EA006620B1 - Способ рафинирования концентрата, содержащего благородные металлы - Google Patents
Способ рафинирования концентрата, содержащего благородные металлы Download PDFInfo
- Publication number
- EA006620B1 EA006620B1 EA200401237A EA200401237A EA006620B1 EA 006620 B1 EA006620 B1 EA 006620B1 EA 200401237 A EA200401237 A EA 200401237A EA 200401237 A EA200401237 A EA 200401237A EA 006620 B1 EA006620 B1 EA 006620B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- matte
- smelting furnace
- suspension smelting
- furnace
- slag
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 47
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 31
- 238000007670 refining Methods 0.000 title claims abstract description 11
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 title abstract description 6
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims abstract description 51
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims abstract description 39
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 26
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 10
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 10
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 5
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 5
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000012495 reaction gas Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000003500 flue dust Substances 0.000 claims abstract description 3
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims description 29
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 14
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims description 5
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 3
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000013049 sediment Substances 0.000 claims description 2
- 150000003568 thioethers Chemical group 0.000 claims description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 28
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 14
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 9
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 7
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 4
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 4
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 4
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 4
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 4
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 4
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 3
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 3
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 2
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 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
- 230000001627 detrimental effect Effects 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 2
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 2
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002912 waste gas Substances 0.000 description 2
- KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N Chlorine Chemical compound ClCl KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 1
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 1
- -1 if necessary Substances 0.000 description 1
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 1
- NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L iron dichloride Chemical class Cl[Fe]Cl NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 239000002918 waste heat Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- 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
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/02—Obtaining nickel or cobalt by dry processes
- C22B23/025—Obtaining nickel or cobalt by dry processes with formation of a matte or by matte refining or converting into nickel or cobalt, e.g. by the Oxford process
-
- 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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
-
- 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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
-
- 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
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
-
- 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
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение касается способа рафинирования концентрата благородных металлов, в соответствии с которым подлежащие обработке, по меньшей мере, концентрат (9) благородных металлов, реакционный газ (10), флюс (11) и колошниковую пыль (12) подают совместно в реакционную шахту (3) печи (1) взвешенной плавки; в этой печи взвешенной плавки создают две отдельные фазы - штейн (8) и шлак (7), при этом образованный в печи взвешенной плавки шлак направляют в электрическую печь (2) для получения в ней металлизированного штейна (14) и бросового шлака (13). Затем штейн (8) из печи взвешенной плавки направляют на гидрометаллургическую обработку (15), а шлак, направленный в электрическую печь, обрабатывают совместно с восстанавливающим агентом и, возможно, совместно с материалом, понижающим температуру плавления или повышающим текучесть; полученный при этом металлизированный штейн (14) направляют либо на гидрометаллургическую обработку (16), либо обратно в печь (1) взвешенной плавки.
Description
Изобретение касается способа рафинирования концентрата благородных металлов, определенного в ограничительной части п.1 формулы изобретения. В способе по изобретению применяют печь взвешенной плавки (кикрепкюп кшеШид Гигпасе); штейн, образованный в указанной печи взвешенной плавки, направляют на гидрометаллургическую обработку, а шлак восстанавливают в электрической печи. Металлизированный штейн, образованный в электрической печи, либо подают обратно в печь взвешенной плавки, или направляют на гидрометаллургическую обработку совместно со штейном из печи взвешенной плавки или отдельно от последнего.
Обычно благородные металлы - Аи, Ад, Р1, Рб, Р11 и 1г - получают разнообразными способами. Золото получают либо непосредственно, используя его отличительные свойства, или в качестве побочного продукта при традиционном получении меди. Большую часть получаемой в мире платины и значительную долю палладия получают с применением первичных электрических печей. Большую часть добываемого в мире палладия получают, главным образом, в виде побочного продукта, образующегося при получении никеля из руд, посредством технологии взвешенного состояния, при которой получаемым промежуточным продуктом является никелевый концентрат. Существенной операцией в обоих способах является использование конвертера. Однако применение конвертера в способе является вредным, поскольку возрастает количество выбросов диоксида серы и промежуточных продуктов, образуемых при транспортировке расплавов. Получаемые вышеуказанными способами штейны затем обрабатывают на гидрометаллургических установках. Существует несколько различных гидрометаллургических способов для дополнительного рафинирования штейна, полученного во время плавки, при этом благородные металлы требуется извлекать в качестве побочных продуктов.
В финской патентной заявке № 890395 описаны способ получения штейна с высоким содержанием никеля и установка для реализации данного способа. В соответствии с указанным способом штейн с высоким содержанием никеля получают непосредственно в печи взвешенной плавки. По меньшей мере, шлак из печи взвешенной плавки восстанавливают в электрической печи, при этом в электрической печи образуются шлак и металлизированный штейн, так что по меньшей мере часть металлизированного штейна возвращают обратно в качестве сырья в печь взвешенной плавки.
В финском патенте № 94538 описан способ получения штейна с высоким содержанием никеля и высокоокисленного шлака в печи для плавления во взвешенном состоянии (Дакй 5ше111пд Гигиасе), восстановления шлака из печи для плавления во взвешенном состоянии и сульфурирования полученного штейна в электрической печи. Штейн, полученный в печи для плавления во взвешенном состоянии, и штейн, полученный в электрической печи, направляют непосредственно на дополнительную гидрометаллургическую обработку. Конкретной целью указанного выше изобретения является упрощение процесса производства штейна с высоким содержанием никеля, а также целью изобретения является отказ от применения в способе конвертера.
Целью предлагаемого изобретения является предложение нового типа способа рафинирования концентрата благородных металлов, при котором благородные металлы извлекают, с успехом применяя способ взвешенной плавки. Другой целью изобретения является осуществление процесса рафинирования применительно к концентрату, ценность которого заключается в содержащихся в нем благородных металлах, причем никель и/или медь представляют собой лишь ценные побочные продукты.
Отличительные признаки изобретения сформулированы в отличительной части п.1 формулы изобретения. Прочие воплощения изобретения охарактеризованы в остальных пунктах формулы изобретения.
Предлагаемый в данном изобретении способ рафинирования концентрата благородных металлов имеет несколько преимуществ. Изобретение касается способа рафинирования концентрата благородных металлов, в соответствии с которым, по меньшей мере, обрабатываемый концентрат благородных металлов, реакционный газ, шлакообразующий агент, т. е. флюс, и колошниковую пыль подают совместно в реакционную шахту печи взвешенной плавки с тем, чтобы в этой печи взвешенной плавки создать две отдельные фазы - штейн и шлак. Образованный в печи взвешенной плавки шлак направляют в электрическую печь, где получают металлизированный штейн и бросовый шлак; затем штейн из печи взвешенной плавки направляют на гидрометаллургическую обработку, а шлак, направленный в электрическую печь, обрабатывают совместно с восстанавливающим агентом и, возможно, совместно с агентом, который понижает температуру плавления или повышает текучесть; при этом полученный металлизированный штейн направляют либо на гидрометаллургическую обработку, либо обратно в печь взвешенной плавки. Согласно данному изобретению при рафинировании концентрата благородных металлов, содержащего благородные металлы, в частности платину и палладий, с успехом применяют печь взвешенной плавки, такую как печь для плавления во взвешенном состоянии.
Предлагаемый в данном изобретении способ рафинирования концентрата благородных металлов можно также использовать таким образом, при котором часть подаваемого концентрата благородных металлов заменяют сульфидным концентратом. Однако способ по данному изобретению существенно отличается от способов, описанных в финских патентах 890395 и 94538, поскольку сырьем, используемым в предлагаемом способе, является не никелевый концентрат, а концентрат благородных металлов, в результате чего не образуется штейн с высоким содержанием никеля.
- 1 006620
В соответствии с предпочтительным воплощением изобретения штейн, получаемый из печи взвешенной плавки, и металлизированный штейн, полученный из электрической печи, гранулируют перед осуществлением гидрометаллургической обработки. В соответствии с разнообразными применениями изобретения штейн из печи взвешенной плавки и металлизированный штейн из электрической печи перерабатывают либо в одном гидрометаллургическом процессе, либо различными способами. В соответствии с предпочтительным воплощением изобретения при гидрометаллургической обработке штейн из печи взвешенной плавки также выщелачивают по меньшей мере в одну операцию. Таким образом извлекают требуемые компоненты концентрата. В соответствии с одним из воплощений изобретения металлизированный штейн из электрической печи при гидрометаллургическом процессе также выщелачивают по меньшей мере в одну операцию. В соответствии с предпочтительным воплощением изобретения выщелачивание штейна проводят в сульфатной среде. Согласно другому воплощению изобретения выщелачивание штейна проводят в хлоридной среде. В соответствии еще с одним из воплощений изобретения благородные металлы извлекают из остатка от выщелачивания. В соответствии с предпочтительным воплощением изобретения железистый осадок, образованный при гидрометаллургической обработке штейна и металлизированного штейна, направляют в печь взвешенной плавки.
В способе по изобретению энергия, заключенная в сырье, такая как тепловая энергия окисления, заключенная в железе и сере, утилизируется более эффективно, чем в том случае, когда концентрат обрабатывают в первичной электрической печи. Поскольку в предлагаемом способе фазу штейна отделяют от шлака в две операции - как в печи взвешенной плавки, так и в электрической печи, - извлечение благородных металлов значительно возрастает по сравнению с обработкой в первичной электрической печи. В способе по изобретению образуется значительно меньшее количество отработанных газов по сравнению с применением для обработки концентрата только первичной электрической печи. Унос пыли также понижен в способе по изобретению. Значительно меньшее количество газа способствует извлечению и переработке диоксида серы либо в чистый диоксид серы, либо в серную кислоту. Здесь необходимые для соответствия экологическим требованиям инвестиции, касающиеся газа и диоксида серы, меньше, чем в случае способа на основе соответствующей первичной электрической печи. Исключение использования конвертеров приводит к получению преимуществ, аналогичных описанным выше, поскольку первичные электрические печи больше не используют.
Далее изобретение описано более детально со ссылкой на прилагающийся чертеж.
На фигуре приведена схема способа по изобретению.
На фигуре показано применение в способе по изобретению печи 1 взвешенной плавки, такой как печь для плавления во взвешенном состоянии. В верхней части печи имеется реакционная шахта 3, куда подают концентрат 9 благородных металлов, окисляющий реакционный газ 10, шлакообразующий агент, т.е. флюс 11 и колошниковую пыль 11, получаемую при охлаждении отработанных газов в котлеутилизаторе 6 тепла отходящих газов. В печь 1 взвешенной плавки также можно подавать осадок железа, получаемый в гидрометаллургических агрегатах 15 и 16 при обработке штейна. Ингредиенты, подаваемые в реакционную шахту 3, реагируют друг с другом, и на дне отстойника 4 образуется слой 8 штейна, а сверху на нем слой 7 шлака. Газы, образуемые в печи взвешенной плавки, удаляют через вертикальную шахту 5 в котел-утилизатор 6 тепла отходящих газов, откуда образованную колошниковую пыль 12 подают рециклом обратно в печь взвешенной плавки, а отходящие газы 18 направляют на дополнительную переработку. Значительной долей концентрата 9 являются благородные металлы, которые аккумулируются в отстойнике, главным образом, в фазе 8 штейна. Штейн 8 подвергают гранулированию 17 и направляют его на дополнительную гидрометаллургическую переработку 15, где штейн выщелачивают, и в этом случае благородные металлы выщелачиваются последними.
Шлак 7, образованный в печи взвешенной плавки, направляют в электрическую печь 2, куда помимо окисленного шлака и восстанавливающего агента в случае необходимости также подают содержащий серу или иной материал для понижения температуры плавления или для улучшения текучести, чтобы откорректировать температуру плавления образуемого штейна. В электрической печи в результате процесса восстановления получают металлизированный штейн 14 и шлак 13. Если не добавлять серу, содержание серы в металлизированном штейне может оставаться очень низким и, соответственно, температура плавления и вязкость могут сохраняться высокими. В электрической печи благородные металлы, в основном, переходят в фазу 14 штейна, которую согласно изобретению затем направляют на гидрометаллургическую обработку 16 или совместно со штейном из печи взвешенной плавки, или отдельно от него. Другой альтернативой является подача рециклом металлизированного штейна 14, или части его, обратно в печь взвешенной плавки 1. Перед гидрометаллургической обработкой 16 металлизированного штейна 14 этот штейн подвергают гранулированию 19. Шлак 13, образованный в электрической печи 2, это бросовый шлак, т.е. этот шлак выбрасывают. Благородные металлы извлекают гидрометаллургическим способом.
Благородные металлы, как в печи взвешенной плавки, так и в электрической печи, переходят, в основном, в фазу штейна, откуда их извлекают гидрометаллургическим способом. Штейн 8 из печи взвешенной плавки и металлизированный штейн 14 из электрической печи выщелачивают или на одной линии выщелачивания, или по отдельности. Операции выщеваливания зависят от состава подлежащего обработке концентрата благородных металлов. Согласно предпочтительному воплощению изобретения
- 2 006620 выщелачивание проводят в сульфатной среде, т.е. раствор на некой операции содержит сульфат. Теперь кобальт и никель, возможно, содержащиеся в концентрате, выщелачивают на первой операции селективного выщелачивания под давлением, в виде сульфата. На этой же операции также выщелачивают железо, которое можно в это время осадить в виде гидроксида железа. Никель извлекают в виде соли, или превращают его в металл электролизом. На второй операции выщелачивания выщелачивают медь в виде сульфата меди, который можно выделять как таковой или превращать в металлическую медь электролизом. Сульфат меди можно также выкристаллизовать и загрузить после сушки обратно в печь взвешенной плавки. Регулируя степень окисления во время процесса выщелачивания и окисление при гидрометаллургическом способе, можно оказывать влияние на сульфатный баланс раствора. Благородные металлы остаются в остатке от выщелачивания. Содержание благородных металлов в остатке от выщелачивания возрастает, например, при обработке сильной серной кислотой или диоксидом серы. Полученный концентрированный осадок является хорошим сырьем для заводов по рафинированию разнообразных благородных металлов. В соответствии с предпочтительным воплощением изобретения выщелачивание проводят в хлоридной среде, и в этом случае при выщелачивании используют хлорный газ, а в растворе образуются хлориды кобальта, никеля, меди и железа.
Далее изобретение проиллюстрировано следующим примером.
Пример.
Способ по изобретению применили к упомянутому выше концентрату благородных металлов таким образом, что часть указанного концентрата заменили никелевым концентратом. Полученный в гидрометаллургическом агрегате осадок железа подавали рециклом в печь взвешенной плавки. Аббревиатура БМ обозначает благородные металлы.
Результаты анализа и материальный поток в печи взвешенной плавки
При использовании обогащения подаваемого газа кислородом, применяя подходящую степень окисления, а также принимая во внимание отходящий воздух, потребление нефти для теплового баланса, рециркуляцию пыли и требуемые флюсы, а также с точки зрения электрической печи - потребность в коксе и малое количество концентрата для сульфурирования штейна, из печи взвешенной плавки и электрической печи получили следующие продукты.
Материальные потоки подаваемой смеси и результаты анализа
Образуемый в печи взвешенной плавки газ содержит более 10% диоксида серы и, следовательно, пригоден для получения серной кислоты. Отработанные газы из электрической печи почти не содержат
- 3 006620 диоксида серы и, следовательно, не оказывают пагубного влияния на окружающую среду. Если исходный материал не содержит достаточного количества меди, описанный выше способ также применим при отсутствии никеля и даже в том случае, если большая часть меди заменена железом.
Специалисту очевидно, что разнообразные воплощения изобретения не ограничены приведенными выше примерами и могут быть реализованы в пределах сущности и объема прилагаемой формулы изобретения.
Claims (12)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ рафинирования концентрата благородных металлов, в соответствии с которыма) концентрат (9) благородных металлов, реакционный газ (10), флюс (11) и колошниковую пыль (12) подают совместно в реакционную шахту (3) печи (1) взвешенной плавки;б) в печи взвешенной плавки создают отдельные фазы - штейн (8) и шлак (7);в) образованный в печи взвешенной плавки шлак направляют в электрическую печь (2) для получения в ней металлизированного штейна (14) и бросового шлака (13), при этомг) штейн (8) из печи взвешенной плавки направляют на гидрометаллургическую обработку (15), ад) шлак, направленный в электрическую печь, обрабатывают совместно с восстанавливающим агентом, после чего полученный металлизированный штейн (14) направляют либо на гидрометаллургическую обработку (16), либо обратно в печь (1) взвешенной плавки.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что шлак, направленный в электрическую печь, обрабатывают совместно материалом, понижающим температуру плавления или повышающим текучесть.
- 3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что часть концентрата (9) благородных металлов, подлежащего подаче в печь взвешенной плавки, заменяют сульфидным концентратом.
- 4. Способ по пп.1-3, отличающийся тем, что штейн (8) из печи взвешенной плавки и металлизированный штейн (14) из электрической печи гранулируют перед гидрометаллургической обработкой.
- 5. Способ по любому из пп.1-4, отличающийся тем, что штейн из печи взвешенной плавки и металлизированный штейн из электрической печи подвергают гидрометаллургической обработке совместно.
- 6. Способ по любому из пп.1-4, отличающийся тем, что гидрометаллургическую обработку штейна из печи взвешенной плавки и металлизированного штейна из электрической печи осуществляют раздельно.
- 7. Способ по любому из пп.1-6, отличающийся тем, что при гидрометаллургической обработке (15) штейн (8) из печи взвешенной плавки выщелачивают по меньшей мере в одну операцию.
- 8. Способ по любому из пп.1-6, отличающийся тем, что при гидрометаллургической обработке (16) металлизированный штейн (14) из электрической печи выщелачивают по меньшей мере в одну операцию.
- 9. Способ по п.7 или 8, отличающийся тем, что выщелачивание осуществляют в сульфатной среде.
- 10. Способ по п.7 или 8, отличающийся тем, что выщелачивание осуществляют в хлоридной среде.
- 11. Способ по пп.7, 8, 9 или 10, отличающийся тем, что благородные металлы извлекают из остатка от выщелачивания.
- 12. Способ по любому из предшествующих пунктов, отличающийся тем, что железистый осадок, полученный при гидрометаллургической обработке штейна и металлизированного штейна, направляют в печь взвешенной плавки.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI20020835A FI114808B (fi) | 2002-05-03 | 2002-05-03 | Menetelmä jalometallirikasteen jalostamiseksi |
| PCT/FI2003/000343 WO2003093516A1 (en) | 2002-05-03 | 2003-05-02 | Method for refining concentrate containing precious metals |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200401237A1 EA200401237A1 (ru) | 2005-06-30 |
| EA006620B1 true EA006620B1 (ru) | 2006-02-24 |
Family
ID=8563870
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200401237A EA006620B1 (ru) | 2002-05-03 | 2003-05-02 | Способ рафинирования концентрата, содержащего благородные металлы |
Country Status (15)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US20050217422A1 (ru) |
| EP (1) | EP1509628A1 (ru) |
| JP (1) | JP2005524768A (ru) |
| KR (1) | KR20040099476A (ru) |
| CN (1) | CN1650037A (ru) |
| AU (1) | AU2003240873A1 (ru) |
| BR (1) | BR0309679A (ru) |
| CA (1) | CA2484416A1 (ru) |
| EA (1) | EA006620B1 (ru) |
| FI (1) | FI114808B (ru) |
| MX (1) | MXPA04010718A (ru) |
| PL (1) | PL372600A1 (ru) |
| RS (1) | RS95504A (ru) |
| WO (1) | WO2003093516A1 (ru) |
| ZA (1) | ZA200408570B (ru) |
Families Citing this family (16)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FI115638B (fi) * | 2002-12-05 | 2005-06-15 | Outokumpu Oy | Menetelmä kuonan käsittelemiseksi |
| FI119774B (fi) * | 2007-06-20 | 2009-03-13 | Outotec Oyj | Menetelmä kobolttipitoisen kuparirikasteen käsittelemiseksi |
| FI120157B (fi) * | 2007-12-17 | 2009-07-15 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparirikasteen jalostamiseksi |
| JP5609121B2 (ja) * | 2010-01-21 | 2014-10-22 | 新日鐵住金株式会社 | 銅鉄スクラップ中の白金を回収するための白金の溶銅相への濃化方法 |
| FI20110278A0 (fi) * | 2011-08-29 | 2011-08-29 | Outotec Oyj | Menetelmä metallien talteenottamiseksi sulfidirikasteesta |
| CN102605191B (zh) * | 2012-04-16 | 2013-12-25 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种铜精矿直接生产粗铜的方法 |
| FI124028B (en) | 2012-06-13 | 2014-02-14 | Outotec Oyj | Method and arrangement for refining copper concentrate |
| RU2531333C2 (ru) * | 2012-06-25 | 2014-10-20 | Радик Расулович Ахметов | Способ извлечения металлов платиновой группы из отработанных автомобильных катализаторов |
| CN104451195B (zh) * | 2014-11-21 | 2016-05-18 | 邱江波 | 红土镍矿的闪速熔炼方法 |
| CN104561519A (zh) * | 2014-12-03 | 2015-04-29 | 金川集团股份有限公司 | 一种高镁贵金属精矿的处理方法 |
| RU2614293C2 (ru) * | 2015-06-04 | 2017-03-24 | Общество с ограниченной ответственностью "Институт Гипроникель" | Способ переработки низкоавтогенного сырья в печах взвешенной плавки |
| US11155894B2 (en) * | 2016-04-28 | 2021-10-26 | Eldorado Gold Corporation | Method for reducing arsenic content in arsenic-bearing gold material |
| CN107119195B (zh) * | 2017-04-27 | 2019-01-04 | 山东河西黄金集团有限公司 | 基于高S高Fe金矿与含铜废料直接熔炼回收金和铜的方法 |
| US10662500B2 (en) | 2018-01-24 | 2020-05-26 | Heraeus Deutschland GmbH & Co. KG | Process for the recovery of precious metal from petrochemical process residues |
| CN112359227B (zh) * | 2020-11-12 | 2022-05-20 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 从火法炼镍过程中提钴的方法 |
| CN115433838A (zh) * | 2022-08-15 | 2022-12-06 | 金川镍钴研究设计院有限责任公司 | 一种火法处理尼尔森精矿富集贵金属的方法 |
Family Cites Families (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS5149119A (en) * | 1974-10-28 | 1976-04-28 | Nippon Mining Co | Doseirenniokeru rendanrosogyoho |
| SE444578B (sv) * | 1980-12-01 | 1986-04-21 | Boliden Ab | Forfarande for utvinning av metallinnehall ur komplexa sulfidiska metallravaror |
| SE453200B (sv) * | 1984-09-28 | 1988-01-18 | Boliden Ab | Forfarande for utvinning av edelmetaller ur silverrika, halogenhaltiga material |
| FI84368B (fi) * | 1989-01-27 | 1991-08-15 | Outokumpu Osakeyhtioe | Foerfarande och anlaeggning foer framstaellning av nickelfinsten. |
| FI94538C (fi) * | 1992-06-18 | 1999-11-09 | Outokumpu Harjavalta Metals Oy | Menetelmä nikkelihienokiven ja metallisoituneen kiven valmistamiseksi |
| AP538A (en) * | 1992-06-26 | 1996-09-18 | Intec Pty Ltd | Production of metal from minerals |
| FI98073C (fi) * | 1995-08-14 | 1997-04-10 | Outokumpu Eng Oy | Menetelmä nikkelin talteenottamiseksi hydrometallurgisesti kahdesta eri nikkelikivestä |
-
2002
- 2002-05-03 FI FI20020835A patent/FI114808B/fi not_active IP Right Cessation
-
2003
- 2003-05-02 BR BR0309679-3A patent/BR0309679A/pt not_active IP Right Cessation
- 2003-05-02 WO PCT/FI2003/000343 patent/WO2003093516A1/en not_active Application Discontinuation
- 2003-05-02 AU AU2003240873A patent/AU2003240873A1/en not_active Abandoned
- 2003-05-02 PL PL03372600A patent/PL372600A1/xx not_active Application Discontinuation
- 2003-05-02 EA EA200401237A patent/EA006620B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2003-05-02 KR KR10-2004-7017730A patent/KR20040099476A/ko not_active Application Discontinuation
- 2003-05-02 CN CNA038100134A patent/CN1650037A/zh active Pending
- 2003-05-02 MX MXPA04010718A patent/MXPA04010718A/es unknown
- 2003-05-02 RS YUP-955/04A patent/RS95504A/sr unknown
- 2003-05-02 CA CA002484416A patent/CA2484416A1/en not_active Abandoned
- 2003-05-02 EP EP03730239A patent/EP1509628A1/en not_active Withdrawn
- 2003-05-02 JP JP2004501650A patent/JP2005524768A/ja not_active Abandoned
- 2003-05-02 US US10/513,164 patent/US20050217422A1/en not_active Abandoned
-
2004
- 2004-10-22 ZA ZA200408570A patent/ZA200408570B/xx unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| US20050217422A1 (en) | 2005-10-06 |
| BR0309679A (pt) | 2005-03-01 |
| EA200401237A1 (ru) | 2005-06-30 |
| WO2003093516A1 (en) | 2003-11-13 |
| PL372600A1 (en) | 2005-07-25 |
| KR20040099476A (ko) | 2004-11-26 |
| EP1509628A1 (en) | 2005-03-02 |
| FI20020835A (fi) | 2003-11-04 |
| RS95504A (en) | 2007-02-05 |
| FI114808B (fi) | 2004-12-31 |
| FI20020835A0 (fi) | 2002-05-03 |
| CN1650037A (zh) | 2005-08-03 |
| JP2005524768A (ja) | 2005-08-18 |
| MXPA04010718A (es) | 2005-03-07 |
| AU2003240873A1 (en) | 2003-11-17 |
| ZA200408570B (en) | 2005-04-22 |
| CA2484416A1 (en) | 2003-11-13 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2798302C (en) | Process for recovering valuable metals from precious metal smelting slag | |
| EA006620B1 (ru) | Способ рафинирования концентрата, содержащего благородные металлы | |
| AU2008337430B2 (en) | Method for refining copper concentrate | |
| RU2018112130A (ru) | Способ извлечения металлов из концентратов серосодержащих руд | |
| US4741770A (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
| JPS58177421A (ja) | 溶融スラグから金属を回収する方法 | |
| CN110777264A (zh) | 一种适用于各种类型复杂金精矿独立冶炼的方法 | |
| US4585477A (en) | Method for separating and recovering nickel and copper from complex materials | |
| CN106222426A (zh) | 一种从合金吹炼转炉烟道灰中分离银、硒和碲的方法 | |
| GB2173820A (en) | Smelting sulphidic ore concentrates | |
| CN106332549B (zh) | 吹炼含铜材料的方法 | |
| FI94538C (fi) | Menetelmä nikkelihienokiven ja metallisoituneen kiven valmistamiseksi | |
| FI115638B (fi) | Menetelmä kuonan käsittelemiseksi | |
| US9725784B2 (en) | Production of copper via looping oxidation process | |
| AU2008316326B2 (en) | Production of nickel | |
| EP0427699B1 (en) | Method and apparatus for treating zinc concentrates | |
| US3773494A (en) | Smelting of copper sulphide concentrates with ferrous sulphate | |
| RU2171856C1 (ru) | Способ переработки сульфидных медных концентратов, содержащих никель, кобальт и железо | |
| US5192487A (en) | Apparatus for treating zinc concentrates | |
| US1744174A (en) | Process of obtaining lead from its ores or other compounds | |
| US584783A (en) | Christopher james | |
| SU112514A1 (ru) | Способ извлечени свинца и сопутствующих ему металлов из сульфидных концентратов | |
| WO2023154976A1 (en) | Method for processing zinc concentrates | |
| US180142A (en) | Improvement in processes of treating ores and alloys of nickel | |
| JPH10137768A (ja) | 廃酸からの不純物除去方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PC1A | Registration of transfer to a eurasian application by force of assignment | ||
| 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 |
|
| TC4A | Change in name of a patent proprietor in a eurasian patent |