Nothing Special   »   [go: up one dir, main page]

RU2507280C1 - Способ переработки цинксодержащих металлургических отходов - Google Patents

Способ переработки цинксодержащих металлургических отходов Download PDF

Info

Publication number
RU2507280C1
RU2507280C1 RU2012131632/02A RU2012131632A RU2507280C1 RU 2507280 C1 RU2507280 C1 RU 2507280C1 RU 2012131632/02 A RU2012131632/02 A RU 2012131632/02A RU 2012131632 A RU2012131632 A RU 2012131632A RU 2507280 C1 RU2507280 C1 RU 2507280C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
zinc
granules
furnace
content
charge
Prior art date
Application number
RU2012131632/02A
Other languages
English (en)
Inventor
Павел Александрович Козлов
Андрей Михайлович Паньшин
Леопольд Игоревич Леонтьев
Александр Валентинович Затонский
Валерий Григорьевич Дюбанов
Юрий Васильевич Решетников
Original Assignee
Открытое Акционерное Общество "Челябинский цинковый завод"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Открытое Акционерное Общество "Челябинский цинковый завод" filed Critical Открытое Акционерное Общество "Челябинский цинковый завод"
Priority to RU2012131632/02A priority Critical patent/RU2507280C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2507280C1 publication Critical patent/RU2507280C1/ru

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к металлургии цветных металлов и может быть использовано при переработке цинксодержащих металлургических отходов вельцеванием. Способ переработки цинксодержащих металлургических отходов включает смешение отходов с коксовой мелочью, окомкование шихты и последующее вельцевание в трубчатой печи. Причем при смешении в шихту вводят гидроксид кальция в количестве 20-30% от содержания кремнезема в шихте и коксовую мелочь крупностью менее 1 мм в количестве 13-17% от веса шихты. Окомкование шихты ведут с получением гранул размером 2-4 мм и влажностью 10-12%. Вельцевание ведут при температуре 900-1000°C. Техническим результатом изобретения является повышение производительности печи до 1,1 т/м3·сутки и снижение расхода коксовой мелочи до 210 кг/т цинксодержащих металлургических отходов, например пылей электродуговых печей. 1 з.п. ф-лы, 1 ил., 5 табл., 5 пр.

Description

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при переработке цинксодержащих отходов черной металлургии вельцеванием.
Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому способу является способ переработки металлургических отходов, включающий смешение с углеродистым восстановителем, окомкование с бентонитом и последующее вельцевание в трубчатой печи. («Сталь», №9, 2010, с.19-22).
Недостатки известного способа:
а) большой расход углеродистого восстановителя-400 кг/т цинксодержащих металлургических отходов, необходимый:
- для поддержания высокой температуры процесса 1150°С;
- для вельцевания крупных гранул более 9 мм;
- для сушки гранул на колосниковой решетке.
б) низкая производительность печи (0,7 т/м3 *сут.).
Цель изобретения - снижение расхода коксовой мелочи, повышение производительности печи. Поставленная цель достигается тем, что в известном способе на стадию смешения цинксодержащих отходов подают гидроксид кальция в количестве 20÷30% от содержания кремнезема в шихте и коксовую мелочь крупностью менее 1 мм в количестве 13÷17% от веса шихты, окомкование ведут с получением гранул размером 2-4 мм и влажностью 10-12%. Процесс ведут при температуре 900-1000°С.
На рис.1 изображена аппаратурная схема переработки цинксодержащих металлургических отходов. Схема включает:
1 - бак для приготовления пульпы гидроксида кальция;
2,3 - бункера для цинксодержащих металлургических отходов, твердого углеродистого восстановителя крупностью менее 1 мм;
4 - резервный бункер, используется для подачи корректирующего количества твердого углеродистого восстановителя крупностью 2 мм;
5 - смеситель-окомкователь;
6 - вельц-печь.
В баке (1) путем перемешивания с водой готовится пульпа гидроксида кальция (содержание Са(ОН)2 - 180-220 г/дм3).
В бункер (2) загружается пылевидный цинксодержащий металлургический отход (содержание фракции - 1 мм-100%), а в бункер (3) углеродсодержащий материал (содержание фракции - 1 мм-100%). Затем из бункеров (2,3), из бака (1) компоненты загружаются в смеситель-окомкователь. Процесс окомкования ведут до получения гранул размером 2-4 мм и имеющих влажность-10-12%. Полученные гранулы загружают в печь. Дополнительно в печь для корректировки процесса вельцевания из бункера (4) может подаваться твердый углеродистый восстановитель крупностью более 2 мм.
Подача пульпы гидроксида кальция в количестве 20-30% от содержания кремнезема в шихте и коксовой мелочи крупностью менее 1% в количестве 13-17% позволяет без подсушки получить прочные гранулы размером 24 мм и имеющих влажность 10-12%.
Использование заявляемого количества гидроксида кальция в сочетании с заявляемой крупностью шихты и ее влажностью позволяет:
- снизить температуру вельцевания с 1150-1250°С до 900-1000°С,
- обеспечить необходимую отгонку и извлечение цинка и свинца из пылевидных отходов (пылей электродуговой печи).
Снижение температуры процесса снижает расход углеродсодержащего материала без потерь цинка и свинца с клинкером.
Использование гидроксида кальция позволяет получить прочные и неоплавляющиеся в указанном интервале температур гранулы. Исключается образование настылей, залегание материала в печь. При этом увеличивается производительность печи с 0,65 т/м3*сут. до 1,1 т/м3*сут.
Интервал добавки гидроксида кальция 20-30% от веса кремнезема определяется необходимостью связывания активной составляющей кремнезема в тугоплавкие силикаты кальция и необходимостью получения прочных гранул.
При снижении менее 20% имеет место оплавление гранул с частичной потерей прочности. При увеличении более 30% снижается прочность гранул. Интервал влажности гранул обусловлен следующими факторами:
- при влажности менее 10% получаются гранулы с прочностью менее 2 кг/гранулу;
- при влажности более 12% гранулы разрушаются в подготовительной зоне печи. Увеличивается содержание железа в вельц-окиси.
Расход коксовой мелочи с крупностью 1 мм в количестве 13-17% обусловлен требованиями по прочности гранул необходимым извлечением цинка.
Увеличение содержания коксовой мелочи снижает прочность гранул, снижение содержания уменьшает степень отгонки цинка, повышает содержание железа в вельц-окиси.
Увеличение крупности гранул более 4 мм приводит к снижению прочности гранул и составляет менее 2 кг/гранулу. Снижение крупности гранул менее 2 мм увеличивает содержание железа в вельц-окиси. Интервал температуры процесса 900-1000°С обусловлен требованиями по извлечению цинка (при температуре менее 900°С резко снижается степень отгонки цинка) и расходом углеродсодержащего восстановителя (при температуре более 1000°С увеличивается расход углеродсодержащего восстановителя).
Пример 1. Влияние добавки гидроксида кальция.
К цинксодержащему металлургическому отходу (пылям электродуговой печи, далее пыли ЭДП) состава, %:
Цинк - 19,3; свинец - 1,9; оксид кремнезема-6,8; добавляем в виде пульпы гидроксид кальция (Са(ОН)2 - 100%) в количестве 17; 20; 23; 27; 30 и 33% от веса кремнезема. Содержание гидроксида кальция в пульпе 200 г/дм3. Кроме того, добавляем твердый углеродсодержащий материал (кокс) крупностью менее 1 мм (100%) в количестве 15% от веса шихты.
Полученную смесь окомковывали в смесителе-грануляторе с получением гранул 2÷4 мм и влажностью 11,2%.
Гранулы с добавкой углеродсодержащего материала с крупностью 3 мм загружали в лабораторную вельц-печь и перерабатывали при температуре 950°С в течение 3-х часов. Общий расход кокса составлял 21% от веса пылей ЭДП с учетом корректирующей добавки коксовой мелочи вводимой в печь отдельно от гранул. Крупность указанной коксовой мелочи - 2 мм.
Для сравнения проводили опыт по прототипу: без добавки гидроксида кальция, с добавкой на стадию смешения бентонита (5%), коксика крупностью - 3 мм в количестве 15%. Полученную смесь окомковывали с добавкой воды до влажности 9%. При получении гранул размером 10-20 мм гранулы сушили при Т=350°С. После сушки часто растрескавшиеся гранулы (в основном это гранулы размером более 12 мм) отсеивались. Упрочненные окатыши загружались в лабораторную вельц-печь. Процесс вели в аналогичных предлагаемому способу условиях.
Результаты опытов приведены в табл.1.
Таблица 1.
Результаты опытов.
Наименование способа Расход Са(ОН)2 к весу кремнезема, % Производительность печи, т/м3*сут.1 Содержание цинка в клинкере, % Состояние материала в печи
Предлагаемый (21% углеродсодержащего материала к весу цинксодержащего металлургического отхода) 17 0,9 1,3 Частичное оплавление
20 1,0 0,5 Сыпучий
23 1,05 0,1 Сыпучий
27 1,2 0,1 Сыпучий
30 1,1 0,1 Сыпучий
33 0,9 1,3 Частичное оплавление распадающихся гранул
Известный (21% углеродсодержащего материала к весу цинксодержащего металлургического отхода) 0 0,45 5,4 Расплав в печи
1 Производительность печи определяется в тоннах пыли ЭДП, отнесенных к 1 м3 рабочего объема печи.
Как видно из табл.1., при снижении расхода гидроксида кальция к содержанию кремнезема в пылях ЭДП до 17% происходит частичное оплавление материала в печи и производительность снижается с 1,0 до 0,9 т/м3*сут. Содержание цинка в клинкере увеличивается с 0,5 до 1,3%.
При увеличении расхода гидроксида кальция к содержанию кремнезема в пылях ЭДП с 30 до 33% происходит частичное оплавление материала за счет частичного разрушения гранул. Производительность печи снижается с 1,0 до 0,9 г/м3*сут. Содержание цинка в клинкере увеличивается с 0,1 до 1,3%.
При проведении опытов по прототипу при расходе коксика к весу цинксодержащего отхода (пыли ЭДП) 21% положительный эффект не достигается.
Происходит расплавление материала в печи. Производительность печи снижается с 1,1 до 0,45 т/м3*сут., а содержание цинка в клинкере растет с 0,1 до 5,4%. Показатели вельцевания улучшаются при повышении количества углеродсодержащего материала до 40% к весу пыли ЭДП.
Пример 2.
Влияние влажности гранул.
Опыты проводили с пылями ЭДП (см.пример 1) при добавке гидроксида кальция к весу кремнезема 27%.
Влажность шихты, % 9;10;11;12;13.
По прототипу первоначально влажность составила 9%, а после сушки - 0%. Результаты опытов приведены в табл.2.
Figure 00000001
При снижении влажности гранул менее 10% происходит их частичное разрушение и последующее оплавление материала. При этом увеличивается содержание железа в вельц-окиси с 0,8 до 1,4%; а содержание цинка в клинкере растет с 0,1 до 1,3%. При увеличении влажности более 12% имеет место частичное оплавление материала, вызванное потерей прочности гранул. При этом содержание железа в вельц-окиси растет с 0,8 до 1,6%, а содержание цинка в клинкере - с 0,1 до 5,4%.
При проведении опытов по прототипу прочность гранул высокая, содержание железа в пределах нормы-0,8%. Однако, из-за низкой степени отгонки цинка и расплавленного материала в печи потери цинка с клинкером растут с 0,1 до 5,3%.
Пример 3.
Влияние крупности коксовой мелочи.
Окатывание проводили с пылями ЭДП (см.примеры 1,2) и крупностью коксовой мелочи менее 1 мм в количестве, %:
12; 13; 15; 17; 18 от веса шихты.
По прототипу крупность коксовой мелочи составляла 3 мм и расход 15%. Результаты опытов приведены в табл.3.
Таблица 3.
Результаты опытов.
Наименование способа Количество коксовой мелочи Прочность гранул Содержание железа в вельц-окиси Содержание цинка в клинкере Размер закатанной коксовой мелочи, мм Состояние материала в печи
Предлагаемый (21% углеродсодержащего материала к весу цинксодержащего металлургического отхода) 12 2,6 0,7 1,3 <1 Частичное оплавление
13 2,4 0,8 0,1 <1 Сыпучий
15 2,4 0,8 0,1 <1 Сыпучий
17 2,3 0,8 0,1 <1 Сыпучий
18 1,8 1,5 1,4 <1 Частичное оплавление
Известный (21% углеродсодержащего материала к весу цинксодержащего металлургического отхода) 15 2,1 0,9 3,1 2 Оплавление
При снижении количества вводимой в гранулы коксовой мелочи прочность гранул не снижается, однако имеет место частичное оплавление материала и повышение содержания цинка в клинкере с 0,1 до 1,3%. При увеличении количества вводимой в гранулы коксовой мелочи прочность гранул снижается, происходит оплавление и содержание цинка в клинкере увеличивается с 0,1 до 1,4%.
При проведении опытов по прототипу, размер гранул более 9 мм позволяет закатывать коксовую мелочь без существенной потери прочности. Однако, скорость отгонки цинка падает и растет содержание цинка в клинкере с 0,1 до 3,1%.
Пример 4.
Влияние размера гранул.
Окатывание проводили с пылями ЭДП (см.примеры 1,2,3) с получением гранул размером, мм: 1, 2, 3, 4, 5. По прототипу размер гранул составлял 9-10 мм.
Результаты опытов приведены в табл.4.
Таблица 4.
Результаты опытов.
Наименование способа Размер гранул, мм Содержание железа в вельц-окиси, % Содержание цинка в клинкере, % Производительность печи, т/м3*сут. Состояние материала в печи
Предлагаемый (21% углеродсодержащего материала к весу цинксодержащего металлургического отхода) 1 1,9 1,5 0,9 оплавление
2 0,8 0,1 1,1 сыпучий
3 0,8 од 1,1 сыпучий
4 0,8 0,3 1,0 сыпучий
5 0,7 1,21 0,9 сыпучий
Известный (21% углеродсодержащего материала к весу цинксодержащего металлургического отхода) 10 0,7 4,4 0,4 сыпучий
При снижении размера гранул менее 1 мм имеет место частичное оплавление материала, увеличивается пылевынос, что снижает показатели процесса:
- производительность печи снижается с 1,1 до 0,9 т/м3*сут.;
- содержание железа в вельц-окиси растет с 0,8 до 1,9%;
- содержание цинка в клинкере увеличивается с 0,1 до 1,5%.
При увеличении размера гранул более 4 мм снижаются показатели процесса из-за снижения скорости отгонки цинка:
- содержание цинка в клинкере растет с 0,3 до 1,4%;
- производительность печи падает с 1,1 до 0,9 т/м3 *сут.
При проведении опытов по прототипу с размером гранул 10 мм по сравнению с заявляемым способом производительность печи снижается с 1,1 до 0,4 т/м3*сут., и содержание цинка в клинкере растет с 0,1 до 0,4%.
Пример 5.
Влияние температуры процесса.
Пыли ЭДП состава (см.пример 1) окатывали в гранулы размером 3 мм, с содержанием в них гидроксида кальция 25% от веса кремнезема в шихте, и с добавкой в гранулы коксовой мелочи крупностью менее 1 мм в количестве 15% от веса шихты. Гранулы имели влажность 11%. К полученным гранулам добавляли углеродсодержащий материал в количестве, обеспечивающим общее содержание кокса 21% от веса пыли ЭДП. Смесь перерабатывали в лабораторной вельц-печи при температуре, °С: 890; 900; 950; 1000; 1010 в течение 3-х часов.
Для сравнения проводили опыт по прототипу (см.пример 1). Результаты опытов приведены в табл.5.
Таблица 5.
Результаты опытов.
Наименование способа Температура в печи, °С Производительность печи, т/м3*сут. Содержание цинка в клинкере Расход коксовой мелочи, кг/т пыли ЭДП Состояние материала в печи
Предлагаемый (21% углеродсодержащего материала к весу цинксодержащего металлургического отхода) 890 0,9 1,4 210 Сыпучий
900 1,0 0,7 210 Сыпучий
950 1,1 0,1 210 Сыпучий
1000 1,1 0,1 210 сыпучий
1010 0,9 1,0 210 Частичное оплавление
Известный (21% углеродсодержащего материала к весу цинксодержащего металлургического отхода) 1150 0,7 1,1 400 сыпучий
950 0,3 6,1 400 сыпучий
Снижение температуры процесса с 900 до 890°С уменьшает производительность печи с (1,1÷4,0) до 0,9 т/м3*сут. и увеличивает содержание углерода в клинкере с (0,1÷0,7) до 1,4%.
Увеличение температуры процесса не увеличивает положительного эффекта (при расходе коксовой мелочи 210 кг/т пыли ЭДП), при этом приводит к частичному оплавлению материала, а так же снижает производительность печи с 1,1 до 0,9 и повышает содержание цинка в клинкере с 0,1 до 1,0%.
При проведении опытов по прототипу расход коксовой мелочи увеличивается с 210 до 400 кг/т пыли ЭДП, при этом показатели процесса ниже, чем в заявляемом способе, а именно производительность печи снижается с 1,1 до 0,7 т/м3*сут., содержание цинка в клинкере растет с 0,1 до 1,1%. При этом необходимо увеличить температуру процесса с 900-1000°С до 1150°С. При снижении температуры процесса до заявляемой производительность печи снижается до 0,3 т/м3*сут., а содержание цинка в клинкере увеличивается до 6,1%.
Таким образом, проведенные опыты показали, что в предлагаемом способе на стадию смешения к цинксодержащим металлургическим отходам, например, пылям электродуговых печей (ЭДП), добавка гидроксида кальция должна составлять 20-30% от содержания кремнезема в шихте, коксовая мелочь, вводимая в гранулы должна быть крупностью менее 1 мм, а ее количество составлять 13-17%, при этом гранулы должны иметь размер 2-4 мм и влажность 10÷12%.
При этих условиях процесс вельцевания можно вести при температуре 900-1000°С.
Использование предлагаемого способа по сравнению с известным способом переработки цинксодержащих металлургических отходов позволит:
- повысить производительность печи с 0,7 до 1,1 т/м3*сут.;
- снизить расход углеродистого восстановителя с 400 кг/т цинксодержащих металлургических отходов до 210 кг/т указанных отходов;
- исключить дорогостоящий процесс сушки гранул;
- упростить технологическую схему.

Claims (2)

1. Способ переработки цинксодержащих металлургических отходов, включающий смешение с коксовой мелочью, окомкование шихты и последующее вельцевание в трубчатой печи, отличающийся тем, что при смешении в шихту подают гидроксид кальция в количестве 20-30% от содержания кремнезема в шихте и коксовую мелочь крупностью менее 1 мм в количестве 13-17% от веса шихты, а окомкование шихты ведут с получением гранул размером 2-4 мм и влажностью 10-12%.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что вельцевание ведут при температуре 900-1000°C.
RU2012131632/02A 2012-07-23 2012-07-23 Способ переработки цинксодержащих металлургических отходов RU2507280C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012131632/02A RU2507280C1 (ru) 2012-07-23 2012-07-23 Способ переработки цинксодержащих металлургических отходов

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012131632/02A RU2507280C1 (ru) 2012-07-23 2012-07-23 Способ переработки цинксодержащих металлургических отходов

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2507280C1 true RU2507280C1 (ru) 2014-02-20

Family

ID=50113287

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2012131632/02A RU2507280C1 (ru) 2012-07-23 2012-07-23 Способ переработки цинксодержащих металлургических отходов

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2507280C1 (ru)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2732817C1 (ru) * 2019-12-23 2020-09-22 Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" Способ переработки пылей электродуговых печей
CN115572839A (zh) * 2022-10-08 2023-01-06 北京首钢股份有限公司 一种利用回转窑处理含铁含锌尘泥制备次氧化锌的方法
RU2813068C1 (ru) * 2022-11-29 2024-02-06 Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" Способ удаления хлора и фтора из пылевидных цинксодержащих материалов

Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5852450A (ja) * 1981-09-19 1983-03-28 Sumitomo Chem Co Ltd ガリウムの回収方法
JPS60215721A (ja) * 1984-04-06 1985-10-29 Unitika Ltd ガリウムの回収方法
US4999171A (en) * 1987-04-03 1991-03-12 Sumitomo Chemical Co. Ltd. Process for recovery of gallium by chelate resin
RU2020176C1 (ru) * 1992-04-02 1994-09-30 Донецкий государственный университет Способ обогащения галлием угольной золы-уноса
RU2092601C1 (ru) * 1992-08-07 1997-10-10 Товарищество с ограниченной ответственностью "Безотходные и малоотходные технологии Способ извлечения галлия из твердых тонкодисперсных углеродсодержащих материалов
CN101130835A (zh) * 2007-08-23 2008-02-27 内蒙古蒙西高新技术集团有限公司 一种提取镓的生产方法
RU2324655C2 (ru) * 2006-04-26 2008-05-20 Институт горючих ископаемых-научно-технический центр по комплексной переработке твердых горючих ископаемых (ФГУП ИГИ) Способ переработки угля
CN101368231A (zh) * 2008-09-25 2009-02-18 吉林大学 从粉煤灰中提取金属镓的方法

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5852450A (ja) * 1981-09-19 1983-03-28 Sumitomo Chem Co Ltd ガリウムの回収方法
JPS60215721A (ja) * 1984-04-06 1985-10-29 Unitika Ltd ガリウムの回収方法
US4999171A (en) * 1987-04-03 1991-03-12 Sumitomo Chemical Co. Ltd. Process for recovery of gallium by chelate resin
RU2020176C1 (ru) * 1992-04-02 1994-09-30 Донецкий государственный университет Способ обогащения галлием угольной золы-уноса
RU2092601C1 (ru) * 1992-08-07 1997-10-10 Товарищество с ограниченной ответственностью "Безотходные и малоотходные технологии Способ извлечения галлия из твердых тонкодисперсных углеродсодержащих материалов
RU2324655C2 (ru) * 2006-04-26 2008-05-20 Институт горючих ископаемых-научно-технический центр по комплексной переработке твердых горючих ископаемых (ФГУП ИГИ) Способ переработки угля
CN101130835A (zh) * 2007-08-23 2008-02-27 内蒙古蒙西高新技术集团有限公司 一种提取镓的生产方法
CN101368231A (zh) * 2008-09-25 2009-02-18 吉林大学 从粉煤灰中提取金属镓的方法

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2732817C1 (ru) * 2019-12-23 2020-09-22 Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" Способ переработки пылей электродуговых печей
RU2732817C9 (ru) * 2019-12-23 2020-11-12 Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" Способ переработки пылей электродуговых печей
CN115572839A (zh) * 2022-10-08 2023-01-06 北京首钢股份有限公司 一种利用回转窑处理含铁含锌尘泥制备次氧化锌的方法
RU2813068C1 (ru) * 2022-11-29 2024-02-06 Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" Способ удаления хлора и фтора из пылевидных цинксодержащих материалов
RU2821446C1 (ru) * 2023-06-08 2024-06-24 Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" (НЧОУ ВО "ТУ УГМК") Способ переработки клинкера вельцевания пылей электродуговой плавки стали

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP5397021B2 (ja) 還元鉄製造方法
CN102181663B (zh) 采用电炉处理含锌杂料生产锌粉的方法
JP2011084734A (ja) フェロコークスの製造方法
CN104131130A (zh) 转炉终渣改质剂及其应用
EP2949765A1 (en) Composite briquette and method for steelmaking or ironmaking furnace charge
RU2507280C1 (ru) Способ переработки цинксодержащих металлургических отходов
CN107151741A (zh) 一种处理铅锌冶炼渣的系统和方法
CN104364399A (zh) 用于由含铁颗粒制备硬化粒料的方法
JP2013209748A (ja) 還元鉄塊成物の製造方法
JP5598399B2 (ja) 還元鉄の製造方法
KR101311958B1 (ko) 탄재 내장 펠렛의 제조방법
JP2010007180A (ja) 高亜鉛含有鉄鉱石を用いた銑鉄製造方法
CN104152682B (zh) 一种利用冶金烧结高炉无害化处理电镀污泥的方法
JP5332806B2 (ja) 電気炉ダストのリサイクル方法
CN103160683A (zh) 含高结晶水铁矿石的焙烧预处理方法
RU2484153C2 (ru) Способ утилизации пыли электросталеплавильных печей
CN104263916A (zh) 一种用于球团矿的粘合剂及球团矿的制备方法
JP5105810B2 (ja) ロータリーキルンダストの造粒方法
CN1264994C (zh) 一种炼钢尘泥球团化渣剂制造工艺
JP6326074B2 (ja) 炭材内装鉱およびその製造方法
KR20150106263A (ko) 함철 부산물 및 바이오매스를 이용한 브리켓 제조방법
RU2464329C2 (ru) Шихта для изготовления окатышей
RU2532538C1 (ru) Смесь для выплавки стали в электродуговой печи с получением сырьевого материала для цинковой промышленности
CN206828592U (zh) 一种处理铅锌冶炼渣的系统
UA90430U (ru) Способ промывки горна доменной печи