1967.-712 с.

64. Кудрин В.А. Металлургия стали. М.: Металлургия, 1981. 488 с71 .Бигеев A.M., Бигеев В.А. Металлургия стали. Магнитогорск: МГТУ, 2000. 545 с.

65. Воропаев В.А. Производство стали из фосфористого чугуна в сталеплавильных агрегатах. М.: Металлургия, 1982, 120 с.

66. Воропаев В.А. Передел фосфористого чугуна. Киев: Техника, 1971.- 80с1А.Бигеев A.M., Перчаткин П.Н., Бигеев j9.Л.Передел природнолегирован-ных и фосфористых чугуиов. Свердловск.: Средне-Уральское книжное изд-во,1980.-38 с.

67. Бородин Д.И., Волынкин В.М., Тимофеев В.Т. Передел чугуна специального состава, включая природнолегированные и фосфористые. Свердловск: УралНИИЧМ, 1984, с.21 22

68. Якушев А.М Справочник конвертерщика.- Челябинск; Металлургия, Челябинское отделение, 1990. 448 с.

69. Вегман Е.Ф. Краткий справочник доменщика. М.: Металлургия,1981.-239 с.

70. Разработка и внедрение ресурсосберегающих технологических процессов в никель-кобальтовом производстве. Сб. науч. тр. JL: Гипроникель, 1988, 144 с.

71. Бабич А.И., Ивлева Т.А. Влияние железосодержащих материалов на горение пылеугольного топлива // Изв. Вузов, 1995. № 3. С. 42-49

72. Кудрявг^ев B.C., Пчелкин С.А. Использование некоксующихся углей в черной металлургии. -М.: Металлургия, 1981. 168 с.

73. Роменеъ( В.А. Процесс жидкофазного восстановления // Сталь, 1993. №2. С. 32-33

74. Современные проблемы электрометаллургии стали: Материалы XII Международной конференции. Челябинск: Изд-во ЮУрГУ, 2004. - С.219.

75. Кузнецов Р.Ю, Старых В. А, Евграфова А.С. Будущее рынка никеля// Национальная металлургия. 2004. - №5. - С. 48 - 54

76. Салихов З.Г. Создание и внедрение компьютерных автоматизированных технологических комплексов в металлургии // «Черные металлы», «Цветные металлы». 2005. - Специальный выпуск. - С.91 - 96

77. Старк С.Б. Пылеулавливание и очистка газов в металлургии. М.: Металлургия, 1977. - 328 с.