EA004622B1 - Обогащение концентратов сульфидов металлов - Google Patents
Обогащение концентратов сульфидов металлов Download PDFInfo
- Publication number
- EA004622B1 EA004622B1 EA200100920A EA200100920A EA004622B1 EA 004622 B1 EA004622 B1 EA 004622B1 EA 200100920 A EA200100920 A EA 200100920A EA 200100920 A EA200100920 A EA 200100920A EA 004622 B1 EA004622 B1 EA 004622B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- alloy
- furnace
- concentrate
- process according
- stage
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 92
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 17
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 143
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 94
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 91
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 91
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 78
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 72
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 60
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 60
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 44
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 43
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 42
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 39
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 36
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims abstract description 34
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims abstract description 26
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims abstract description 18
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims abstract description 18
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 18
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims abstract description 17
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 17
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 9
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical group [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000009833 condensation Methods 0.000 claims abstract description 5
- 230000005494 condensation Effects 0.000 claims abstract description 5
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 239000011651 chromium Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims abstract description 4
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims abstract description 3
- 238000005201 scrubbing Methods 0.000 claims abstract 2
- 238000010304 firing Methods 0.000 claims description 40
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 28
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 21
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 15
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 15
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 12
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 11
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 9
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 claims description 5
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 238000005507 spraying Methods 0.000 claims description 5
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 claims description 4
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 48
- 239000010949 copper Substances 0.000 abstract description 48
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 25
- 230000009467 reduction Effects 0.000 abstract description 11
- 229910000881 Cu alloy Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 229910000990 Ni alloy Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- 235000008504 concentrate Nutrition 0.000 description 77
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 54
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 47
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 47
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 47
- 239000000463 material Substances 0.000 description 45
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 44
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 37
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 36
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 24
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 15
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 15
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 13
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 13
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 13
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 11
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 11
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 11
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 11
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 11
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 10
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 9
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 9
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 9
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 9
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 9
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000047 product Substances 0.000 description 8
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 7
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 7
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 7
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 7
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 7
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 7
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 6
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 6
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 6
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 6
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 5
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- -1 Platinum Group Metals Chemical class 0.000 description 5
- 229910052932 antlerite Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 5
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 5
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 5
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 5
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 5
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 5
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 5
- 229960001296 zinc oxide Drugs 0.000 description 5
- 239000012267 brine Substances 0.000 description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 4
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 4
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 4
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 4
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 4
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 4
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 4
- 238000011020 pilot scale process Methods 0.000 description 4
- HPALAKNZSZLMCH-UHFFFAOYSA-M sodium;chloride;hydrate Chemical compound O.[Na+].[Cl-] HPALAKNZSZLMCH-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 4
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 4
- 229910001203 Alloy 20 Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 3
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 3
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 3
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 3
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 3
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 3
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 3
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 3
- 230000009182 swimming Effects 0.000 description 3
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 3
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 3
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 2
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 2
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 2
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 2
- 239000003990 capacitor Substances 0.000 description 2
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 2
- INPLXZPZQSLHBR-UHFFFAOYSA-N cobalt(2+);sulfide Chemical compound [S-2].[Co+2] INPLXZPZQSLHBR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 2
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 2
- 238000013461 design Methods 0.000 description 2
- 238000011161 development Methods 0.000 description 2
- 230000018109 developmental process Effects 0.000 description 2
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 2
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 2
- AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L hydroxy(oxo)manganese;manganese Chemical compound [Mn].O[Mn]=O.O[Mn]=O AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000009847 ladle furnace Methods 0.000 description 2
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- LGQLOGILCSXPEA-UHFFFAOYSA-L nickel sulfate Chemical compound [Ni+2].[O-]S([O-])(=O)=O LGQLOGILCSXPEA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910000363 nickel(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000036961 partial effect Effects 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 2
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- 229910052566 spinel group Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000007921 spray Substances 0.000 description 2
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 2
- 239000002918 waste heat Substances 0.000 description 2
- 229910000640 Fe alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001297 Zn alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N anthracen-1-ylmethanolate Chemical compound C1=CC=C2C=C3C(C[O-])=CC=CC3=CC2=C1 RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003830 anthracite Substances 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010923 batch production Methods 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000005422 blasting Methods 0.000 description 1
- CEKJAYFBQARQNG-UHFFFAOYSA-N cadmium zinc Chemical compound [Zn].[Cd] CEKJAYFBQARQNG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- PKSIZOUDEUREFF-UHFFFAOYSA-N cobalt;dihydrate Chemical compound O.O.[Co] PKSIZOUDEUREFF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 1
- 230000001276 controlling effect Effects 0.000 description 1
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical class [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BERDEBHAJNAUOM-UHFFFAOYSA-N copper(I) oxide Inorganic materials [Cu]O[Cu] BERDEBHAJNAUOM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- KRFJLUBVMFXRPN-UHFFFAOYSA-N cuprous oxide Chemical compound [O-2].[Cu+].[Cu+] KRFJLUBVMFXRPN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 230000007812 deficiency Effects 0.000 description 1
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 description 1
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 230000002500 effect on skin Effects 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005367 electrostatic precipitation Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 230000003628 erosive effect Effects 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 1
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 1
- 150000004820 halides Chemical class 0.000 description 1
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 1
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009533 lab test Methods 0.000 description 1
- 230000005291 magnetic effect Effects 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000010926 purge Methods 0.000 description 1
- 239000013014 purified material Substances 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 229910001404 rare earth metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 1
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 1
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 230000002441 reversible effect Effects 0.000 description 1
- 229910052702 rhenium Inorganic materials 0.000 description 1
- 102220036542 rs144706057 Human genes 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 238000010583 slow cooling Methods 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 229910052596 spinel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011029 spinel Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 238000000859 sublimation Methods 0.000 description 1
- 230000008022 sublimation Effects 0.000 description 1
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 230000001360 synchronised effect Effects 0.000 description 1
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 description 1
- 210000002105 tongue Anatomy 0.000 description 1
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012808 vapor phase Substances 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 150000003751 zinc Chemical class 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
- C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
- C21C5/5229—Manufacture of steel in electric furnaces in a direct current [DC] electric arc furnace
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/0052—Reduction smelting or converting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B4/00—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/16—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes with volatilisation or condensation of the metal being produced
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Способ обогащения концентратов сульфидов металлов, включающий стадии обжига концентрата для уменьшения содержания серы в концентрате, до пренебрежимо малой величины, и плавки концентрата в восстановительных условиях в электрически стабилизированной дуговой печи с открытой дугой, в частности, в печи постоянного тока.
Description
Настоящее изобретение относится к обогащению концентратов сульфидов металлов.
Уровень техники
Окислительный обжиг пирита (Ге82) является традиционным способом получения серной кислоты. Обжиг используют в промышленном масштабе, например, для получения цинка, меди и никеля, и даже олова, молибдена, и сурьмы, и во многих случаях обжиг проводят совместно с одной или более операциями выщелачивания или плавки. Полученный в результате 8О2 обрабатывают далее, чаще всего с получением серной кислоты. В другом случае извлечение серы включает получение элементарной серы или жидкого 8О2.
Современные способы обжига обычно используют реакторы с псевдоожиженным слоем, которые являются экономичными с точки зрения потребляемой энергии и имеют высокую производительность благодаря хорошим кинетическим условиям реакции. Содержание 8О2 в отходящих газах обычно составляет от 8 до 15 об.%.
Для гидрометаллургической обработки обычной целью обжига является снижение содержания серы до оптимального уровня для плавки в штейн. Частичный (окислительный) обжиг выполняют путем контролирования доступа воздуха к концентрату, проводят удаление заданного количества серы, например, при извлечении серы, только часть сульфида железа окисляют, оставляя (например) сульфид меди без изменений. Полный обжиг (обжиг намертво) включает полное окисление всех сульфидов, обычно, с последующим процессом восстановления.
Существует большое число пирометаллургических процессов, в которых обжиг представляет собой не отдельную стадию, а проводится совместно с плавкой штейна. Тепловые печи с применением горелок сульфидных концентратов, в которых происходит одновременное окисление и плавка шихты, широко используются в медной промышленности. Другой альтернативой является автогенная плавка в ваннах. В этом случае вдувают струю воздуха или кислорода в ванну расплава, и энергия, образующаяся при окислении серы, обеспечивает большую часть энергии, потребляемой в процессе плавки.
При обжиге протекают следующие процессы:
сушка концентрата;
окисление части присутствующего железа; снижение содержания серы путем окисления;
частичное удаление летучих примесей, например, мышьяка;
предварительный нагрев обожженного материала с добавками флюса (например, кремнезема или известняка), для снижения энергопотребления последующих процессов.
Задачи охраны окружающей среды подчеркивают необходимость снижения выделения серы из плавильных установок при обработке сульфидного сырья. Эти выделения в основном происходят из печей и конвертеров, либо в виде летучих выделений, либо в виде технологических газов, выходящих в дымовую трубу. Следует отметить, что обычное содержание 8О2 в отходящем газе из отражательных печей (например) составляет от 1 до 20%, что слишком незначительно для получения серной кислоты.
Основным направлением в последние годы было стремление по возможности избежать присутствия сульфидов железа (обычно, пирролита) на стадиях размола и флотации, с целью минимизировать попадание серы в плавильные установки.
Полный обжиг, т. е. близкий к 100%-ному удалению серы, имеет преимущество в том, что по существу вся сера удаляется в начале процесса плавки. Кроме того, в сравнении с прерывистым потоком 8О2, образующимся при работе конвертера, постоянный поток отходящего газа с практически оптимальным содержанием 8О2 из печи обжига требует меньшей и менее дорогой установки получения серной кислоты.
Медь
Различные методики обжига при извлечении меди описаны в литературе (см. 1-16).
Медь- Брикслег
По методу Брикслега медь получают электроплавкой обоженного намертво концентрата халькопирита в кольцевой печи переменного тока для плавки погруженной дугой с применением угля в качестве восстановителя.
Брикслег сообщает, что 95% меди переходит в черновую медь, и содержание меди в шлаке составляет менее 1%. Сырая медь составляет в среднем всего 95%, и этот процесс был снят с производства [1]. Недостатками этого способа являются относительно высокие потери меди в шлаке и высокий расход электроэнергии. Нежелательной стороной процесса Брикслега является то, что свинец попадает в конечный медный анод и придает ему хрупкость, если концентрация слишком высока. С другой стороны, благодаря исключительно высокой степени извлечения других металлов, родственных меди, этот процесс представляет особый интерес с точки зрения обработки руд, содержащих никель и благородные металлы (никель может быть отделен от анодного ила).
Печи для плавки с погруженной дугой используются для обработки обожженного кальцинированного продукта в процессах, разработанных Горным Департаментом США [14], также как и в процессе Брикслега. Было обнаружено, что для получения высокочистой черновой меди (2,2% примесей) и шлака с низким содержанием меди в печи с погруженной дугой, требуется двухстадийный процесс. При использовании такого довольно неудобного, и к тому же периодического, процесса степень извлечения может составлять до 98%.
Никель
В производстве никеля известны процессы Фальконбриджа [17-24] и Инко [25-29], включающие плавку обожженных сульфидных концентратов. В этих процессах используют шестирядные печи, обычно применяемые в этой области, которые, как правило, работают при температурах около 1400 С. Окислительные реакции, требуемые для создания соответствующих условий для извлечения металла из оксидов, приводят к повышению рабочей температуры этих печей. Вследствие этого, большие объемы воздуха вводят в печи с тем, чтобы охладить свободное пространство печи. Это в свою очередь приводит к высоким потерям материала в виде пыли. Показано [20], что потери в виде пыли составляют до 25% от расхода.
Производство никеля, однако, сопровождается выделением 8О2 в таком количестве, которое неприемлемо для окружающей среды. Считалось, что основным средством снижения выделения 8О2 является увеличение степени удаления серы в печи для обжига в псевдоожиженном слое. Однако, существующие конструкции печей ограничивают степень, до которой могут быть обработаны высокообожженные концентраты. Более высокие степени обжига требуют более сильных восстановительных условий в печи, с тем, чтобы расплавить более окисленный кальцинированный материал и компенсировать потери шлака. При этом требуются более высокие расходы добавок кокса. Образуется избыточное количество энергии за счет продуктов сгорания дополнительного кокса, что приводит к более высокой температуре в свободном пространстве печи. Это требует больших расходов охлаждающего воздуха для регулирования температуры. Требуется увеличить производительность системы обработки отходящих газов печи для обработки больших количеств газа. Кроме того, штейн с более высоким содержанием металла плавится при более высокой температуре, что требует перегретого шлака для регулирования температуры штейна и придонного наплава. С тем, чтобы контролировать в зоне шлака эрозию огнеупорного материала высокотемпературными шлаками, необходимо охлаждать огнеупор холодной медью. Около 25% обожженного материала улетучивается из шестирядной печи, и в той степени, в которой это возможно, возвращается в печь [20].
По Инко [25-29], процесс плавки с восстановительным обжигом включает стадию глубокого обжига никелевого концентрата в печи для обжига в псевдоожиженном слое. Отходящие газы печи обрабатывают в установке для получения серной кислоты. Кальцинированный материал с низким содержанием серы подвергают плавке с коксом в электропечи с выходом штей на с низким содержанием серы. Этот штейн с низким содержанием серы подвергают превращению в бессемеровский штейн в конвертере Пирса-Смита, с минимальным выделением диоксида серы (благодаря низкому содержанию серы в исходном штейне), и конвертерный шлак возвращают в электропечь. Был получен превосходный выход никеля, и в 1981-1982 гг. разработан процесс для испытания в масштабе коммерческого производства в печи для плавки конструкции Томпсона. Быстрая плавка сыпучих концентратов меди-никеля считалась превосходной в плавильной печи Инко Соррег СШТ, но было понятно, что в других условиях процесс восстановительного обжига может составить привлекательную альтернативу.
Серу удаляют из концентрата преимущественно в печах обжига при температуре от 830 до 850°С. Высокие температуры промотируют высокую реакционную способность кислорода, приблизительно 95%. Подача суспензии позволяет отлично контролировать соотношение воздух/концентрат в печи обжига, а также обеспечивает хороший контроль степени удаления серы (примерно 80%). Процесс реализован при более высоких температурах в печи, и более высоких уровнях содержания железа, подвергаемого окислению в конвертере.
В патенте США 4,344,792 описана возможность плавления либо частично обожженного концентрата, либо смеси полностью обожженного концентрата и сырого концентрата, совместно с углесодержащим восстановителем и кремнеземистым флюсом. Шихта должна содержать лишь необходимое количество серы для получения штейна, в котором железо присутствует в виде металлического железа, и в котором недостаток серы составляет до 25% по отношению к стехиометрическому количеству сульфидов металлов Νί382, Си28, Со988. Железо далее подвергают конверсии с получением штейна с низким содержанием железа путем поддува и промывки железа кремнеземистым флюсом при очень незначительном выделении диоксида серы на этой стадии процесса.
Способ обогащения пирролита, в основе которого лежит обжиг для удаления всей или части серы, и гидрометаллургическая обработка обожженного материала для извлечения никеля, описан Керфутом [30].
Металлы группы платины
Концентраты сульфидных руд, содержащих металлы платиновой группы (МПГ, РОМ), обжигали для использования в процессах выщелачивания.
Горным Департаментом США разработана методика селективного извлечения МПГ и золота из концентрата, полученного флотацией по методу 8Ш1^а1ег Сотр1ех. Концентрат обжигают при 1050° с превращением сульфидов основных металлов в оксиды, а металлов платиновой группы из сульфидных минералов в эле ментную форму. Обожженный концентрат затем подвергали обработке в двухстадийном процессе выщелачивания. При этом из обожженного концентрата экстрагировали до 97% платины, 92% палладия и 99% золота.
Другие методики описаны в литературе [32] и [33].
Цинк
Полный обжиг цинковых концентратов в промышленном масштабе применяют на ΖίπΚοΓ. 8ргшдз, в Южной Африке. Обожженный продукт после этой операции обрабатывают выщелачиванием и электровыделением.
Сульфидный концентрат, содержащий 15% меди, 17% цинка и 10% свинца, подвергали обжигу в псевдоожиженном слое в лабораторном масштабе в Китае, с целью использования продукта для дальнейшей гидрометаллургической обработки или переработки прямой плавкой.
Цинк марки Рпше \Ус51сгп был получен из свинцовых доменных шлаков (и других цинксодержащих материалов) на большой пилотной установке в компании Мш1ек в Ранбурге, Южная Африка, с использованием процесса Εηνίτοр1аз [35]. Исходный материал плавили в дуговой печи постоянного тока, а цинк возгоняли в виде пара, при этом оставался шлак, содержащий лишь небольшие количества оксида цинка. Затем пары цинка обрабатывали в конденсаторе, в котором для охлаждения разбрызгивали свинец, с получением цинка марки Рпше \Уе51егп.
Сущность изобретения
Согласно изобретению предложен способ обработки концентрата сульфида металла, включающий операции:
обжиг концентрата для снижения содержания серы в концентрате, и плавку концентрата в восстановительных условиях, в электрически стабилизированной печи с открытой дугой.
В данном контексте термин электрически стабилизированная печь с открытой дугой обозначает дуговую печь постоянного тока или электрически стабилизированную печь с одним электродом и с открытой дугой ЩаЬШхеб орепагс, 8ОА, печь).
Предпочтительно, обжиг уменьшает содержание серы до менее чем 10 мас.% и, более предпочтительно до менее 1 мас.% от первоначально присутствующего количества, с тем, чтобы уменьшить содержание серы до пренебрежимо малого, или иначе, приемлемого уровня. Материал, полученный на этой стадии называют высокообожженным или полностью обожженным.
Предпочтительно, обжиг проводят таким образом, чтобы получить постоянный поток 8О2-содержащего газа. Этот газ может быть использован в качестве исходного сырья для установки получения серной кислоты. Эту операцию можно осуществить любым подходящим способом, например, провести обжиг в закры том сосуде, таком как реактор с псевдоожиженным слоем, для создания высокой концентрации 8О2 в газе.
Альтернативно, 8О2-содержащий газ, выделяющийся в процессе обжига, можно обработать в скруббере и нейтрализовать.
Удаление серы позволяет собрать ценные металлы в виде сплава или из паровой фазы, а не в виде штейна, на последующей стадии плавки. Это считается предпочтительным, поскольку в сплавах степень извлечения выше, чем в штейнах.
Термин сплав обозначает в данном контексте смесь металлов, которая может содержать, а может и не содержать, серу, в отличие от штейна, который является смесью сульфидов металлов.
Вышеописанный процесс может варьировать в зависимости от требований, в частности, от природы сульфида металла или обрабатываемых сульфидов металлов.
При использовании для обработки сульфида цинка, кальцинированный материал из реактора псевдоожиженного слоя можно, при желании, подвергнуть агломерации перед подачей в дуговую печь.
Можно использовать любой подходящий восстановитель, например кокс.
Цинк в кальцинированном материале восстанавливают до металлического пара, и он может быть подвергнут возгонке в потоке газа для извлечения в любом подходящем виде, например в конденсаторе с распыленным свинцом.
Вышеописанный процесс в том виде, в котором его используют для обогащения сульфида цинка, в особенности подходит для обработки концентратов цинка и цинковой руды, которые содержат относительно высокое количество марганца, например, как в месторождении СапъЬещ в Южной Африке, в котором содержание марганца в 10 раз выше, чем обычно встречается в цинковых концентратах.
Этот процесс также можно применять для обогащения концентратов сульфидов никеля, меди и кобальта, как в виде отдельных, так и совместных сульфидов, и концентратов МИГ. Концентраты МИГ также могут быть в виде сырого печного штейна, полученного любым способом, например, в шестирядной электропечи.
В результате плавки полностью обожженного концентрата в дуговой печи получают шлак, обедненный металлом, и сплав. Железо из сплава может быть удалено в виде оксида любым подходящим способом, например, при использовании конвертера Пирса-Смита или вращающегося конвертера с вертикальным поддувом (Тор Β1ο\νη Ро1агу СоптеПег, ТВРС).
Другие нежелательные элементы, такие как углерод, кремний, или хром, можно удалить из сплава любым подходящим способом, на пример, путем конвертирования, или очистки в ковшовой печи.
Если используют конвертер, то сплав из конвертера, или, если не используют конвертер, сплав непосредственно из дуговой печи, распыляют с тем, чтобы придать ему форму, подходящую для проведения гидрометаллургического извлечения металла, например, с применением подходящего процесса выщелачивания.
Распыление сплава позволяет решить проблему дробления и измельчения чрезвычайно вязкого сплава.
Сырой печной штейн можно гранулировать и размалывать или распылять в воде перед обжигом.
Операцию плавки можно проводить в две стадии, восстановительной плавкой, в частности, при обработке концентратов, содержащих значительные количества никеля и меди.
На первой стадии можно использовать дуговую печь, которая работает в мягких восстановительных условиях. На этой стадии происходит осаждение некоторой доли меди и никеля в сплаве, и большей части МИГ, которые переходят в сплав.
На второй стадии, которую можно проводить в дуговой печи, работающей в сильновосстановительных условиях, по существу весь оставшийся никель, остатки МИГ, и большая часть кобальта, удаляются в виде сплава цветных металлов, который может также содержать некоторое количество меди.
Сплав на основе железа можно распылять для подготовки к гидрометаллургической обработке, например, для обработки на стадии выщелачивания.
Сплав медь/никель с первой стадии процесса может быть получен путем гидрометаллургического извлечения при распылении с водой или газом, гранулировании, или дроблении и размоле.
Ири осуществлении способа согласно изобретению используют стабилизированные печи с открытой дугой. Иодходящей печью этого типа является дуговая печь постоянного тока. Изобретение, однако, не ограничивается этим вариантом реализации, поскольку возможно стабилизировать дугу или дуги дуговой печи переменного тока с использованием подходящей методики регулирования, для достижения характеристик, аналогичных характеристикам дуговой печи постоянного тока таким образом, чтобы дуга, или каждая из дуг, проходила вертикально от верхнего электрода к заряду, находилась в замкнутом пространстве, и не отклонялась к боковым сторонам печи.
Илавка в печи постоянного тока
Иечь со стабилизированной открытой дугой имеет ряд преимуществ при проведении плавки обожженных сульфидных концентратов и может рассматриваться как технологический пример осуществления способа настоящего изобретения.
Дуговая печь постоянного тока имеет в общем цилиндрическую форму, часто с конической крышей. В качестве катода используется одиночный вертикальный графитовый электрод, а анод вмонтирован в дно печи и находится в контакте с ванной расплава. Обычная конфигурация включает также работу с открытой плазменной дугой над ванной расплава, поверхность которой по существу не закрыта шихтой (т.е. работу с открытой ванной). Однако способ также осуществляли при работе с двумя электродами (сдвоенный катод иногда используют для плавки стального скрапа или железа, полученного прямым восстановлением (ИК!), кроме того, в пилотном масштабе применяли также двухэлектродную конфигурацию с анодом и катодом. Исходный материал подавали либо через центр электрода, либо через питатель, расположенный довольно близко к электроду. Для данной конфигурации печи достаточно меньшего количества питателей, чем это требуется обычно для шестирядной печи переменного тока или трехфазной трехэлектродной печи переменного тока.
Мощный концентрированный плазменнодуговой поток представляет собой очень эффективную форму энергопередачи к ванне расплава в печи. Это позволяет осуществлять очень быстрое протекание реакций, при этом достигается хорошее смешение, что приводит к довольно равномерному температурному распределению. Дуга постоянного тока относительно стабильна, не так легко гасится и направлена вниз к ванне расплава, с небольшими языками в стороны стенок печи. Дуговой поток втягивает, согласно эффекту Маескег'а, печные газы в себя, притягивая, таким образом, мелкие частицы шихты вниз в ванну и минимизирует при этом потери, связанные с уносом пыли из печи. Небольшие объемы газа в электропечи ( в сравнении с печью, в которой энергию получают путем сжигания) также способствуют минимизации уноса пыли. Дуговая печь постоянного тока пригодна для обработки мелкой шихты, обычно менее 3 мм, что делает ее пригодной для присоединения к реактору обжига в псевдоожиженном слое.
Иростая конфигурация дуговой печи постоянного тока позволяет хорошо изолировать свободное пространство печи, поддерживая внутри атмосферу СО и минимизируя подсос воздуха.
В печи можно достичь очень высоких рабочих температур (намного превышающих температуры, обычно достигаемые при традиционной плавке основных металлов), если этого требует процесс, поскольку энергия создается открытой дугой, а не только посредством нагрева за счет электросопротивления шлака. Крыша и стены печи охлаждаются (например, охлаждаемыми водой медными панелями) с тем, чтобы сохранить целостность печи, даже в условиях высокоинтенсивной плавки. Это легко согласуется с высокими температурами в свободном пространстве. Возможность создания в печи сильно восстановительных условий (в сочетании с высокими рабочими температурами) позволяет избежать обычных трудностей с наплавом тугоплавкого магнетита, создающего проблемы с работой печи.
Описанные выше процессы позволяют достигать высоких степеней извлечения металлов и получать очень чистые шлаки. Печи постоянного тока хорошо работают при концентрировании железных сплавов ценных металлов или возгонке летучих металлов. Процесс позволяет достичь низкого уровня примесей в конечных продуктах.
Применение дуговых печей постоянного тока создает уникальные преимущества, в особенности при использовании исходного материала с высоким содержанием оксида железа, который требует больших количеств восстановителя и при использовании исходного материала, содержащего, например, никель и кобальт, для обработки которых требуется низкий кислородный потенциал для снижения потерь шлака.
Сравнение характеристик традиционных печей и печей со стабилизированной открытой дугой подчеркивает преимущества использования печей со стабилизированной открытой дугой в настоящем изобретении.
Традиционные печи
Недостатком традиционных печей является проблема с газообразным СО в свободном пространстве печи. Печь трудно герметизировать, поскольку имеется несколько электродов и питателей и большая полость для системы отходящих газов. Вместо того, чтобы попытаться изолировать печь, традиционная конструкция печи предполагает подачу воздуха для сжигания СО в свободном пространстве печи и добавку даже большего количества воздуха для разбавления газообразных продуктов сгорания. Это приводит к большим объемам отходящих газов, большим количествам образующейся пыли и необходимости работы вентиляторов в загрязненной газовой атмосфере.
При восстановительной плавке к обожженному материалу примешивают восстановители, такие как кокс. Реакция восстановления протекает относительно медленно в традиционной плавильной печи, в которой обожженный материал плавят на поверхности ванны шлака. Плотность энергии в печи, которая соответствует интенсивности плавки, не может превышать скорости реакции восстановления. Это ограничение становится более существенным по мере того, как растет степень обжига и степень восстановления.
Слой обожженного материала располагается на шлаке, или материал нагромождается на боковых стенках, перекатывается через них в ванну шлака и вызывает нежелательное вспенивание шлака.
Традиционная печь (шестирядная печь прямоугольной конфигурации, например) требует хорошего распределения шихты по поверхности ванны шлака. Это требует большого числа питателей и сложной системы подачи шихты над печью.
Реакция восстановления зависит от типа восстановителя. Обычно, для увеличения скорости реакции требуется мелкий кокс. В противном случае, кокс накапливается на границе раздела шлак/обожженный материал и отбирает на себя часть энергии печи, что нежелательно.
Металлизированный штейн или металл, полученный при восстановительной плавке, имеет более высокую температуру ликвидуса. Традиционная печь имеет низкую способность к передаче энергии в вертикальном направлении между фазами шлака и штейна.
Печи с стабилизированной открытой дугой
Печь постоянного тока (ПС) или печь со стабилизированной открытой дугой (8ОА):
небольшая, но эффективная;
не имеет явных ограничений по кинетике восстановления кокса. Можно легко осуществить предельный случай полного обжига и обратное восстановление сплава;
можно использовать широкий спектр восстановителей, например, уголь или кокс различных размеров;
легко герметизировать для поддержания атмосферы СО, имеет небольшой объем отходящих газов, небольшое пылеобразование, небольшое число питателей, и выдает горячий металл.
В результате недавних разработок в области оборудования для подачи электроэнергии появилась возможность использования трехфазной системы переменного тока для подачи электроэнергии через одиночный (графитовый) электрод. Это можно осуществить путем переключения трехфазной системы подачи энергии, например при использовании методики широтно-импульсной модуляции, для создания на выходе синхронизированного высокочастотного переменного тока. Это усовершенствование позволяет предположить, что можно разработать печь, аналогичную дуговой печи постоянного тока, и использовать ее для проведения аналогичных процессов. Компания К.ОВ1СОЫ в США производит систему питания (Т11С Нагтопу 8спс5). которая позволяет создавать на выходе питание переменного тока, как описано выше, а также обычного постоянного тока.
Стабильность дуги высокочастотного переменного тока считается выше, чем дуги постоянного тока. Существуют и другие недостатки системы переменного тока:
способность к передаче тока у графитового электрода может быть ниже (скин-эффект);
износ электрода может оказаться несколько выше, чем для печи постоянного тока;
дуговой поток, и следовательно, теплоперенос в ванну может быть несколько ниже, чем в печи постоянного тока;
высокая частота может создавать гармоники, хотя при использовании подходящей методики переключения в твердом теле эффект образования гармоник может быть уменьшен.
Потенциальные преимущества дуговой высокочастотной печи переменного тока с одиночным электродом включают:
повышенную стабильность дуги (дуга в меньшей степени подвержена затуханию при определенных условиях);
дуга в меньшей степени подвержена изменениям вертикального направления (например, отклонениям в сторону) вследствие магнитных эффектов (отклонение дуги может вызвать разрушение боковых сторон печи и увеличить потери энергии).
Так, соответствующим образом отрегулированная система подачи питания может создать высокочастотные импульсы, полученные от трехфазного источника переменного тока, которые могут быть непосредственно поданы через одиночный графитовый электрод и шихту в печь с получением одиночной открытой дуги, которая аналогична дуге в печи постоянного тока. Такая конфигурация позволяет достичь аналогичных, и в некотором отношении, улучшенных, характеристик в сравнении с печью постоянного тока, и таким образом, область данного изобретения охватывает применение на стадии восстановительной плавки как печи постоянного тока, так и печи переменного тока со стабилизированной открытой дугой.
Краткое описание чертежей
Изобретение будет далее описано со ссылками на сопровождающие фигуры, на которых на фиг. 1 представлена технологическая схема операций способа согласно изобретению обогащения концентратов сульфидов металлов;
на фиг. 2 представлен вариант блок-схемы фиг. 1 для случая обогащения цинковых концентратов;
на фиг. 3 - вариант блок-схемы фиг. 1 для случая обогащения концентратов МИГ и сульфидов никеля и меди;
на фиг. 4 - схема процесса в случае высокой степени обжига и восстановления;
на фиг. 5 - частный случай процесса, изображенного на схеме фиг. 1, в случае концентратов штейна МПГ;
на фиг. 6-10 представлены схемы гидрометаллургических процессов, которые могут быть использованы согласно настоящему изобретению, причем выбор конкретного способа будет зависеть от того, какие элементы представляют интерес и подлежат извлечению из сплавов, получаемых на предыдущих стадиях пирометаллургического процесса.
Описание предпочтительных примеров реализации изобретения
Цинковые концентраты такого типа, который встречается в месторождении СапъЬсгд. имеют содержание марганца, превышающее обычное содержание в 10 раз. Высокое содержание марганца вызывает проблемы и приводит к дополнительным затратам при извлечении цинка после выщелачивания и на традиционной установке электровыделения. В отношении электровыделения было проведено много исследований, касающихся средств удаления марганца из электролита или процессов электролиза, которые облегчали бы получение МпО2 на аноде в цинковой ячейке. Предшествующие методики дороги, и последнее направление, ориентированное на получение электролитического оксида марганца высокого качества, повидимому, проблематично.
Предпочтительнее удалять серу из концентратов сульфидов металлов перед плавкой. Например, существующие процессы пирометаллургической обработки МПГ и основных металлов имеют ряд ограничений, в частности, на стадии конвертера. Трудно достичь приемлемых с точки зрения окружающей среды уровней удаления серы, в особенности, в связи с проблемой летучих выделений из конвертеров ПирсаСмита. Процесс в конвертере является периодическим и имеет свои внутренние проблемы управления, потери и утечки при транспортировании ковшевыми кранами, и высокую трудоемкость.
Другим соображением, которое следует учитывать при работе с традиционными печами, является то, что количество концентрата ИС2, содержащего МПГ, которое можно обработать, ограничено. Наличие в иС2-концентрате хромита приводит к тому, что его нелегко солюбилизировать в шлаке при обычной плавке. Образуется шпинель, которая вызывает наплывы в печи и требует частого удаления.
Изобретение описано далее со ссылками на обобщенную схему процесса обработки, приведенную на фиг. 1, и далее, со ссылками на три конкретных примера реализации способа, показанных соответственно, на фиг. 2, 3 и 5.
На фиг. 1 схематически показан способ обработки сульфида металла, в котором концентрат 10 сульфида металла или сульфидов металлов подают в печь 12 обжига с псевдоожижженным слоем, в которой предпочтительно получают постоянный поток газа 14 с высоким содержанием §О2, который можно использовать в качестве исходного сырья, например, для установки получения серной кислоты. Однако, это не является существенным для данного способа, поскольку в качестве альтернативы газ из реактора можно скуббировать и нейтрализовать.
Кальцинированный продукт из печи обжига подают в дуговую печь 16 постоянного тока совместно с востановителем 18, например коксом.
В реакторе 12 с псевдоожижженным слоем содержание серы в концентрате существенно снижается, приблизительно до 10 мас.% в случае высокой степени обжига, или приблизительно до менее 1% от первоначального значения, и даже ниже, в случае полного обжига. Удаление серы из концентрата приводит к тому, что ценные металлы можно концентрировать в сплаве 20, образующемся в печи 16, а не в штейне. Сплавы имеют гораздо более высокую степень извлечения МИГ, чем штейны.
В печи также образуется шлак 22, который обеднен содержанием металлов.
Дальнейшее протекание процесса зависит от природы обрабатываемого концентрата. Если концентрат представляет собой цинксодержащий концентрат, например, сульфид цинка, цинк восстанавливают до металла в дуговой печи постоянного тока и возгоняют в потоке 24 газа или пара, который состоит в основном из цинка и оксида углерода. Газы направляют непосредственно в конденсатор 26 с охлаждением распыленным свинцом для абсорбции, или конденсирования и последующего извлечения в виде конечного продукта 28.
Для обработки сульфида меди, никеля или кобальта, или сульфида МИГ, сплав, получаемый в дуговой печи, можно подвергнуть распылению (шаг 30), и затем гидрометаллургическому процессу 32 извлечения с получением продукта 34. Альтернативно, сплав вначале подают в конвертер 36, например, конвертер ИирсаСмита, и затем в распылитель 30 и на гидрометаллургический процесс 32.
Конвертерный шлак 37 можно возвратить в дуговую печь 16 постоянного тока.
Ироцесс 32 может быть любого типа, и в особенности подходящий процесс 32 согласно настоящему изобретению описан далее со ссылкой на фиг. 5.
На фиг. 2 приведен пример процесса фиг. 1 для случая извлечения цинка из высокомарганистой руды, например, такой как из свинцовоцинкового месторождения СапъЬегд.
Считается, что добыча руды из месторождения СапъЬсгд. с последующим измельчением и флотацией, дает концентрат 10, содержащий около 48% цинка, 29% серы, от 4 до 5% марганца в виде оксида и 5% влаги. Концентрат 10 подают из подходящего хранилища в печи 12 обжига в псевдоожиженном слое, в которых содержание серы снижается примерно до 0,75%. Газы из печей обжига охлаждают в бойлере с нагревом отходящим теплом, с циклонной очисткой, подвергают электростатическому осаждению, и затем подают на установку 14 получения серной кислоты. Считается, что конечные отходящие газы можно выбрасывать в атмосферу без необходимости очистки в скруббере от остатков диоксида серы.
Кальцинированный материал, содержащий около 58% цинка в виде оксида, подают с сухим коксом 18 и небольшим количеством известняка в дуговую печь 16 постоянного тока с изолированным свободным пространством. Эта стадия не требует дополнительных капитальных и рабочих затрат.
В дуговой печи постоянного тока оксид цинка восстанавливают до металла и возгоняют в потоке 40 газа, который в основном содержит цинк и оксид углерода. Эти газы направляют непосредственно в конденсатор 26 с охлаждением распыленным свинцом, в котором цинк и весь свинец удаляют из газового потока абсорбцией или конденсированием этих металлов на завесе из капелек свинца. Газы 42, выходящие из конденсатора, сжигают в камере сгорания, охлаждают в бойлере с обогревом отходящим теплом и очищают в мешочном фильтре 44 перед выбросом в атмосферу. Максимальная концентрация диоксида серы в отходящих газах составляет по оценке менее 100 частей на миллион, что не представляет угрозы для окружающей среды. Иыль, которая состоит в основном из оксида цинка, собирают в мешочном фильтре, промывают водой для удаления галогенидов перед возвращением в печь обжига.
Шлак 46, получаемый в печи, гранулируют перед удалением на свалку отходов. Небольшое количество металла 48, образующегося в печи, периодически отводят из печи и переводят в черновые отливки.
Из конденсатора 26 с охлаждением распыленным свинцом собирают окалину 50 и порциями обрабатывают в небольшой печи для отделения свинца. Сухую окалину затем рециклируют в дуговой печи постоянного тока.
Из конденсатора 26 с охлаждением распыленным свинцом цинк 52 с примесями ковшами переносят в копильную печь установки очистки цинка. Установка такого типа требует непрерывной подачи шихты и следовательно, предусмотрена отливка слитков или повторный нагрев слитков для уравновешивания потока из конденсатора так, чтобы соблюдать требования установки 54 очистки цинка. На установке очистки получают цинк 56 высокой марки (8НС, 8рес1а1 Нщ11 Стабе), свинец с примесями и кадмиево-цинковый сплав 58, который обрабатывают согласно требованиям, и небольшое количество твердого цинка 60 в виде сплава Ζη-РЬЕе-Си, который рециклируют в дуговую печь постоянного тока.
На фиг. 3 изображена последовательность операций примера реализации способа, показанного на фиг. 1, для обработки концентратов 10 МИГ и основных металлов.
Шихту 10 полностью обжигают в печи 12 обжига с псевдоожиженным слоем, в котором концентрация серы эффективно понижается до нуля. Это в дальнейшем ограничивает выделение серы из концентрата. В реакторе 12 полу чают постоянный поток 8О2-содержащего газа, который используют в качестве сырья на установке получения серной кислоты. Следует отметить, что 8О2-содержащий газ можно альтернативно скуббировать и нейтрализовать вместо использования в качестве сырья. Концентрат после обжига подают в дуговую печь 16 постоянного тока с получением сплава 20 и шлака 22, обедненного металлами и подлежащего выбросу.
Предпочтительно в процесс в дополнение к реактору 12 с псевдоожиженным слоем можно ввести коллектор 62 основного металла, как показано на фиг. 1 и 3 пунктиром. Например, при добавлении в реактор с псевдоожиженным слоем, наряду с концентратом, никеля (например, в виде сульфата никеля) или меди (например, в виде сульфата меди), в исходном материале, подаваемом в печь, устанавливается более высокое содержание никеля или меди (в виде оксида), что снижает требование к уменьшению большого количества железа, которое в противном случае понадобилось бы для получения достаточного количества сплава для эффективного извлечения ценных металлов.
В качестве коллекторного металла можно использовать оксид, сульфат или сульфид любого основного металла, который совместим с процессом и который находится в дисперсном виде и может быть загружен в реактор с исходным материалом.
Сплав 20 может быть направлен непосредственно в распылитель 64, который делает сплав пригодным для последующего выщелачивания на стадии 32 гидрометаллургического процесса для извлечения ценных металлов. Альтернативно сплав подают в конвертер 36, в котором происходит удаление из сплава большей части железа в виде оксида. Полученный шлак 37 может быть возвращен в дуговую печь 16 постоянного тока. После чего сплав распыляют и подвергают стадии выщелачивания для извлечения ценных металлов.
Недостатками или проблемами, которые при этом решаются или действие которых уменьшается, являются трудность транспортирования ковшами горячего материала из печей в конвертеры, что создает проблемы распределения в конвертерных пролетах, потери вследствие разливов, закозление ковшов, высокую трудоемкость и высокую стоимость обслуживания оборудования, а также проблемы с выбросами в окружающую среду. Преимуществами процесса являются устранение или уменьшение проблем со шпинелями Сг в печи, допустимость работ с более высоким содержанием Сг в шихте с соответствующей более высокой степенью извлечения МИГ, устранение проблемы прорыва штейна и снижение энергопотребления, и в одном из вариантов процесса, отсутствие конвертера.
Процесс можно использовать для обогащения широкого спектра исходных материалов, до 100% металлов группы урана 2 (в случае металлов платиновой группы, МПГ) при более высоком содержании хромита. Это представляет собой важное преимущество в отношении извлечения МПГ при разработке месторождений и концентрации.
На фиг. 4 показана последовательность операций при восстановительной плавке концентрата сульфида основного металла высокой степени обжига с использованием дуговой печи постоянного тока. Следует понимать, что возможны и другие варианты указанной последовательности.
Концентрированную суспензию 66 непрерывно подают в печь 68 обжига в псевдоожиженном слое. Степень удаления серы из концентрата (степень обжига) может варьировать от 70 до 100% (т.е. до полного обжига). Отходящие из печи газы 70 охлаждают, очищают и подают на установку получения кислоты для улавливания 8О2. Кальцинированный материал 72, предварительно смешанный с флюсом и углем 74, плавят в дуговой печи 76 постоянного тока. В плавильной печи образуется шлак 78, предназначенный на выброс. Качество, содержание железа и серы в сплаве или штейне 80 зависит от степени обжига и соотношения восстановителя к кальцинированному материалу. Отходящие из печи газы 82 имеют небольшой объем и высокое содержание СО. Высокого качества, с низким содержанием серы высокометаллизированный штейн из печи требует минимальной обработки в процессе 84 пирометаллургического конвертирования.
В процессе, иллюстрированном на фиг. 4, возможны следующие варианты:
предварительное восстановление кальцинированного материала (в твердой фазе) в отдельном реакторе;
предварительный нагрев кальцинированного материала в отдельном реакторе;
использование отходящих из печи газов на любой из вышеупомянутых стадий;
прямая гидрометаллургическая очистка сплава/штейна из печи постоянного тока;
очистка конвертерного шлака в подходящем процессе очистки шлака. Дуговая печь постоянного тока позволяет легко достигать высокой степени восстановления оксида. Дуговая печь постоянного тока также позволяет получать большее количество сплава, поскольку в печь добавляется большее количество восстановителя.
На фиг. 5 показан конкретный вариант процесса фиг. 1, в котором при непрерывном способе серу удаляют полным обжигом штейна, содержащего МПГ, с последующей плавкой в восстановительных условиях.
Для получения из концентрата штейна, содержащего МИГ, используют шестирядную печь или печь с тремя электродами. Сырой печой штейн затем гранулируют и размалывают, или распыляют с водой, с получением шихты 10, которую подают в печь 12 обжига с псевдоожиженным слоем. Непрерывный поток газа, содержащего ЗО2. подают в установку 14 получения серной кислоты.
Кальцинированный материал затем подвергают двухстадийной восстановительной плавке с использованием первой печи 86 и второй печи 16, которая является дуговой печью постоянного тока. Первая печь может быть любой печью, например, дуговой печью постоянного тока. В первой печи проводят плавку в мягких восстановительных условиях, некоторой части никеля и меди в виде сплава 88. Большая часть МПГ переходит в этот сплав, который затем обрабатывают в распылителе 90 перед направлением в гидрометаллургический процесс 32.
Шлак 92 из печи и восстановитель 18 подают во вторую печь 16, которая работает в сильновосстановительных условиях для удаления по существу всего никеля и МПГ, содержащихся в шлаке, а также большей части кобальта, с получением сплава 94 на основе железа, который может также содержать некоторое количество меди. Этот сплав подают в конвертер 95 и затем распыляют на стадии 96 при приготовлении для выщелачивания в гидрометаллургическом процессе 32. Шлак из конвертера можно вернуть в печь 16.
Шлак, образующийся в дуговой печи постоянного тока, подлежит выбросу и по существу лишен ценных металлов, так что его можно выбросить или использовать в таких областях, как строительство дорог или в дробеструйных установках.
Снова следует отметить, что коллектор 62 основного металла можно использовать, как было описано выше, в сочетании с печью, имеющей невысокую производительность, с тем, чтобы избежать необходимости использовать большую печь, которая в противном случае потребовалась бы.
Более простым и потенциально более эффективным в сравнении с вышеописанным двухпечным процессом является процесс, включающий одностадийную плавку обожженного печного штейна в дуговой печи постоянного тока. Это по существу представляет собой процесс, показанный на фиг. 3, в котором шихта 10 является сырым печным штейном. Более простой процесс требует меньшего числа реакторов, однако его недостатком является то, что совместно с МПГ извлекаются также основные металлы и некоторое количество железа.
Ряд примеров изобретения был описан выше. В каждом случае концентрат, который может быть сырым печным штейном, полностью обожжен и затем подвергнут восстановительной плавке. По существу, полное удаление серы означает, что последующее выделение серы ограничено. Проблема со шпинелями (при плавке концентратов МПГ с высоким содержанием хромитов) незначительна, при этом получают шлак, который подлежит выбросу.
Исходный материал, подаваемый в дуговую печь постоянного тока, предварительно подогревают в реакторе с псевдоожиженным слоем. Следует отметить, что дуговая печь постоянного тока хорошо подходит для обработки мелкодисперсного материала. Сплав, получаемый в дуговой печи постоянного тока, можно распылять с водой (шаг 64).
Хотя можно использовать конвертер, можно также избежать необходимости его применения, при этом вероятность образования разливов уменьшается и проблемы распределения также уменьшаются.
Характер протекания гидрометаллургического процесса 32 зависит того, какие основные элементы в сплаве, полученном любым из вышеописанных процессов, представляют интерес для извлечения. Обычно эти элементы включают железо, никель, медь, кобальт и МПГ. Гидрометаллургическая обработка этих сплавов зависит от конкретных параметров. Отдельные стадии, которые можно использовать при этом, включают выщелачивание при обычном давлении, выщелачивание при повышенном давлении, осаждение, экстракцию растворителем, электровыделение и кристаллизацию. Принцип использования отдельных стадий известен в промышленности. Отдельные стадии можно использовать в различных сочетаниях, и специалист, имеющий опыт в области гидрометаллургии, может создать подходящую цепочку стадий в каждом конкретном случае.
Каждый из примеров, показанных на фиг. 6-10, представляет собой общий подход и не может служить для ограничения области применения гидрометаллургии для обработки сплавов согласно данному изобретению. Такие операции способа, как удаление примесных элементов, например селена, опущены для краткости, но следует понимать, что при необходимости они могут быть включены, как должно быть понятно для специалиста в гидрометаллургии. В тех случаях, когда показано добавление кислоты, может быть использована свежая кислота или кислота, полученная рециклированием на стадии извлечения металла, например, электровыделением.
Стадии извлечения меди растворителем и стадии электровыделения являются традиционно применяемыми стадиями в промышленности.
Осаждение железа можно проводить либо при повышенном давлении и температуре, например, при осаждении гематита, когда кислоту регенерируют и возвращают в цикл. Это может быть также осуществлено нейтрализацией подходящей щелочью (например, известняком, или рядом других), когда осаждают гетит, ярозит, основной сульфат железа или другие аналогичные соединения.
Растворы, содержащие кобальт и/или никель (показанные как разделение и извлечение Νί/Со), могут быть подвергнуты такой же обработке, как и при традиционной очистке основных металлов для извлечения кобальта и/или никеля. Такие процессы могут включать осаждение гидроксида кобальта (III) или экстракцию кобальта растворителем, и электровыделение никеля и/или кобальта. Альтернативно, процесс может включать кристаллизацию смеси или отдельных солей кобальта и/или никеля, или осаждение гидроксидов, сульфидов или карбонатов, В некоторых случаях можно использовать ионный обмен.
Примеры на фиг. 1-5 описаны со ссылкой на применение дуговой печи постоянного тока. Это не является ограничением, поскольку, как было указано выше, дуговая печь постоянного тока является частным случаем печи с открытой стабилизированной дугой. Хотя применение дуговой печи постоянного тока является предпочтительным, и работа печи такого типа хорошо известна, можно также использовать печь с открытой дугой переменного тока, который стабилизирован с применением подходящих методик регулирования, с тем, чтобы заключить дугу в печи таким образом, чтобы она проходила вертикально от верхнего электрода и не отклонялась к боковым стенкам печи.
Пример 1. Фиг. 6
Этот пример относится к случаям, когда сплав содержит МИГ и ценные металлы основы. На первой стадии растворяют железо и основные металлы, при этом остаток содержит концентрат МПГ, который идет на стадию извлечения МИГ. Обычно используют окислительное выщелачивание, однако возможно также и неокислительное выщелачивание (при этом подачу воздуха/кислорода к щелоку следует исключить). Можно использовать повышенные температуры и давление, как таковые или в сочетании с выщелачиванием при атмосферном давлении. В некоторых случаях повышенное давление может быть необходимо. Полученный раствор можно подавать непосредственно на стадию извлечения меди растворителем с последующим электровыделением для извлечения меди, или на стадию осаждения железа и затем на экстракцию меди растворителем и электровыделение. Очищенный материал с экстракции меди растворителем может быть нейтрализован и оставшееся железо может быть осаждено с получением раствора, содержащего в основном никель и/или кобальт, из которого эти металлы можно затем извлечь.
Пример 2. Фиг. 7
Этот пример относится к случаям, когда сплав не содержит МПГ, например, когда сплав получен при восстановлении конвертерного шлака, для извлечения основных металлов. Час то при этом извлечение кобальта представляет основной интерес. В этом случае на стадии окислительного выщелачивания проводят солюбилизацию меди, никеля и кобальта, оставляя в остатке все или большую часть железа в виде гематита или гетита. После экстракции меди растворителем и электровыделения раствор кобальта/никеля подвергают традиционной обработке для извлечения никеля и/или кобальта.
Пример 3. Фиг. 8
В этом примере распыленный сплав из плавильной установки подают на выщелачивание при атмосферном давлении, где основное количество железа и никеля выщелачивают в присутствии кислорода и серной кислоты при температуре от 30 до 95°С. Медь из отработанного рецикла со стадии электровыделения выделяется в атмосферном щелоке и способствует выщелачиванию железа и никеля. Условия проведения выщелачивания при атмосферном давлении были оптимизированы на опытной лабораторной установке. Был проведен периодический процесс выщелачивания в пилотном масштабе (100 л), с использованием оптимизированных условий, на 5,5 кг распыленного сплава. Результаты, полученные на пилотной установке выщелачивания, представлены ниже.
| Элемент | Шихта, г/л | Фильтрат, г/л | Сплав,% | Остаток, % | % вы- щелач. |
| Ге | 5,65 | 49,60 | 58,5 | 4,12 | 98,9 |
| N1 | 105,2 | 148,4 | 28,2 | 4,53 | 97,6 |
| Со | 0,224 | 0,692 | 0,58 | 0,07 | 98,2 |
| Си | 2,200 | 3,660 | 12,9 | 71,6 | 16,4 |
| Н28О4 | 87,2 | 1,2 | - | - | - |
Время выщелачивания устанавливают в зависимости от того, какой материал используют для ограничения выщелачивания меди при обеспечении высоких степеней извлечения железа и никеля. Требуется время выдержки щелока от 5 до 10 ч. Оптимальное время выдержки щелока было превышено в данном опыте, так что наблюдалось некоторое выщелачивание меди.
Остаток от атмосферного выщелачивания затем подвергали двухстадийному выщелачиванию под давлением для удаления всей меди и остаточного железа и никеля в присутствии серной кислоты. Выщелачивание под давлением испытывали в автоклаве периодического действия в лабораторном масштабе. Выщелачивание под давлением проводили при температурах от 110 до 170°С в отсутствие кислорода на первой стадии и при давлении кислорода от 0,1 до 6 бар на второй стадии. Время выдержки от 60 до 180 мин требовалось на первой стадии и от 5 до 60 мин на второй стадии. Остаток от выщелачивания под давлением содержал большое количество МПГ и был пригоден для дальнейшей обработки. Потери МПГ в рассоле щелока можно минимизировать до менее 5% при получении концентрата МПГ с содержанием ценных металлов выше 60%. Состав концентрата МИГ (в мас.%), полученного при выщелачивании под давлением из остатка выщелачивания при атмосферном давлении показан ниже.
| МПГ+ Аи | Р1 | Р4 | кь | Ки | 1г | Аи |
| 61.4 | 34.6 | 12.7 | 4.3 | 7.7 | 1.67 | 0.61 |
| Ре | N1 | Си | 81 | Сг | 8е | Те | 8 | С | Л8 |
| 3.6 | 0.27 | 3.3 | 1.27 | 2.5 | 0.016 | 0.007 | 2.0 | 0.92 | 0.49 |
Содержание элементов в рассоле щелока при выщелачивании под давлением показано ниже.
| Р1 Ррт | ра РРт | кь Ррт | Ки РРт | 1г РРт | Аи РРт | Ре г/л | N1 г/л | Си г/л |
| <1 | 16.5 | 8.3 | 7 | 2.1 | <0.5 | 2 | 1.8 | 40 |
Раствор, полученный при выщелачивании при атмосферном и повышенном давлении, обрабатывали в камерах давления для окисления железа и осаждения в форме гематита. При осаждении гематита выделялась кислота, и основную часть раствора после осаждения гематита из рассола выщелачивания при атмосферном давлении возвращали обратно на стадию выщелачивания. Испытания с осаждением гематита в ходе периодического процесса проводили в лабораторном масштабе для определения полноты удаления железа из рассола щелока атмосферного процесса. Окисление под давлением проводили при температурах от 140 до 200°С при избыточном давлении кислорода от 1 до 10 бар. Параметры периодического процесса окисления под давлением, проводимого в лабораторном масштабе, приведены ниже.
| Состав шихты, г/л | Количество извлеченного Ре (тв.остаток), % | Потери N1 (тв.остаток), % | Ре в фильтрате, г/л | Н28О4 в фильтрате, г/л | |
| Ре2+ | N1 | ||||
| 24 | 100 | 88.9 | 0.38 | 2.6 | 35.9 |
| 35 | 95 | 80.5 | 0.41 | 6.67 | 47.4 |
Из раствора после осаждения гематита отбирают пар. Пар нейтрализуют известняком и все оставшееся железо осаждается в виде гетита. Нейтральный раствор затем подвергают кристаллизации с образованием сульфата никеля. Остаток гипс/гетит отбрасывают.
Раствор сульфата меди также обрабатывают в камерах давления для удаления железа в виде гематита. Селен удаляют на дополнительной стадии с образованием очищенного раствора, из которого получают медь электровыделением. Отработанный медный электролит возвращают на стадии выщелачивания при атмосферном и повышенном давлении для использования кислоты, образующейся при электровыделении. Медь в растворе выделяется в виде металлической меди и способствует выщелачиванию железа и никеля.
Пример 4. Фиг. 9
В этом варианте первую стадию выщелачивания (при атмосферном и/или повышенном давлении) проводят таким образом, чтобы растворить только никель и кобальт. Железо и медь растворяют и затем снова выводят в осадок в виде гетита и антлерита, соответственно. Это требует использования сплава, который имеет достаточно высокую реакционную способность для того, чтобы произошло повышение рН выщелачивающего раствора, достаточное для гидролиза меди и осаждения ее в виде антлерита. Раствор поступает далее на извлечение никеля/кобальта. Гетит/антлерит повторно выщелачивают для селективного растворения антлерита в отсутствии совместного растворения гетита в сколько-нибудь существенном количестве. Богатый медью раствор подают на стадию электровыделения меди и отработанный электролит возвращают с тем, чтобы растворить в нем следующее количество антлерита. Оставшийся гетит повторно растворяют в более жестких условиях, оставляя МПГ в виде концентрата, который подают на очистку МПГ. Раствор, поступающий со стадии растворения гетита, подают в высокотемпературный автоклав для осаждения железа в виде гематита и регенерации кислоты для возврата на стадию растворения гетита.
Пример 5. Фиг.10
Пример аналогичен примеру 4, однако в данном примере отсутствуют МПГ, поэтому стадию растворения гетита можно опустить ввиду отсутствия необходимости.
Результаты испытаний
Никель
В дуговой печи постоянного тока с внутренним диаметром 1,0 м, соединенной с источником энергии мощностью 5,6 МВА, обработали примерно 26 т кальцинированного материала (полностью обожженный концентрат) в течение 9 суток, на протяжении которых было проведено 83 плавки. Металлургические данные, представленные ниже, представляют собой средневзвешенные результаты работы во время 22 плавок, проведенных в предпочтительных условиях для достижения хороших металлургических показателей, т. е. на протяжении всего лишь одной четверти процесса. Эти плавки проведены в широком интервале рабочих условий, а среднее значение по всему интервалу считается представляющим работу печи в устойчивом режиме.
Добавка антрацита составляла примерно 12% от массы кальцинированного исходного материала (фактические значения добавок составляли 12,7, 11,6 и 12,0% для трех периодов, рассмотренных здесь). Металл получали при производительности 250 кг на тонну кальцинированного материала.
Типичные рабочие условия включали расход шихты: примерно 220 кг/ч кальцинированного материала, потребляемую энергию: около 300 КВт (включая потери примерно 150 КВт), напряжение: примерно от 175 до 250 В, и общее энерговыделение: примерно от 400 до 500 КВ/м2. Энергопотребление процесса составило 760 КВ. ч/т кальцинированного материала, за исключением потерь в печи.
Состав шлака во время плавок в хороших металлургических условиях (мас.%)
| Плавки | Темп., °С | ΑΙ2Ο3 | СаО | Со | СГ2О3 | Си | РеО | МдО | N1 | 81О2 | Ре/ 81О2 |
| 40-46 | 1481 | 6.50 | 2.85 | 0.11 | 1.23 | 0.46 | 47.33 | 8.52 | 0.26 | 32.78 | 1.12 |
| 49-56 | 1483 | 9.18 | 2.58 | 0.13 | 1.23 | 0.51 | 48.29 | 6.22 | 0.33 | 31.57 | 1.19 |
| 63-69 | 1505 | 7.79 | 2.42 | 0.13 | 1.51 | 0.48 | 47.14 | 5.98 | 0.29 | 33.31 | 1.10 |
| Средн. | 1489 | 7.84 | 2.62 | 0.12 | 1.31 | 0.49 | 47.61 | 6.94 | 0.29 | 32.51 | 1.14 |
Состав металла во время плавок в хороших металлургических условиях (мас.%)
| Плавки | Темп.,°С | Со | Сг | Си | Ре | N1 | 8 | 81 |
| 40-46 | 1470 | 1.37 | 0.05 | 19 | 33 | 42 | 1.3 | 0.05 |
| 49-56 | 1450 | 1.47 | 0.05 | 19 | 32 | 44 | 1.3 | 0.06 |
| 63-69 | 1450 | 1.60 | 0.05 | 19 | 33 | 42 | 1.4 | 0.06 |
Примерный состав кальцинированного материала, шлака и металла (мас.%)
| Кальцинированный материал | Шлак | Металл | |
| ΑΙ2Ο3 | 3.07 | 7.84 | - |
| СаО | 1.43 | 2.62 | - |
| Со | (0.46) | (0.12) | 1.5 |
| СоО | 0.59 | 0.16 | - |
| Сг | - | - | 0.05 |
| СГ2О3 | 0.07 | 1.31 | - |
| Си | (5.21) | (0.49) | 19 |
| Си2О | 5.87 | - | - |
| СиО | (6.52) | 0.61 | - |
| Ре | (32.36) | (37.01) | 33 |
| Ре2О3 | 46.27 | - | - |
| РеО | (41.63) | 47.61 | - |
| МдО | 1.78 | 6.94 | - |
| N1 | (11.36) | (0.29) | 43 |
| МО | 14.45 | 0.37 | - |
| 8 | 0.78 | 1.4 | |
| 81 | - | - | 0.06 |
| 81О2 | 20.38 | 32.51 | - |
| То1а1 | 95.4 | 100.0 | 98.0 |
| Ре/81О2 | 1.59 | 1.14 | - |
Степень извлечения ценных элементов была рассчитана на основе следующего анализа. Состав остальных композиций и потоков был рассчитан на основе , этих данных.
| Обычный | Лучший | |
| % Со в шлаке | 0.12 | 0.09 |
| % Си в шлаке | 0.49 | 0.43 |
| % N1 в шлаке | 0.29 | 0.20 |
| % Ре в металле | 33 | 33 |
Фактические степени извлечения, полученные в данном процессе, были рассчитаны с использованием как типичных, так и лучших результатов.
| Типичный ре- зультат | Лучший результат | |
| Степень извлечения Со, % | 83 | 87 |
| Степень извлечения Си, % | 94 | 95 |
| Степень извлечения Ре, % | 25 | 25 |
| Степень извлечения N1, % | 98,3 | 98,9 |
РСМ СоиКоаа! (МИГ)
В реакторе с псевдоожиженным слоем обработали примерно 30 т концентрата сульфидной руды, содержащего МИГ, а затем подвергли плавке в дуговой печи постоянного тока пилотного масштаба. Полученный сплав очистили с использованием операции поддува, затем подвергли гидрометаллургической обработке с по лучением высококачественного концентрата МПГ.
Печь с псевдоожиженным слоем работала примерно при 1000°С, а расход концентрата составлял около 140 кг/ч. Скорость газа была примерно 0,4 м/с. Время нахождения в реакторе было относительно небольшим и составляло около 20 с за цикл. Большая часть материала проходила через реактор два раза, а небольшое количество материала - три раза. Содержание серы уменьшалось с 4,55 до 0,5% после первого прохода (96% удаления серы), до 0,24% после второго прохода (96% удаления серы), и до 0,13% после третьего прохода. При обжиге количество примесей уменьшалось следующим образом:
с 4,55 до 0,24% (0,13%)
Αδ с 40 до 21 ррт 8е с 60 до 8.8 ррт Те с 10 до 7.8 ррт Οδ с 5.5 до 3.8 ррт.
Плавку проводили в дуговой печи постоянного тока пилотного масштаба. 24 т (большей частью двойного прохода) полностью обожженного концентрата (включая 1 т материала тройного прохода) подвергали обработке в течение недели. Печь работала при мощности от 300 до 500 КВт, что соответствует потоку энергии от 290 до 480 Квт/м2. Средняя рабочая температура составила около 1650°С. Расход кальцинированного материала составил от 200 до 300 кг/ч, при добавлении примерно 5% кокса. Дополнительных флюсов не добавляли. Энергопотребление процесса составило 650 КВт.ч/т кальцинированного материала (без учета потерь в печи). Очевидно, что при полномасштабном производстве при горячей подаче кальцинированного материала в печь эти цифры были бы ниже. Процесс проводили непрерывно при содержании менее 1 г МПГ/ т в шлаке, и наблюдали даже менее 0,3 г/т в шлаке. Среднее значение потерь МПГ в шлаке на протяжении всего процесса составило 2,9 г/т.
Результаты анализа исходного концентрата, обожженного концентрата и шлака показаны ниже (мас.%)
| А12О3 | С | СаО | Со | СГ2О3 | Си | |
| Исходный концентрат | 4.2 | - | 4.4 | 0.06 | 2.6 | 1.04 |
| Обожженный концентрат | 5.4 | 0.09 | 4.3 | 0.06 | 2.7 | 1.01 |
| Шлак | 7.1 | 0.03 | 5.2 | 0.07 | 2.8 | 0.13 |
| РеО | МдО | М | 8 | 81О2 | МПГ, г/т | |
| Исходный кон- центрат | 16.4 | 20.4 | 1.91 | 4.55 | 42.6 | 308 |
| Обожженный концентрат | 16.3 | 19.9 | 1.84 | 0.25 | 43.3 | 296 |
| Шлак | 7.2 | 24.7 | 0.10 | 0.07 | 51.0 | 2.9 |
Общее количество удаленных примесей (включая обжиг и плавку) показано ниже в процентах от исходного содержания в необожженном концентрате.
Удаление примесей при обжиге и плавке, % от содержания элементов в сырье
| Л8 | Βί | Мп | РЬ | 8е | Те | V |
| 70 | 87 | 95 | 100 | 95 | 84 | 77 |
В печи было получено примерно 109 кг сплава на тонну обожженного концентрата. За весь процесс получено около 2,6 т сплава. Большая часть сплава была отлита в двух больших порциях (первая порция сплава была несколько разбавлена исходной придонной порцией металла в печи). Ниже показан состав сплава, а также состав сплава, полученного в предварительном испытании в лабораторном масштабе (все в мас.%). Показан также состав очищенного сплава, полученного путем продувки расплавленного сплава воздухом, как описано ниже.
| С | Со | Сг | Си | Ре | N1 | 8 | 81 | МИГ | |
| Испытание в малом масштабе | 0.05 | 0.56 | 0.27 | 9.81 | 70.6 | 17.1 | 2.00 | <0.05 | 0.2804 |
| 836 кг спла- ва | 1.06 | 0.33 | 3.35 | 7.56 | 67.7 | 16.6 | 0.48 | 1.34 | 0.1700 |
| 1612 кг сплава | 0.97 | 0.50 | 2.35 | 7.43 | 71.1 | 15.3 | 0.97 | 1.05 | 0.2646 |
| Очищенный сплав | 0.04 | 0.6 | 0.03 | 13 | 60 | 24 | 0.4 | <0.05 | 0.2609 |
Сплавы, полученные в печи, имели следующий состав:
С: 0.6-1.1%
Сг: 1.6-3.35% 8ΐ: 0.76-1.34%
Сплав самого худшего состава (т.е. из порции 836 кг) был выбран с тем, чтобы показать технологию производства в самом консервативном ее варианте. Для снижения содержания углерода и кремния (и хрома) перед выщелачиванием было необходимо продувать расплавленный сплав воздухом (с использованием вращающегося конвертера, для интенсификации работы ковшевой печи, используемой для проведения данной операции). Состав полученного очищенного сплава показан в таблице ниже. Этот сплав распыляли с водой с получением размера частиц менее 100 мкм. Распыленный сплав использовали в опытах на выщелачивание.
После гидрометаллургической обработки, был получен конечный концентрат МИГ, имеющий следующий состав:
| МИГ + Аи | Р1 | Р4 | кь | Ки | 1г | Аи |
| 61.4 | 34.6 | 12.7 | 4.3 | 7.7 | 1.67 | 0.61 |
| Ре | N1 | Си | 81 | Сг | 8е | Те | 8 | С | Л8 |
| 3.6 | 0.27 | 3.3 | 1.75 | 2.5 | 0.016 | 0.007 | 2.0 | 0.92 | 0.49 |
Процесс Ма11етКоа81
Были проведены лабораторные испытания в малом масштабе с использованием печного штейна, содержащего МИГ. Штейн либо размалывали в твердом виде, или распыляли с водой из жидкого состояния, затем полностью обжигали либо в псевдоожиженном слое, или во вращающейся печи для обжига (не было обнаружено различий в параметрах обжига размолотого и распыленного штейна). Было показано, что штейн можно обжигать до чрезвычайно низкого содержания серы. Полностью обожженный штейн затем плавили в двуххстадийном процессе. На первой стадии процесса было получено небольшое количество медноникелевого сплава, почти не содержащего железа и серы. По существу все МПГ перешли в в медно-никелевый сплав. Сплав, полученный на первой стадии, имел содержание МПГ около 2%. Этот показатель можно улучшить путем выщелачивания Си и N1 с получением концентрата МПГ. Шлак из первой стадии затем плавили с применением углесодержащего восстановителя с получением второго сплава, содержащего большую часть оставшихся основных металлов, а также остаточные ценные металлы.
Испытания в малом масштабе в печи обжига с псевдоожиженным слоем проводили на образцах массой 20 г в кварцевой трубке диаметром 25 мм в псевдоожиженном слое. Успешный обжиг был получен при размере частиц 250-300 мкм и температуре 800-850°С. Содержание серы в штейне понизилось с 28,7 до 0,03% за 3 ч. Хорошие результаты также были получены через 1,5 ч при 950°С. Для полного обессеривания можно рекомендовать температуры выше 900°С. Для получения больших образцов для опытов с плавкой, дальнейший обжиг проводили во вращающейся печи лабораторного масштаба. Образец печного штейна раздробили до размера частиц 100-600 мкм. Обжиг проводили в течение 4 суток, в 9 проходов по 12 ч каждый, со ступенчатым повышением температуры от 675 до 1000°С за это время. Содержание серы в материала понизилось с 26,7 до 0,04 мас.%. Массовый баланс показал, что из 1 кг полностью обожженного штейна получается от 1,05 кг печного штейна в том виде, как он получен. При обжиге содержание примесей понизилось следующим образом: 8: с 26.7 до 0.04 мас.%; 8е с 244 ррт до 14 ррт; Те с 96 ррт до 32 ррт; Άδ с 54 ррт до 46 ррт. Существенной потери МПГ не наблюдали, за исключением небольшого количества О§.
Испытания в тигле в печи лабораторного масштаба проводили при подаче 1050 г полностью обожженного штейна (полученного из 1098 г необожженного печного штейна), 450 г кремнезема и 31.5 г углерода. При этом было получено 1517 г шлака и 38 г медно-никелевого сплава, содержащего большое количество ценных металлов. Полученный слиток металла был эквивалентен 12% по массе от содержания СиΝί в исходном печном штейне. Это количество сплава сравнимо с количеством сплава, содержащего МИГ, полученного традиционным способом с медленным охлаждением. Степень извлечения ценных металлов составило 99.0%, выраженное в виде (МИГ+ Аи в сплаве)/ (МИГ+ Аи в сплаве и шлаке).
Содержание (в мас.%) различных металлов показано в таблице ниже.
| Си | N1 | Со | 8 | Ре | РеО | 81О2 | МИГ, г/т | |
| Иечной штейн | 10.2 | 17.6 | 0.66 | 27.4 | 39.8 | 762 | ||
| Обожженный штейн | 10.7 | 18.1 | 0.68 | 0.035 | 41.9 | 801 | ||
| Сплав первой стадии | 65.3 | 31.1 | 0.048 | 0.37 | <0.2 | 19815 | ||
| Сплав второй стадии | 5.55 | 11.7 | 0.42 | 0.006 | 37.3 | 29.2 | 5.2 |
Очевидно, что возможно также обрабатывать шлак с первой стадии плавки по стандартной технологии очистки шлака в дуговой печи постоянного тока. Высокие степени извлечения основных металлов и остаточных ценных металлов можно ожидать на второй стадии обогащения.
Цинк
В дуговую печь постоянного тока пилотного масштаба подавали цинковый концентрат совместно с коксом в качестве восстановителя, и возгоняли пары цинка. В другой работе было показано получение цинка марки Рпшс Асз1сгп Сгабе путем дальнейшей обработки паров цинка в конденсаторе с охлаждением распыленным свинцом. Можно также использовать дистилляцию для дальнейшей очистки этого цинка.
Общее количество 56 т обожженного материала было обработано в течение недели испытаний, с добавками кокса и известняка в количестве примерно 13 и 3%, соответственно. Примерно 16 т шлака на выброс и 38 т цинка богатого кислородом (возгонка) в виде пыли, из мешочного фильтра при работе дуговой печи постоянного тока при энергопотреблении от 500 до 700 КВт. В этой серии испытаний пары цинка, выходящие из печи, сжигали с воздухом и собирали в мешочном фильтре. Шихта содержала неаггломерированный обожженный материал, гранулы, высушенные до 150°С, гранулы, высушенные до 350°С, и гранулы, отвержденные при 1300°С. Содержание серы в исходном материале варьировало от 1 до 2,4%.
Добавка от 12 до 13% кокса приводила к общей степени извлечения цинка 95,4%. Расход пара составлял от 170 кг Ζη /ч на м2 В случае подачи неаггломерированного обожженного материала степень извлечения цинка составляла 98,7%, а расход пара составлял от 164 кг Ζη /ч на м2
Энергопотребление процесса составило примерно 1.17 МВт.ч/т кальцинированного материала при усредненной температуре 1490°С.
Ироизводительность по железу составляла от 2 до 21 кг на тонну кальцинированного материала.
Иары, полученные при испытательной работе, были еще более хорошего качества, чем в предыдущем опыте, в котором к печи был успешно присоединен конденсатор. Соотношение СаО, МдО, 81О2, и РеО к ΖηΟ составило примерно 0,04 в этом испытании, в сравнении с величиной 0,14 для предыдущего процесса. Это позволяет ожидать хороших параметров процесса конденсации.
Claims (18)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ обработки концентратов сульфидов металлов, содержащих по меньшей мере один метал, выбранный из группы, включающей металлы платиновой группы, никель, кобальт и цинк, включающий стадии обжига и плавки концентрата в восстановительных условиях в дуговой печи с открытой дугой, отличающийся тем, что используют полностью обожженный концентрат, причем концентрат подвергают плавке в восстановительных условиях, в электрически стабилизированной дуговой печи с открытой дугой, которая может представлять собой либо дуговую печь постоянного тока, либо электрически стабилизированную дуговую печь с открытой дугой и одиночным электродом, в отсутствии штейна, так что при этом метал или металлы собираются в сплаве или паре.
- 2. Способ по п.1, в котором обжиг проводят таким образом, что при этом образуется постоянный поток 8О2- содержащего газа.
- 3. Способ по п.2, включающий стадию использования указанного газа, содержащего 8О2, в качестве исходного сырья для производства кислоты.
- 4. Способ по п.3, в котором 8О2содержащий газ, образующийся на стадии обжига, подвергают скруббированию и нейтрализации.
- 5. Способ по любому из пп.2, 3 или 4, в котором обжиг проводят в закрытой камере с тем, чтобы создать высокую концентрацию 8О2 в газе.
- 6. Способ по п.5, в котором указанная камера является реактором с псевдоожиженным слоем.
- 7. Способ по любому из пп.1-6, в котором восстановительные условия создают путем использования кокса.
- 8. Способ по любому из пп.1-7, в котором цинк, полученный при обжиге, плавят в восстановительных условиях до парообразного металла и возгоняют в потоке газа для извлечения путем конденсации.
- 9. Способ по любому из пп.1-8, который используют для обработки сульфида цинка, причем концентрат после обжига агломерируют перед подачей в дуговую печь.
- 10. Способ по любому из пи. 1-9, в котором концентрат сульфида металла является концентратом металла платиновой группы в форме сырого печного штейна.
- 11. Способ по любому из пп.1-10, включающий стадию удаления из сплава сульфида железа в виде оксида.
- 12. Способ по любому из пп.1-10, включающий стадию удаления из сплава углерода, кремния или хрома.
- 13. Способ по и.12, в котором стадию удаления проводят с использованием конвертера, при этом способ включает стадию распыления сплава из конвертера, с тем, чтобы сплав был в форме, подходящей для последующего гидрометаллургического извлечения содержащихся металлов.
- 14. Способ по и. 13, включающий стадию распыления сплава, с тем, чтобы сплав был в форме, подходящей для последующего гидрометаллургического извлечения содержащихся металлов.
- 15. Способ по любому из пи. 1-14, в котором стадия плавки является двухстадийным процессом восстановительной плавки.
- 16. Способ по и. 15, в котором на первой стадии используют печь, работающую в слабых восстановительных условиях, а на второй стадии используют электрически стабилизированную печь с открытой дугой, работающую в сильных восстановительных условиях.
- 17. Способ по и. 16, в котором на второй стадии получают сплав на основе железа, при этом способ включает стадию распыления сплава с последующей гидрометаллургической обработкой распыленного сплава.
- 18. Способ по и. 16 или 17, в котором на первой стадии получают медно-никелевый сплав, который распыляют с водой, гранулируют, или дробят и размалывают, и затем подвергают гидрометаллургической обработке.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| ZA991285 | 1999-02-26 | ||
| PCT/ZA2000/000032 WO2000050652A1 (en) | 1999-02-26 | 2000-02-25 | Treatment of metal sulphide concentrates by roasting and arc furnace smelt reduction |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200100920A1 EA200100920A1 (ru) | 2002-08-29 |
| EA004622B1 true EA004622B1 (ru) | 2004-06-24 |
Family
ID=25587573
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200100920A EA004622B1 (ru) | 1999-02-26 | 2000-02-25 | Обогащение концентратов сульфидов металлов |
Country Status (10)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US6699302B1 (ru) |
| EP (1) | EP1157139B1 (ru) |
| AP (1) | AP1284A (ru) |
| AT (1) | ATE225863T1 (ru) |
| AU (1) | AU759420B2 (ru) |
| CA (1) | CA2362294C (ru) |
| DE (1) | DE60000574D1 (ru) |
| EA (1) | EA004622B1 (ru) |
| ES (1) | ES2185575T3 (ru) |
| WO (1) | WO2000050652A1 (ru) |
Families Citing this family (23)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP3734779B2 (ja) | 2002-08-05 | 2006-01-11 | 同和鉱業株式会社 | 白金族元素の乾式回収法 |
| ATE527907T1 (de) * | 2004-04-23 | 2011-10-15 | Panasonic Elec Works Co Ltd | Gebläseheizung mit elektrostatischem zerstäuber |
| KR20080027766A (ko) * | 2005-05-06 | 2008-03-28 | 더 큐레이터스 오브 더 유니버시티 오브 미주리 | 연속식 강철 생산 및 장치 |
| DE102006022779A1 (de) * | 2005-06-08 | 2006-12-21 | Sms Demag Ag | Verfahren und Vorrichtung zur Gewinnung eines Metalls aus einer das Metall enthaltenden Schlacke |
| BRPI0706852A2 (pt) * | 2006-01-10 | 2011-04-12 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | método hidrometalúrgico para a precipitação de ferro na forma de hematita a partir de soluções de lixìvia contendo nìquel, colbato e ferro |
| CN100395354C (zh) * | 2006-11-27 | 2008-06-18 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种多金属硫化矿的综合回收方法 |
| AU2008200206B2 (en) * | 2007-01-19 | 2012-09-06 | Ausenco Services Pty Ltd | Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical processing of base-metal sulphides |
| AU2008295563B2 (en) * | 2007-09-04 | 2010-10-28 | Cardero Resource Corporation | Direct smelting of zinc bearing compounds to produce metallic zinc |
| RU2010114611A (ru) * | 2007-09-14 | 2011-10-20 | Баррик Гольд Корпорейшн (CA) | Способ восстановления металлов платиновой группы с использованием восстановителей |
| DE102008033558A1 (de) * | 2008-07-11 | 2010-01-14 | Outotec Oyj | Verfahren und Anlage zur Herstellung von Calcine-Produkten |
| GB2465603B (en) * | 2008-11-24 | 2010-10-13 | Tetronics Ltd | Method for recovery of metals |
| EP2670871A1 (en) * | 2011-02-03 | 2013-12-11 | Western Platinum Ltd | Refining of platinum group metals concentrates |
| WO2013192386A1 (en) * | 2012-06-21 | 2013-12-27 | Orchard Material Technology Llc | Production of copper via looping oxidation process |
| FI125099B (fi) * | 2013-03-25 | 2015-05-29 | Outotec Oyj | Menetelmä ja laitteisto platinaryhmän metallien ja ferrokromin talteen ottamiseksi kromiittimalmista, jossa on platinaryhmän metalleja |
| AP2016009226A0 (en) * | 2013-11-27 | 2016-05-31 | Outotec Finland Oy | Roasting of sulfur-poor metal oxide concentrates |
| CN105154687B (zh) * | 2015-10-23 | 2017-11-14 | 攀枝花学院 | 一种从硫钴精矿中综合回收其中钴镍铜铁资源的方法 |
| CN107805721A (zh) * | 2017-09-06 | 2018-03-16 | 昆明理工大学 | 一种难处理铜锌硫化矿的选冶联合方法 |
| CN110097989B (zh) * | 2018-01-31 | 2022-11-18 | 中国辐射防护研究院 | 一种用于球床高温气冷堆的去石墨粉尘污染方法 |
| JP7293634B2 (ja) * | 2018-12-18 | 2023-06-20 | 住友金属鉱山株式会社 | 酸化鉱石の製錬方法 |
| CN111440957A (zh) * | 2020-04-15 | 2020-07-24 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理锌精矿和锌渣的系统及方法 |
| MX2023002015A (es) | 2020-08-18 | 2023-04-11 | Enviro Metals Llc | Refinamiento metálico. |
| CN112307629A (zh) * | 2020-11-02 | 2021-02-02 | 山东大学 | 基于Thermolib软件包的综合能源多能流统一实时仿真系统及方法 |
| CN113652551A (zh) * | 2021-07-31 | 2021-11-16 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含锌固废处理方法及系统 |
Family Cites Families (16)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE171880C (ru) * | ||||
| US2261946A (en) * | 1939-03-10 | 1941-11-11 | Little Inc A | Process for smelting ores |
| US2641461A (en) * | 1951-05-17 | 1953-06-09 | Crucible Steel Corp | Bessemer converter |
| DE1143931B (de) * | 1959-10-13 | 1963-02-21 | Tesla Np | Vorratskathode fuer Entladungslampen mit poroesem Kathodenkoerper |
| DE1144931B (de) * | 1961-03-29 | 1963-03-07 | Metallgesellschaft Ag | Elektrometallurgisches Verfahren zum reduzierenden Schmelzen von oxydischen Schwermetallverbindungen, insbesondere zur Herstellung von Kupfer aus oxydischen Kupferverbindungen |
| CA888637A (en) * | 1969-11-20 | 1971-12-21 | Mehl Ernest | Treatment of iron-nickel-chromium alloy scrap to facilitate recovery of metal values by leaching |
| US3857701A (en) * | 1973-09-26 | 1974-12-31 | Us Interior | Smelting of copper oxides to produce blister copper |
| DE2605943A1 (de) * | 1976-02-14 | 1977-08-25 | Metallo Chimique N V | Verfahren zur erzeugung von schwarzkupfer |
| SE403277B (sv) * | 1976-04-09 | 1978-08-07 | Boliden Ab | Forfarande vid vatrening av gaser innehallande svaveldioxid, halogener och minst ett forflyktigat emne ur gruppen omfattande arsenik och arsenikforeningar |
| CA1151430A (en) * | 1980-02-28 | 1983-08-09 | Charles E. O'neill | Reduction smelting process |
| SE500352C2 (sv) * | 1982-04-07 | 1994-06-06 | Nordic Distributor Supply Ab | Sätt att utvinna metaller ur flytande slagg |
| NO170032C (no) * | 1989-12-22 | 1992-09-02 | Elkem Technology | Fremgangsmaate ved gjenvinning av sink fra sink-holdige avfallsstoffer. |
| US5174810A (en) * | 1992-02-19 | 1992-12-29 | Dow Corning Corporation | Ferrosilicon smelting in a direct current furnace |
| SE9400533L (sv) * | 1994-02-15 | 1995-08-16 | Odda Recycling As | Sätt att avlägsna halogener ur ett material |
| AU6131196A (en) * | 1995-06-15 | 1997-01-15 | Mintek | The processing of zinc bearing materials in a dc arc furnace |
| RU2121518C1 (ru) * | 1997-05-21 | 1998-11-10 | Открытое акционерное общество "Институт Гинцветмет" | Способ переработки оксидного сырья, содержащего цветные металлы |
-
2000
- 2000-02-25 AU AU33995/00A patent/AU759420B2/en not_active Expired
- 2000-02-25 AP APAP/P/2000/001755A patent/AP1284A/en active
- 2000-02-25 CA CA002362294A patent/CA2362294C/en not_active Expired - Lifetime
- 2000-02-25 ES ES00912235T patent/ES2185575T3/es not_active Expired - Lifetime
- 2000-02-25 DE DE60000574T patent/DE60000574D1/de not_active Expired - Lifetime
- 2000-02-25 US US09/914,313 patent/US6699302B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2000-02-25 EA EA200100920A patent/EA004622B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2000-02-25 EP EP00912235A patent/EP1157139B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2000-02-25 AT AT00912235T patent/ATE225863T1/de not_active IP Right Cessation
- 2000-02-25 WO PCT/ZA2000/000032 patent/WO2000050652A1/en active IP Right Grant
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ES2185575T3 (es) | 2003-05-01 |
| WO2000050652A1 (en) | 2000-08-31 |
| DE60000574D1 (de) | 2002-11-14 |
| AU3399500A (en) | 2000-09-14 |
| AP1284A (en) | 2004-06-19 |
| AP2000001755A0 (en) | 2000-03-31 |
| EP1157139B1 (en) | 2002-10-09 |
| AU759420B2 (en) | 2003-04-17 |
| CA2362294A1 (en) | 2000-08-31 |
| EA200100920A1 (ru) | 2002-08-29 |
| CA2362294C (en) | 2009-12-29 |
| US6699302B1 (en) | 2004-03-02 |
| ATE225863T1 (de) | 2002-10-15 |
| EP1157139A1 (en) | 2001-11-28 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA004622B1 (ru) | Обогащение концентратов сульфидов металлов | |
| CN100475987C (zh) | 从含锌残渣中回收有色金属的方法和装置 | |
| CN110129583B (zh) | 火法炼锌系统 | |
| RU2692135C1 (ru) | Способ переработки золотосодержащего сурьмяного концентрата и линия для его осуществления | |
| US4006010A (en) | Production of blister copper directly from dead roasted-copper-iron concentrates using a shallow bed reactor | |
| PL213990B1 (pl) | Sposób rafinacji koncentratu miedzi | |
| WO2013156676A1 (en) | Method for processing slags of non-ferrous metallurgy | |
| CN111411234A (zh) | 射流熔炼电热还原炉和冶炼含锌物料的方法 | |
| WO1998036102A1 (en) | Refining zinc sulphide ores | |
| CN111440957A (zh) | 处理锌精矿和锌渣的系统及方法 | |
| AU710302B2 (en) | Method for recovering metal and chemical values | |
| CN111411230A (zh) | 悬浮熔炼电热还原炉和冶炼锌精矿的方法 | |
| EP0839919B1 (en) | Process for treating of flue dusts from electric steelworks | |
| US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| RU2109077C1 (ru) | Способ обработки сульфида цинка или других цинксодержащих материалов, способ частичного окисления материалов, содержащих оксид цинка, сульфид цинка и сульфид железа, способ обработки исходного материала, содержащего сульфид цинка и сульфид железа | |
| CA2199268C (en) | Method for recovering metal and chemical values | |
| US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
| AU592398B2 (en) | Oxidation-reduction smelting of zn ores | |
| Jones | ConRoast: DC arc smelting of deadroasted sulphide concentrates | |
| CN212247149U (zh) | 悬浮熔炼电热还原炉 | |
| WO1985001750A1 (en) | Smelting nickel ores or concentrates | |
| CA1212842A (en) | Method of processing lead sulphide or lead/zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| RU2100459C1 (ru) | Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы | |
| Cassady | State of the art: Historical perspective of smelting | |
| GB2036709A (en) | Tin recovery |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM |
|
| MK4A | Patent expired |
Designated state(s): KZ RU |