FI56398C - FOERFARANDE FOER REDUCERING AV SAERDEMETALLHALTIGA JAERNRIKA SLAGG VELVET MELLANPROUKUKTER SPECIELLT FRAON SMAELTPROCESSER AV NICKEL OCH KOPPAR - Google Patents
FOERFARANDE FOER REDUCERING AV SAERDEMETALLHALTIGA JAERNRIKA SLAGG VELVET MELLANPROUKUKTER SPECIELLT FRAON SMAELTPROCESSER AV NICKEL OCH KOPPAR Download PDFInfo
- Publication number
- FI56398C FI56398C FI753051A FI753051A FI56398C FI 56398 C FI56398 C FI 56398C FI 753051 A FI753051 A FI 753051A FI 753051 A FI753051 A FI 753051A FI 56398 C FI56398 C FI 56398C
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- slag
- nickel
- copper
- cobalt
- phase
- Prior art date
Links
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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
-
- 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
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/04—Working-up slag
-
- 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)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
S.| Γβ, KUULUTUSjULKAISU cc^QOS. | Γβ, ANNOUNCEMENT cc ^ QO
[β] (11) UTLÄGGN I NGSSKRIFT B6398 • C (45) Patentti myönnetty 10 Oi 1930 v ^ (51) Kv.ik.*/Int.ci.» C 22 B 7/04 SCIOMI — FINLAND (21) PM«nttlh»k*imi* — Pttentaniöknlng 753051 (22) HaktmUpilvI — Antttknln|tdt| 31.10.75 (23) AlkupUvi— GlltlghM*dag 31.10.75 (41) Tullut julklieksl — Bllvlt offantilg 01.05.77[β] (11) UTLÄGGN I NGSSKRIFT B6398 • C (45) Patent granted 10 Oi 1930 v ^ (51) Kv.ik. * / Int.ci. » C 22 B 7/04 SCIOMI - FINLAND (21) PM «nttlh» k * imi * - Pttentaniöknlng 753051 (22) HaktmUpilvI - Antttknln | 31.10.75 (23) AlkupUvi— GlltlghM * dag 31.10.75 (41) Tullut julklieksl - Bllvlt offantilg 01.05.77
Patentti-Ja rekisterihallitut N*h«vik,ip«on |. kuuL|uik.i«in pvm. -Patent and Registry Managed N * h «vik, ip« on |. month | date. -
Patent· och registerstyrelsen Aroökan utlajd och utl.akrtftan publkerad 28.09.79 (32)(33)(31) Pyydetty etuoikeus—Begird prlorltat (71) Outokumpu Oy, Outokumpu, FI; Töölönkatu 4, 00100 Helsinki 10.,Patent · och registerstyrelsen Aroökan utlajd och utl.akrtftan publkerad 28.09.79 (32) (33) (31) Pyydetty etuoikeus — Begird prlorltat (71) Outokumpu Oy, Outokumpu, FI; Töölönkatu 4, 00100 Helsinki 10.,
Suomi-Finland(FI) (72) Simo Antero Iivari Mäkipirtti, Nakkila, Juho Kaarlo Mäkinen, Pori,Suomi-Finland (FI) (72) Simo Antero Iivari Mäkipirtti, Nakkila, Juho Kaarlo Mäkinen, Pori,
Bror Göran Nyman, Pori, Veikko Matias Polvi, Pori, Kaarlo Matti Juhani Saari, Pori, Johan Henrik Relander, Tornio, Suomi-Finland(FI) (7*0 Berggren Oy Ab v (5*0 Menetelmä arvometalleja sisältävien, erityisesti nikkelin ja kuparin sulatusprosessien rautapitoisten kuonien sekä, välituotteiden pelkistämiseksi - Förfarande för reducering av värdemetallhaltiga jämrika slagg samt mellanprodukter, speciellt frän smältprocesser av nickel och koppar Tämä keksintö kohdistuu menetelmään arvometalleja sisältävien, erityisesti nikkelin .ja kuparin sulatusprosessien rautapitoisten kuonien sekä välituotteiden pelkistämiseksi. Keksinnön mukaisessa menetelmässä suoritetaan matalia pitoisuusarvoja nikkeliä, kobolttia, kuparia ym. metalleja ja yleensä suuria rautapitoisuuksia omaavien pyrometallurgisten prosessien kuonien ja oksidisten, sulfidisten tai metallisten välituotteiden arvometallien saattaminen muotoon, missä niiden erotus toisistaan sekä jatkojalostus erilaisin tunnetuin menetelmin on mahdollinen.Bror Göran Nyman, Pori, Veikko Matias Polvi, Pori, Kaarlo Matti Juhani Saari, Pori, Johan Henrik Relander, Tornio, Finland-Finland (FI) (7 * 0 Berggren Oy Ab v (5 * 0 Method containing precious metals, especially nickel and This invention relates to a process for the reduction of ferrous smelting processes and to intermediates. conversion of slags and precious metals from oxide, sulphide or metallic intermediates from pyrometallurgical processes with nickel, cobalt, copper and other metals and, in general, high iron contents, where their separation and further processing by various known methods is possible I do not.
Suomalaisesta patentista n:o 21130 tunnetaan menetelmä kuparinsula-tuksessa ja muissa metallurgisissa prosesseissa saadun arvometalli-pitoisen kuonan pelkistämiseksi rautasulfidin (Fe/S>l) tai raudan avulla, jolloin lopputuotteena on mahdollisesti osittain metallisoi-tunut kuparikivi. Lämpötila-alue on mieluummin 1200° - 1300°C ja reaktioiden nopeuttamiseksi käytetään sekoitusta. Pelkistintä voidaan lisätä useassa vaiheessa ja saatu kuparikivi poistaa jokaisen vaiheen jälkeen.Finnish patent No. 21130 discloses a method for reducing precious metal-containing slag obtained in copper smelting and other metallurgical processes by means of ferrous sulphide (Fe / S> 1) or iron, whereby the end product is possibly partially metallized copper rock. The temperature range is preferably 1200 ° to 1300 ° C and stirring is used to accelerate the reactions. The reducing agent can be added in several steps and the resulting copper rock removed after each step.
Menetelmässä ei pyritä saamaan arvometalleja, lähinnä Ni ja Co ja toisaalta Cu erillisiin tuotteisiin metallisoituneen sulfidikiven koostumuksen säädön ja hitaan jäähdytyksen ja faasierotuksen avulla.The method does not seek to obtain precious metals, mainly Ni and Co and Cu on the other hand, by adjusting the composition of the sulphide rock metallised to separate products and by slow cooling and phase separation.
Suomalaisesta patentista nro 24764 tunnetaan menetelmä, jossa kuparia (tai kuparia ja nikkeliä tai kuparia, nikkeliä ja kobolttia) 56398 valmistettaessa syntyviä sulia kuonia käsitellään laitteissa, joissa on erikseen pelkistys- ja sekoitusvyöhyke ja sen alapuolella las-keutumisvyöhyke. Pelkistysainetta käytetään niin paljon, että se riittää pelkistämään kuparin (tai kuparin ja nikkelin tai kuparin, nikkelin ja koboltin) oksidit ja silikaatit, mutta ei sanottavasti rautayhdisteitä niin, että saadaan arvometallirikas sulfidikivi, joka erotetaan. Pelkistys voidaan suorittaa myös kaksivaiheisena siten, että ensimmäiseen sulfidikiveen rikastuvat kupari ja nikkeli ja toiseen koboltti.Finnish Patent No. 24764 discloses a process in which molten slags produced in the production of copper (or copper and nickel or copper, nickel and cobalt) 56398 are treated in equipment having a separate reduction and mixing zone and a settling zone below it. The reducing agent is used to such an extent that it is sufficient to reduce the oxides and silicates of copper (or copper and nickel or copper, nickel and cobalt), but not to say iron compounds, so as to obtain a precious metal-rich sulphide rock which is separated. The reduction can also be carried out in two steps, with copper and nickel being enriched in the first sulphide rock and cobalt in the second.
Menetelmässä ei pelkistystä suoriteta niin pitkälle, että syntyvä kivi olisi osittain metallisoituneessa muodossa ja siinä ei pyritä saamaan arvometalleja, lähinnä Ni ja Co ja toisaalta Cu erillisiin tuotteisiin metallisoituneen sulfidikiven, hitaan jäähdytyksen ja faasierotuksen avulla.The process does not carry out the reduction to such an extent that the resulting rock is in a partially metallised form and does not seek to obtain precious metals, mainly Ni and Co and on the other hand Cu, into separate products by metallised sulphide rock, slow cooling and phase separation.
Saksalaisesta patentista n:o 1558425 tunnetaan menetelmä, jossa sulasta rautasilikaattikuonasta uutetaan jatkuvatoimisesti kuparia pitämällä kuonaa kontaktissa sulan sulfidimateriaalin kanssa. Yhdellä sulalla, rauta- tai kuparisulfidi- tai kuparikivipanoksella käsitellään useita kuonapanoksia, kunnes kuparin pitoisuus sulassa sul-fidimateriaalissa on lähellä kuonan tasapainoista kuparipitoisuutta. Sulfidisena lähtömateriaalina käytetään esim. pyriitin sulatustuo-tetta, ja pyriittiä voidaan lisätä myös käsittelyn kuluessa. Käsittelyaikaa voidaan lyhentää tehostamalla sekoitusta puhaltamalla sulaan ilmaa, inerttiä tai pelkistävää kaasua.German Patent No. 1558425 discloses a process in which copper is continuously extracted from molten iron silicate slag by keeping the slag in contact with the molten sulfide material. A single molten, iron or copper sulfide or copper rock charge is used to treat multiple slag charges until the copper content in the molten sulfide material is close to the equilibrium copper content of the slag. As the sulphide starting material, for example, a pyrite smelting product is used, and pyrite can also be added during the treatment. The treatment time can be shortened by intensifying the mixing by blowing air, inert or reducing gas into the melt.
Menetelmässä ei sulfidikivi ole lainkaan metallisoituneessa muodossa ja että siinä ei pyritä saamaan arvometalleja, lähinnä Ni ja Co ja toisaalta Cu erillisiin tuotteisiin metallisoituneen sulfidikiven, hitaan jäähdytyksen ja faasierotuksen avulla.The process does not contain any sulphide rock in metallised form and does not seek to obtain precious metals, mainly Ni and Co and, on the other hand, Cu into separate products by means of metallised sulphide rock, slow cooling and phase separation.
Esillä olevan keksinnön mukaisessa menetelmässä suolattokuonat pelkistetään tavanomaisin, mutta entistä tarkemmin valvotuin menetelmin, arvometallien erottamiseksi metallisoiduksi, rautavaltaiseksi sulfi-disulaksi. Tällöin sulfidisten tai metallisten välituotteiden sulatuksessa on tarpeellista sulan rauta- ja rikkipitoisuuksien ohjaus romurauta-, rautasulfidi- tai elementtirikkilisäyksin menetelmän vaatiman tarkan sulfidisulakokoomuksen aikaansaamiseksi. Metalli-soidusta sulfidikivestä kiteytetään ohjatulla jäähdytyksellä rauta-valtainen metallifaasi, johon rikastuvat enemmän tai vähemmän tarkoin mm. alkuaineet: Ni, Co, Ga, Ge, Mo, W, Sn, Re, Au, Pt ym. Tavallisesti runsaasti kuparia sisältävä sulfidifaasi ero- 3 56398 tetaan metallifaasista magneettierotuksella, metallifaasin liuotuksella ym. tunnetuilla keinoilla.In the process of the present invention, the salt slags are reduced by conventional, but more closely controlled, methods to separate the precious metals into a metallized, iron-like sulfide melt. In this case, in the smelting of sulphide or metal intermediates, it is necessary to control the iron and sulfur contents of the melt by the addition of scrap iron, iron sulphide or elemental sulfur in order to obtain the exact sulphide melt composition required by the process. The iron-dominated metal phase is crystallized from the metal-spun sulphide stone under controlled cooling, in which more or less precisely enriched e.g. elements: Ni, Co, Ga, Ge, Mo, W, Sn, Re, Au, Pt, etc. Usually, the copper-rich sulfide phase is separated from the metal phase by magnetic separation, metal phase dissolution, and the like by known means.
Keksinnön mukaisessa menetelmässä on sulattokuonien pelkistyksessä ja välituotekäsittelyssä käytetty valokaariuunia, mutta menetelmän toteuttaminen voidaan luonnollisesti suorittaa muissakin uunilaitteis-sa.In the process according to the invention, an arc furnace has been used in the reduction of melting slags and in the intermediate treatment, but the implementation of the process can, of course, also be carried out in other furnace equipment.
Kuonien sähköuunipelkistyksessä on pelkistys helposti toteutettavissa. Pelkistyksessä saatava arvometallisaanti on yleensä optimoitava ekono-misesti, koska esim. koboltin pelkistys vaatii varsin suuria koksin ja sähköenergian määriä. Menetelmässä valvotaan kuitenkin tarkasti arvometallien pelkistyksen ohella kuonien raudan pelkistymistä. Koska raudan pelkistäminen on kallista ja maksimi kuonan pelkistystarve vaatii vain sen rautakyllästysrajan saavuttamista, on tarpeetonta raudan pelkistystä vältettävä ja tuotava tarvittaessa lopputuotteen vapaa rauta systeemin romuna (esim. valurautarouhe). Myös lisärikki, mikäli tarvitaan, voidaan syöttää systeemiin esim. rautasulfidina. Uuden menetelmän pelkistysprosessin valvonnan tehokkaaksi suorittamiseksi sekä samalla pelkistystulosten määrän säätämiseksi käytetään sekä empiirisesti että termodynaamisesti kokeiltua menettelytapaa. Tälle on ominaista kuonakokoomusta sekä arvometallijakautumia herkästi seu-raavan systeemin happipaineen tarkkailu. Arvometallien Nernstin-jakau-tumat /Hjyj = % Me (kivi):$ Me (kuona_)7 ovat rautasilikaattikuonilla teknillisesti riittävän tarkasti saatavissa funktioista: «Ui = 1,32 x ΙΟ'2 P02‘1/2 HCo = 1,00 x 10'3 P^-i/2 HCu = (-2064/T + 0,919) P0 "1/4In the slag electric furnace reduction, the reduction is easily feasible. The precious metal intake obtained in the reduction usually has to be optimized economically, because, for example, the reduction of cobalt requires quite large amounts of coke and electrical energy. However, in addition to the reduction of precious metals, the method closely monitors the reduction of slag iron. As the reduction of iron is expensive and the maximum need for slag reduction only requires its iron saturation limit to be reached, unnecessary iron reduction must be avoided and, if necessary, the free iron of the final product must be imported as system scrap (eg cast iron scrap). Additional sulfur, if required, can also be fed into the system, e.g. as iron sulphide. The new method for efficient control of the reduction process and at the same time for controlling the number of reduction results uses both empirically and thermodynamically tested procedure. This is characterized by the monitoring of the oxygen pressure of the system that easily follows the slag composition and the precious metal distributions. Nernstin distributions of precious metals / Hjyj =% Me (stone): $ Me (slag_) 7 are technically sufficiently accurate with iron silicate slag from the functions: «Ui = 1.32 x ΙΟ'2 P02'1 / 2 HCo = 1.00 x 10'3 P ^ -i / 2 HCu = (-2064 / T + 0.919) P0 "1/4
Systeemin happipaine voidaan laskea kuonakokoomuksesta käyttäen yhtälöä losPo? = "(3901/T)(Npeo”NPeO- ^ ^ l0S ^NFeO/NFeO, S* * 1»5 1,5 + (11550/T) Nsi0 - 265IO/T + 11,083.The oxygen pressure of the system can be calculated from the slag composition using the equation losPo? = "(3901 / T) (Npeo" NPeO- ^ ^ 10S ^ NFeO / NFeO, S * * 1> 5 1.5 + (11550 / T) NsiO - 265IO / T + 11.083.
Missä PQ ,atm on happipaine, Npe0, Npe0 ja NsiQ ovat vastaavien f . . o 1,5 2 kuonaoksidien mooliosuudet sekä T, K on lämpötila.Where PQ, atm is oxygen pressure, Npe0, Npe0 and NsiQ are f. . o 1.5 2 molar proportions of slag oxides and T, K is the temperature.
Peruskuonan kokoomuksen analyysi antaa siten valvontaan teknillisessäThe analysis of the basic slag composition thus gives control in the technical
JJ
j ti 3 3 >· systeemissä riittävän tarkat happipainearvot.j ti 3 3> · Sufficiently accurate oxygen pressure values in the system.
Menetelmässä on tärkeä merkitys pelkistyksessä saatavien, kokoomukseltaan valvottujen sulfidikivien käsittelytavalla, koska tähän perustuen kivien arvometallit saadaan jaettua sopiviin välituoteryhmiin niiden edelleen käsittelyä ja jalostusta varten. Sentähden tarkastellaan, vielä suurelta osin tuntemattomia, monikomponenttisten sulfidisystee-mien tasapainotiloja kokoomuksen lämpötilan funktioina.The process plays an important role in the treatment of sulphide stones of controlled size obtained in the reduction, because on this basis the precious metals of the stones can be divided into suitable intermediate groups for their further processing and refining. Therefore, the equilibrium states of multicomponent sulfide systems as functions of the temperature of the assembly are considered, which are still largely unknown.
Metallisoidun sulfidikiven pääkomponentit muodostavat Fe-Co-Ni-Cu-S-sulan. Osasysteemeissä ovat eutektikumin ylittävissä lämpötiloissa sekä Fe, Co että Ni sulfidisulissa täysin sekoittuvat (eutektikumit: Fe:3l % S/9880, Co: 26,6 % S/877° ja Ni: 21,5 % S/645°C). Metallien kiinteä rikkiliukoisuus on erittäin alhainen, joten ne ovat sulissaan kiinteinä lähes puhtaina. Edellisistä poiketen Cu-S-systeemissä on tunnetusti lähes täydellinen sulaliukoisuusaukko metallin ja sen sul-fidin kesken (Cu + 1,5 % S/19,8 % S/1105°C). Seostettaessa systeemin rautaa (kobolttia) tämä liukoisuusaukko on pysyvä lähes Fe-S-binää-rille asti. Nikkeliä seostettaessa on liukoisuusaukon ulottuvuus edellistä rajoitetumpi (pitoisuuteen 27 % Ni asti). Kuvioon 1 on piirretty Fe-Cu-S-systeemin Fe-S-binäärin puoleiset tasapainotilat lämpötiloissa 900°, 1150° ja 1350°C sekä systeemin liquiduspinnat liukoisuusaukkoi-neen (alue: 1300-1534°C). Faasitasapainoja osoittavien konodien asemia ei kvantitatiivisesti tunneta. Sulasta sulfidisysteemistä erottuu ensinnä Fe1_xS-faasi rikkipitoisuudella 38,4 % (troiliitin rikkisisäl-tö on 36,5 %)· Tämä faasi ottaa kiinteään liuokseen kuparia vasta lämpötilan alentuessa (7 % Cu/1000°C). Raudaton Cu2S-faasi alkaa erottua sulasta lämpötilassa 1129°C. Lämpötilassa 1000°C kalkosiitti ottaa kiinteään liuokseen jo 12 % Fe.The main components of the metallized sulfide rock form the Fe-Co-Ni-Cu-S melt. In the subsystems, at temperatures above the eutectic rubber, both Fe, Co and Ni in the sulfide melt are completely miscible (eutectic rubbers: Fe: 31% S / 9880, Co: 26.6% S / 877 ° and Ni: 21.5% S / 645 ° C). The solid sulfur solubility of the metals is very low, so they are solid in their melt almost pure. In contrast, the Cu-S system is known to have an almost complete melt solubility opening between the metal and its sulfide (Cu + 1.5% S / 19.8% S / 1105 ° C). When alloying iron (cobalt) in the system, this solubility orifice is stable almost to Fe-S binary. When alloying nickel, the extent of the solubility orifice is more limited than before (up to a concentration of 27% Ni). Figure 1 shows the Fe-S binary equilibrium states of the Fe-Cu-S system at 900 °, 1150 ° and 1350 ° C and the liquid surfaces of the system with solubility openings (range: 1300-1534 ° C). The positions of the cones showing phase equilibria are not known quantitatively. The Fe1_xS phase with a sulfur content of 38.4% (the sulfur content of the trilite is 36.5%) first separates from the molten sulphide system. · This phase only takes copper into the solid solution when the temperature drops (7% Cu / 1000 ° C). The iron-free Cu2S phase begins to separate from the melt at 1129 ° C. At 1000 ° C, chalcosite already takes 12% Fe into the solid solution.
Kuvioon 2 on piirretty Fe-Ni-Cu-S-systeemin tasapainotilat lämpötiloissa 850°C ja 550°C. Lämpötilassa 1000°C ovat Fe-Ni-valtaisilla seoksilla sulfidipuolella tasapainossa kiinteäliuos Fe, S-Ni S-monosul-Figure 2 shows the equilibrium states of the Fe-Ni-Cu-S system at temperatures of 850 ° C and 550 ° C. At 1000 ° C, Fe-Ni-rich mixtures on the sulphide side are in equilibrium with a solid solution of Fe, S-Ni S-monosulphurized
X Λ. 1 XX Λ. 1 X
fidi (kuva 2, M) sekä kvaternäärinen sula. Metallipuolella ovat Fe-Ni-särmän kokoomukset tasapainossa kvaternäärisen sulan vastaavien Fe/Ni-suhteiden kanssa (1000°C, liquidusrajat: Fe-S-särmä/30,2 % S ja Ni-S-särmä/17,8 % S). Lämpötilan alentuessa kvaternäärisen sulan määrä pienenee, ja sulfidipuolella lämpötilassa 850°C on tasapaino kalkopyriitin (cp) ja monosulfidin (M) välillä asettunut (kuva 2, M 30 % Ni). Metallipuolella on samanaikaisesti tapahtunut varsin 5 56396 huomattava konoditasapainojen muutos. Suhteellisen Ni-rikkaat Fe-Ni-seokset ovat tulleet tasapainoon lähes Ni-vapaan pyrrotiitin (po) kanssa, ja toisaalta Cu-Fe-Ni-systeemien Cu-Fe-liukoisuusaukko on voimakkaasti syventynyt suuria Ni-pitoisuuksia kohden. Lämpötiloissa 850° ja 550° C ovat tasapainotilat (kuvan 2, merkintöjä käyttäen) rauta-valtaisilla seoksilla: 1.: α-Fe^Ni(ss)+Cu(s)+bn(ss) ja a-Fe^Ni(ss)+ po(ss)+bn(ss), 2.: (a+v)-Fe^Ni(ss)+po(ss)+bn(ss), 3·: γ-Fe^Ni(ss ) + po(ss)+bn(ss), 4.: y-Fe^Ni(ss)+pn+po(ss)+bn(ss). Alueella 4. on lämpötilassa 850°C jäljellä vielä kvaternääristä sulaa Ni-pitoisuuden (Fe-Ni-S-lohko) 50 % yläpuolella, jolloin nopeasti jähmettyneessä rakenteessa on Ni-rikkaita sulfideja, joita ei muuten lohkoissa 1.-3. esiinny. Lämpötilassa 550°C on kvaternäärisen sulan asemasta jähmeä pentlandiitti (pn) stabiilina sulfidina lohkossa 4. Vastaavassa lämpötilassa Ni-rikkailla seoksilla ovat edellä mainittuja seuraavat lohko-tasapainot y-Fe^Ni(ss)+pn, FeNi^+pn, FeNi^+Ni^S2+pn, Ni-^S2+PeNi^, y+Ni^S2· Lämpötilassa 400°C on Me+MeS-tasapainoissa nikkelisulfidien esiintymisen rajakonodina FeS-FeNi(ss), missä kiinteä liuos sisältää 46.7 % Ni. Täysin kuparivapaa Fe,Ni(ss) on lämpötilassa 550° C tasapainossa bn+po-kiinteiden liuosten kanssa metallin Ni-pitoisuudella n.fidi (Fig. 2, M) and quaternary melt. On the metal side, the Fe-Ni edge assemblages are in equilibrium with the corresponding Fe / Ni ratios of the quaternary melt (1000 ° C, liquid limits: Fe-S edge / 30.2% S and Ni-S edge / 17.8% S). As the temperature decreases, the amount of quaternary melt decreases, and on the sulfide side at 850 ° C, the equilibrium between chalcopyrite (cp) and monosulfide (M) is settled (Fig. 2, M 30% Ni). On the metal side, at the same time, there has been quite a considerable change in cone balances. The relatively Ni-rich Fe-Ni alloys have become in equilibrium with the near-Ni-free pyrrotite (po), and on the other hand, the Cu-Fe solubility opening of Cu-Fe-Ni systems is strongly deepened towards high Ni concentrations. At temperatures of 850 ° and 550 ° C there are equilibrium states (using the notations in Figure 2) for iron-rich alloys: 1 .: α-Fe 2 Ni (ss) + Cu (s) + bn (ss) and α-Fe 2 Ni (ss) ) + po (ss) + bn (ss), 2 .: (a + v) -Fe ^ Ni (ss) + po (ss) + bn (ss), 3 ·: γ-Fe ^ Ni (ss) + po (ss) + bn (ss), 4 .: y-Fe 2 Ni (ss) + pn + po (ss) + bn (ss). In the region 4. at 850 ° C there is still a quaternary melt above the Ni content (Fe-Ni-S block) above 50%, whereby the rapidly solidified structure contains Ni-rich sulfides which are not otherwise present in blocks 1.-3. occur. At 550 ° C, instead of the quaternary melt, there is solid pentlandite (pn) as a stable sulfide in block 4. At the corresponding temperature, Ni-rich alloys have the following block equilibria as mentioned above: y-Fe ^ Ni (ss) + pn, FeNi ^ + pn, FeNi ^ + Ni ^ S2 + pn, Ni- ^ S2 + PeNi ^, y + Ni ^ S2 · At 400 ° C, the limit conode of the presence of nickel sulphides in Me + MeS equilibria is FeS-FeNi (ss), where the solid solution contains 46.7% Ni. Completely copper-free Fe, Ni (ss) is at 550 ° C in equilibrium with bn + po-solid solutions with a metal Ni content of n.
23 %> jonka jälkeen y(ss):n syntyessä metallin kuparipitoisuus lievästi kasvaa.23%> after which, when y (ss) is formed, the copper content of the metal slightly increases.
Tarkastellaan erään metallisen sulatusvälituotteen käyttäytymistä lämpötilan funktiona kuvio 1 tasapainopiirroksen avulla. Välituotteen analyysi - paino-# Me - oli seuraava: 10,2 Cu, 2,5 Ni, 1,5 Co, 1,0 Mo, 3,1 S ja 71,5 Fe. Kokoomusta (Fe = Fe + Ni + Co + Mo) on merkitty kuvassa 1 kirjaimella A. Seos muodostaa homogeenisen sulan lämpötilassa n. l420°C. Lisättäessä seokseen rikkiä sen kokoomus muuttuu janaa A-B-C pitkin (kuvio 1). Asemassa B on sulan kokoomus: 8,6 Cu, 73,2 Fe ja 18,2 S. Lämpötilaa 1360°C vastaava binodalikäyrän konodi kulkee pisteen B kautta. Konodileikkauksista /vipupituudet väkevyyseroista eli ((sin 60°AS)2 + (ACu+los 60°AS)2)^ saadaan rikkivaltaisen sulan (11,0 Cu, 22,0 S) määräksi 66,5 % ja metallivaltaisen sulan (3,5 Cu, 10.8 S) määräksi 33,5 %· Seoksen B kuparimäärästä on siten sulfidisu-lassa 86 %. Jäähdytettäessä seos B lämpötilaan 1150°C saadaan konodileikkauksista sulfidisulan (13,3 Cu ja 31,2 S) määräksi 58,3 %, jolloin seoksen kuparimäärästä on sulfidifaasissa 90 %. Lämpötilaa 900°C vastaavassa tasapainossa on kiinteän sulfidin (14,9 Cu, 33,4 S) määrä 54,5 % ja sen osuus kuparista 94 %. Viimemainituissa tapauksissa on sulfidifaasi tasapainossa Fe^Cu-kiinteän liuoksen kanssa.Consider the behavior of a metallic melting intermediate as a function of temperature with the help of the equilibrium drawing in Figure 1. Analysis of the intermediate - by weight # Me - was as follows: 10.2 Cu, 2.5 Ni, 1.5 Co, 1.0 Mo, 3.1 S and 71.5 Fe. Coal (Fe = Fe + Ni + Co + Mo) is denoted by the letter A in Figure 1. The mixture forms a homogeneous melt at a temperature of about 1420 ° C. When sulfur is added to the mixture, its composition changes along segment A-B-C (Figure 1). Position B has a melt assembly: 8.6 Cu, 73.2 Fe, and 18.2 S. The conode of the binodal curve corresponding to 1360 ° C passes through point B. From the conode cuts / lever lengths from the concentration differences i.e. ((sin 60 ° AS) 2 + (ACu + los 60 ° AS) 2) ^ the amount of sulfur-rich melt (11.0 Cu, 22.0 S) is obtained to be 66.5% and metal-rich melt (3, 5 Cu, 10.8 S) to 33.5% · The copper content of mixture B is thus 86% in the sulphide melt. Upon cooling of the mixture B to a temperature of 1150 ° C, the amount of sulfide melt (13.3 Cu and 31.2 S) is obtained from the conod sections by 58.3%, whereby the amount of copper in the sulfide phase is 90%. In the equilibrium corresponding to a temperature of 900 ° C, the amount of solid sulfide (14.9 Cu, 33.4 S) is 54.5% and its share of copper is 94%. In the latter cases, the sulfide phase is in equilibrium with the Fe 2 Cl 2 solid solution.
6 563986 56398
Kohotettaessa välituotteen rikkimäärä arvoon 27 % S, seoksen asema C (kuvio 1) edellyttää homogeenista sulaa lämpötilaan 1200 C, jonka alapuolella γ-Fe(ss) alkaa erottua. Lämpötilassa 900°C saadaan konodi-tasapainosta sulfidifaasin (9,7 Cu, 34,6 S) määräksi 77,8 %. Tasapai-nokonodi leikkaa kiinteän sulfidirajan borniitti(bn)-pyrrotiitti-seoksen alueella. Otettaessa bn(ss):n analyysiksi 62,8 Cu ja 23,4 S sekä po(ss):n kupariliukoisuudeksi 5,0 Cu (todellisuudessa alhaisempi), saadaan faasimääriksi arvot 8,1 bn ja 92,9 po.When the sulfur content of the intermediate is increased to 27% S, the position C of the mixture (Figure 1) requires a homogeneous melt to a temperature of 1200 C, below which γ-Fe (ss) begins to separate. At 900 ° C, 77.8% of the sulfide phase (9.7 Cu, 34.6 S) is obtained from the conode equilibrium. The equilibrium node intersects the solid sulfide boundary in the region of the bornite (bn) pyrrhotite mixture. Assuming 62.8 Cu and 23.4 S for the analysis of bn (ss) and 5.0 Cu (actually lower) for the copper solubility of po (ss), the phase numbers are 8.1 bn and 92.9 po.
Asemaa C vastaavan seoksen (7,7 Cu, 1,9 Ni, 1,1 Co, 0,8 Mo ja 27,0 S) jäähdytystuotteesta otettu elektroni- ja röntgenkuvasarja on kuviossa 9. Siitä nähdään havainnollisesti seoksen komponenttien jakautuminen metalli- ja sulfidifaasien kesken. Metallifaasi sisältää vain 1,4 % seoksen kuparimäärästä. Nikkeli ja koboltti rikastuvat lähes täysin metallifaasiin. Metallifaasiin rikastunut seoksen Mo ja W muodostavat raudan kanssa matriisista erkanevan intermediäärin, joka on määrältään n. 7,5 % metallifaasin kokonaismäärästä.The electron and X-ray image series taken from the cooling product of the mixture corresponding to position C (7.7 Cu, 1.9 Ni, 1.1 Co, 0.8 Mo and 27.0 S) is shown in Figure 9. It clearly illustrates the distribution of the components of the mixture in the metal and sulfide phases. in progress. The metal phase contains only 1.4% of the copper in the alloy. Nickel and cobalt are almost completely enriched in the metal phase. The mixture Mo and W enriched in the metal phase forms an intermediate with iron that separates from the matrix, amounting to about 7.5% of the total amount of the metal phase.
Kuviosta 10 nähdään jäähdytetyn metallisoidun sulfidin fysikaalinen rakenne, mistä voidaan suoraan todeta magneettisen faasierotuksen erinomaiset mahdollisuudet.Figure 10 shows the physical structure of the cooled metallized sulfide, from which the excellent possibilities of magnetic phase separation can be directly seen.
Tarkasteltavassa seoksessa ovat nikkelin ja koboltin määrät niin alhaiset, että ne käyttäytyvät systeemissä raudalle analogisina tarkastelluissa lämpötiloissa. Ryhmä Co, Mo, Ga, Ge, W ja Re eivät suurehkoissakaan pitoisuuksissa voimakkaina ferriittistabiloijina vaikuta haitallisesti. Nikkeli sen sijaan saattaa helposti aiheuttaa vaikeuksia. Lämpötilassa 700°C ovat diffuusionopeudet sekä sulfidifaaseissa että a-raudassa vielä prosessoinnilla riittävän nopeat. Tässä lämpötilassa ei esimerkkiä vastaavilla nikkelipitoisuuksilla myöskään α-γ-metastabiliteetti mainittavasti vaikuta (700°C, 27 % S, α-γ-trans-farmaation Ni-pitoisuus n. 3-6 %). Seoksen nikkelipitoisuuden kasvaessa, varsinkin rautapitoisuuden ollessa alhainen ja rikkipitoisuuden korkea, on sulfidifaasien puhdistuminen tasapainoa vastaavaksi vaikea ja vaatii riittävän pitkän jäähdytysajan sulfidiliquiduksen alapuolella ja myös alle 900°C olevissa lämpötiloissa. Käytettäessä korkeita rikkipitoisuuksia (eli myös sulfidimäärä on metallimäärään verrattuna suuri), ovat diffuusiomatkat sulfidi-metalli-systeemissä pitkät, jolloin hitaan γ-Fe-diffuusion lisäksi tasapainoviive kasvaa myös sulfididiffuusion vaikutuksesta.The amounts of nickel and cobalt in the mixture under consideration are so low that they behave in the system at temperatures considered analogous to iron. The group Co, Mo, Ga, Ge, W and Re do not have an adverse effect even at high concentrations as strong ferrite stabilizers. Nickel, on the other hand, can easily cause difficulties. At 700 ° C, the diffusion rates in both the sulfide phases and the α-iron are still sufficiently fast by processing. At this temperature, the α-γ metastability is not significantly affected by the nickel concentrations corresponding to the example (700 ° C, 27% S, the Ni content of the α-γ-trans pharmacy is about 3-6%). As the nickel content of the mixture increases, especially when the iron content is low and the sulfur content is high, purification of the sulfide phases to equilibrium is difficult and requires a sufficiently long cooling time below the sulfide liquidity and also at temperatures below 900 ° C. When high sulfur concentrations are used (i.e., the amount of sulfide is also high compared to the amount of metal), the diffusion distances in the sulfide-metal system are long, so that in addition to slow γ-Fe diffusion, the equilibrium delay also increases due to sulfide diffusion.
7 5639C7 5639C
Fe(Co)-Ni-Cu-S-systeemin tarkasteltavan osan konodisuunnat ovat tasa-painolämpötiloissa Me-MeS-faasien suhteen joko vain kvalitatiivisesti tunnetut tai kokonaan tuntemattomat. Suoritetuissa mittauksissa saatiin Nernstin-jakautumille varsin vaihtelevia arvoja mm. kuparin, raudan ja rikin määristä osittain riippuen. On kuitenkin huomattava, että jo tavanomaisella metallisoidun sulfidikiven vapaalla kenttäjääh-dytyksellä saatiin jakautuma-arvoja, jotka hyvin riittävät teknillisiin tarkoituksiin. Esimerkkinä saaduista Nernstin jakautumista eri olosuhteissa mainittakoon seuraavat arvot:The conode directions of the considered part of the Fe (Co) -Ni-Cu-S system at equilibrium temperatures with respect to the Me-MeS phases are either only qualitatively known or completely unknown. In the performed measurements, quite variable values were obtained for the Nernstin distributions, e.g. depending in part on the amounts of copper, iron and sulfur. It should be noted, however, that already with conventional free field cooling of the metallized sulfide rock, distribution values were obtained which are very sufficient for technical purposes. As an example of the Nernst distribution obtained under different conditions, the following values should be mentioned:
Metallisoitujen nikkelirikkaiden sulfidiseosten (20-30$Ni, 0-6 % Cu ja 20-30 % S) tasapainohehkutuksessa (viive 2-5h) saatiin lämpötilan funktiona mm. seuraavia arvoja: HNi = 260 x 103/T - 176 HCo = 170 x 103/T - 113In equilibrium annealing (delay 2-5h) of metallized nickel-rich sulfide alloys (20-30 $ Ni, 0-6% Cu and 20-30% S) as a function of temperature, e.g. the following values: HNi = 260 x 103 / T - 176 HCo = 170 x 103 / T - 113
Hc~1 = 2,15 x 103/T - 5,79 + 0,297 β S7Hc ~ 1 = 2.15 x 103 / T - 5.79 + 0.297 β S7
Sekä kupari- että nikkelirikkaille seoksille (kuonapelkistystuotteet) saatiin vapaassa jäähdytyksessä mm. seuraavia arvoja:For both copper- and nickel-rich alloys (slag reduction products), e.g. the following values:
HNi = -4»58 + °>249 β Fe7 : 12 % SHNi = -4 »58 + °> 249 β Fe7: 12% S
HNi = "10>22 + 0,428 β Fe7 : 16 % SHNi = "10> 22 + 0.428 β Fe7: 16% S
HCo = -4,21 + 0,274 β Fe7 : 12 % SHCo = -4.21 + 0.274 β Fe7: 12% S
HCo = +0,09 + 0,138 β Fe7 : 16 % SHCo = +0.09 + 0.138 β Fe7: 16% S
102 HCu = 25,50 - 0,1732 β Fe7 : 12-16 % S102 HCu = 25.50 - 0.1732 β Fe7: 12-16% S
Esimerkkinä muiden alkuaineiden H-jakautumista käytetyissä olosuhteissa (esimerkit) mainittakoon:Examples are the H-distribution of other elements under the conditions used (examples):
Mo: 6-00; Ga: 30-50; Ge: 10-20; Ag: 0,06-0,40; W: 13-00; Re: 6-10;Mo: 6-00; Ga: 30-50; Ge: 10-20; Ag: 0.06-0.40; W: 13-00; Re: 6-10;
Au: 8-14; Pt: 10-20; Pd: 5"10Au: 8-14; Pt: 10-20; Pd: 5 "10
Menetelmän toteuttamiseen käytettiin tavanomaista, suurtuotannollista sulatuslaitteistoa. Laitteisto käsitti liekkisulatusuunit sekä kupari-että nikkelirikasteiden suspensiosulatusta varten. Uunit olivat mitoiltaan samansuuruisia eli: reaktiokuilun läpimitta 3,9 m ja korkeus 8,0 m; alauunin leveys 5,0 m, korkeus 1,7 m ja pituus 19,5 m; nousu-Conventional, large-scale smelting equipment was used to implement the method. The equipment comprised flame melting furnaces for suspension smelting of both copper and nickel concentrates. The furnaces were of the same dimensions, i.e.: a reaction shaft diameter of 3.9 m and a height of 8.0 m; the width of the lower furnace is 5.0 m, the height is 1.7 m and the length is 19.5 m; rise-
8 SS39G8 SS39G
kuilun korkeus 9,0 m ja läpimitta 2,8 m. Erilaisten sulfidikivien puhalluksessa käytettiin kahta 75 tonnin konvertteria (Peirce-Smith) mitoiltaan 3,60 x 6,71 m. Kuonien arvometallisisällön pelkistyksessä käytettiin kahta valokaariuunia, mitoiltaan: teho 8 MVA, läpimitta 8,20 m ja korkeus 4,10 m sekä teho 6 MVA, läpimitta 3,77 m ja korkeus 2,00 m.a shaft height of 9.0 m and a diameter of 2.8 m. Two 75-tonne converters (Peirce-Smith) measuring 3.60 x 6.71 m were used to blow various sulphide rocks. Two arc furnaces with dimensions: power 8 MVA, diameter were used to reduce the precious metal content of the slags. 8.20 m and height 4.10 m and power 6 MVA, diameter 3.77 m and height 2.00 m.
Arvometallijakautumien perustutkimuksessa sekä eräiden tärkeimpien faasitasapainojen määrityksessä käytettiin pientä, säädettävää väli-taajuusuunia suojakaasu- ja tyhjövarusteineen (70 kW; Brown Boweri, Balzers).A small, adjustable intermediate-frequency furnace with shielding gas and vacuum equipment (70 kW; Brown Boweri, Balzers) was used in the basic study of precious metal distributions and in the determination of some of the most important phase equilibria.
Metallisoidun sulfidikiven faasien magneettisessa märkäerotuksessa käytettiin Wilfley-tyyppistä tärypöytää, mikä oli varustettu magneettisilla, kenttävoimakkuudeltaan säädettävillä uverlevyillä.For the wet wet separation of the metallized sulfide rock phases, a Wilfley-type vibrating table equipped with magnetic, field-strength-adjustable perforated plates was used.
Keksintöä selostetaan alla lähemmin esimerkkien avulla ja viitaten oheisiin kuvioihin 3-9, jotka esittävät esimerkeissä käytettyjen laitteistojen virtauskaavioita. Kuvio 3 ja esimerkki 1 kuvaavat ennestään tunnettua prosessijärjestelyä.The invention will be described in more detail below by means of examples and with reference to the accompanying Figures 3-9, which show flow diagrams of the apparatus used in the examples. Figure 3 and Example 1 illustrate a prior art process arrangement.
Varsinaista pelkistys-, lämpökäsittely- ja erotusprosessien optimointia teknillisesti tai ekonomisesti ei ole pyritty suorittamaan. On selvää, että prosessia voidaan eri arvometallien laadun ja määrän, prosessiosien lämpötilojen, tuotteiden jäähdytysnopeuden, faasierotus-tapojen ym. muuttujien suhteen varioida monella eri tavalla.No actual technical or economic attempt has been made to optimize the actual reduction, heat treatment and separation processes. It is clear that the process can be varied in many different ways in terms of the quality and quantity of different precious metals, the temperatures of the process parts, the cooling rate of the products, the phase separation methods, etc.
Esitetyissä esimerkeissä ovat sulatus-, konvertointi- ja pelkistys-lämpötilat vaihdelleet rajoissa 1200°-l400°C. Varsinaisia kestoheh-kutuksia ei sulfidikivien jäähdytyksessä ole käytetty. Jäähtymisen viiveaikaa säädeltiin vain valukerroksen paksuudella, joten tämä prosessiosa voidaan luonnollisesti suorittaa tehtyä tarkemmin. Jäähtymisen nopeutta pyrittiin hidastamaan nimenomaan lämpötilavälillä 1000°-700°C usean tunnin pituiseksi.In the examples shown, the melting, conversion and reduction temperatures have ranged from 1200 ° to 1400 ° C. The actual permanent annealing has not been used in the cooling of sulphide rocks. The cooling delay time was controlled only by the thickness of the casting layer, so this process part can, of course, be performed more accurately than done. The aim was to slow down the cooling rate specifically in the temperature range from 1000 ° to 700 ° C for several hours.
Esimerkkejä vastaavat massavirtauskaaviot, jakautuma-arvot, ainetaseet sekä komponenttien analyysiarvot on kerätty taulukoihin 1-14.The corresponding mass flow diagrams, distribution values, mass balances, and component analysis values are summarized in Tables 1-14.
5639G5639G
Esimerkki 1Example 1
Kuvio 3 esittää tavanomaista nikkelirikasteiden jalostustapaa. Vir-tauskaavion (taulukko 1) numerointia käyttäen tavanomainen prosessi on toiminnaltaan ja tuloksiltaan seuraava: Liekkisulatus(LS)- ja konvertointi(KV)-prosessien kuonat + 11 ja 13 pelkistetään sähköuu-ni(SU)-prosessissa hylkykuonaksi 12 ja SU-kiveksi 2. SU-kivi 2 ja LS-kivi 1 puhalletaan KV-prosessissa Ni-hienokiveksi 4 sekä KV-kuo-naksi 13.Figure 3 shows a conventional method of processing nickel concentrates. Using the numbering of the flow chart (Table 1), the conventional process has the following operation and results: The slag + 11 and 13 from the flame smelting (LS) and conversion (KV) processes are reduced in the electric furnace (SU) process to waste slag 12 and SU stone 2 The SU stone 2 and the LS stone 1 are blown in the KV process into Ni fine stone 4 and into KV stone 13.
Taulukon 1 jakautumalaskelman mukaisesti LS-syöttöseoksen sisältämästä koboltista joutuu hylkykuonaan peräti 83 %· Tasetta edeltävästä sula-tusperiodista saatavan SU-kiven 2 kobolttijakautuma on varsin huomattava (56 %)t joten osaprosessien suhteen voidaan havaita varsin suuriakin koboltin rikastumia (Su-kivi: 4,8 % Co, KV-kuona 13: 1*7 % Co). Hienokiven jakautuman (17 % Co) ohella on koboltin ainoa ulostulotie prosessista hylkykuona.According to the distribution calculation in Table 1, as much as 83% of the cobalt contained in the LS feed mixture ends up in scrap slag. 8% Co, KV slag 13: 1 * 7% Co). In addition to the fine stone distribution (17% Co), cobalt is the only outlet for the process Slag Slag.
Esimerkki 2Example 2
Kuviossa 4 esitetään eräs uuden menetelmän sovellutustapa koboltin talteensaannin parantamiseksi nikkelirikasteita sulatettaessa sekä samanaikaisesti tapa nikkelin jalostusprosessia häiritsevän kiertävän kuparikuormituksen alentamiseksi.Figure 4 shows an application of a new method for improving the recovery of cobalt during the smelting of nickel concentrates and at the same time a way for reducing the circulating copper load interfering with the nickel refining process.
Edellisessä esimerkissä huomattiin koboltin rikastuminen mm. KV-kuonaan, joten uutta menetelmää sovelletaan tässä KV-kuonien käsittelyyn.In the previous example, the enrichment of cobalt was observed e.g. To international slag, so the new method is applied here to the treatment of international slag.
Kuvion 4 mukaisesti (tulostaulukot 3 ja 4) KV-kuona 13 syötettiin erilliseen sähköuuniin SU-II ja siitä pelkistettiin arvometallit metalli-soiduksi sulfidikiveksi 5. Hylkykuonan kobolttijakautuma aleni tällöin edellisen esimerkin arvosta 83 % arvoon 47 %. KV-kuona 13 on pelkistetty karkealla Co-saannin hyötysuhteella (n = 70 %). LS-kuonaa 11 pelkistävän sähköuunin kuona 12 voidaan haluttaessa pelkistää tehokkaammin kuin esimerkkitapauksessa on tehty (η - 34 %). Tällöin luonnollisesti koboltin talteensaanti paranee.According to Figure 4 (Scoreboards 3 and 4), the KV slag 13 was fed to a separate electric furnace SU-II and the precious metals were reduced to metal-cast sulfide stone 5. The cobalt distribution of the wreck slag then decreased from 83% in the previous example to 47%. KV slag 13 is reduced with a coarse Co-input efficiency (n = 70%). If desired, the slag 12 of the electric furnace reducing the LS slag 11 can be reduced more efficiently than has been done in the example case (η - 34%). This naturally improves the recovery of cobalt.
Metallisoitu sulfidikivi 5 jäähtyi vapaasti kenttävalun jälkeen, murskattiin ja jauhettiin. Magneettierotuksessa saatiin SU-II-kivestä 5 magneettiseen erotusosaan varsin tarkoin sekä koboltti että nikkeli (hyötysuhteet: 96,4 ja 95,8 %). Epämagneettisen osan 7 eli sulfidi- 10 56390 rikasteen kuparin saanti oli 90 % ja pitoisuus 29,7 paino-% Cu, joten tuote soveltuu hyvin Cu-LS-syötteeksi. Saadulla kuparierotuksella voidaan vähentää nikkeliprosessin kiertävää kuparikuormitusta. Esimerkkiä 2 vastaavassa tapauksessa oli nikkelitehtaalta (liuotus, elektrolyysi) tulevan paluusakan määrä LS-syöttöseoksessa 5 % rikasteen määrästä (sakan analyysi - paino-% - oli: 42,1 Cu, 18,8 Ni, 0,24 Co, 1,10 Fe, 14,6 S, 4,40 S1O2 ja 6,94 Ox-BaO ym). Esimerkkiä 2 vastaavassa pro-sessitapauksessa on jatkojalostukseen saatava kobolttimäärä siten 51 % LS-syöttöseoksen koboltista, eli edelliseen esimerkkiin (1,B) verrattuna tulos parani 370 %.The metallized sulfide rock 5 cooled freely after field casting, crushed and ground. In magnetic separation, both cobalt and nickel were obtained from SU-II stone to 5 magnetic separators quite accurately (efficiencies: 96.4 and 95.8%). The copper yield of the non-magnetic part 7, i.e. the sulfide concentrate, was 90% and the content was 29.7% by weight Cu, so the product is well suited as a Cu-LS feed. The resulting copper separation can reduce the circulating copper load in the nickel process. In the case of Example 2, the amount of return precipitate from the nickel plant (leaching, electrolysis) in the LS feed mixture was 5% of the amount of concentrate (analysis of the precipitate -% by weight) was: 42.1 Cu, 18.8 Ni, 0.24 Co, 1.10 Fe , 14.6 S, 4.40 S1O2 and 6.94 Ox-BaO and others). In the process case corresponding to Example 2, the amount of cobalt obtained for further processing is thus 51% of the cobalt in the LS feed mixture, i.e. the result is improved by 370% compared to the previous example (1, B).
Esimerkki 3Example 3
Kuvion 5 mukaisessa prosessissa (taulukot 5 ja 6) LS-kuonapelkistys-kiveä ei syötetä KV-prosessiin, vaan sekä LS-kuona 11 että KV-kuona 13 pelkistetään yhdessä sähköuunissa (Su-I), josta saatava kuona on hylkykuona 15 ja sitä vastaava sulfidikivi 5 käsitellään menetelmän mukaisesti Co-Ni-raakametalliksi 6 sekä kuparirikasteeksi 7. Esimerkin mukaisessa ajossa on SU-I-prosessissa syntyvään sulfidikiveen syötetty lisärauta romuna. Syöttökuonan korkeahkosta rikkisisällöstä johtuen pyriittilisäystä ei ole suoritettu. Tulostaulukon 5 mukaisesti on ajosovellutuksessa jalostukseen saatava kobolttimäärä 47 % syötön kobolttimäärästä.In the process of Figure 5 (Tables 5 and 6), the LS slag reduction rock is not fed to the KV process, but both the LS slag 11 and the KV slag 13 are reduced in one electric furnace (Su-I), the slag of which is Scrap Slag 15 and the like. the sulphide rock 5 is treated according to the method as Co-Ni crude metal 6 and as copper concentrate 7. In the example run, additional iron fed to the sulphide rock generated in the SU-I process is scrap. Due to the relatively high sulfur content of the feed slag, no pyrite addition has been performed. According to Scoreboard 5, the amount of cobalt to be processed in the driving application is 47% of the amount of cobalt in the feed.
Esimerkki 4Example 4
Kuvion 6 mukaisessa sovellutuksessa suoritetaan nikkelin ja koboltin talteenotto kuparirikasteen prosessoinnin konvertointikuonista. Tavanomaisessa prosessoinnissa menetetään rikasteen sisältämä koboltti kokonaan ja valtaosa nikkelistä hylkykuonaan. Pieniä määriä nikkeliä menee (epätoivottuna) raakakupariin ja lopuksi anodeihin, jolloin näiden raffinointi vaikeutuu. Esimerkin mukaisessa ajotapauksessa (tulostaulukot 7 ja 8) joutuu LS-kiveen 1 syötön koboltista ja nikkelistä 50 % ja 93 %. Kiven konvertoinnissa siirtyy KV-kuonaan 12 mainituista määristä 99,6 % Co ja 79,9 % Ni. KV-kuonista voidaan siten saada talteen melkoinen osa syötön sivumetalleista, vaikka LS-kuonan 11 vaahdotuspuhdistuksessa osa menetetään hylkykuonaan.In the embodiment of Figure 6, nickel and cobalt are recovered from the copper concentrate processing conversion slags. In conventional processing, all of the cobalt in the concentrate and most of the nickel in the waste slag are lost. Small amounts of nickel go (undesirably) into the crude copper and finally into the anodes, making it difficult to refine them. In the driving case according to the example (result tables 7 and 8), 50% and 93% of the cobalt and nickel in the feed to the LS stone 1. In the conversion of stone, 99.6% of Co and 79.9% of Ni are transferred to the KV slag 12 of the mentioned amounts. Thus, a considerable part of the feed side metals can be recovered from the KV slag, although in the flotation cleaning of the LS slag 11 a part is lost to the waste slag.
Taulukon 7 mukaisesti saadaan SU-II-kiven 5 edelleen jalostuksessa magneettisen erotuksen metallifaasiin 6 LS-syöttöseoksen määristä koboltista 35 % ja nikkelistä 68 %. Tarkastellussa tapauksessa oli kuparirikasteen syöttö LS-prosessiin 25 t/h. Talteensaadut koboltti- 11 56398 ja nikkelimäärät ovat siten vuodessa 354 t Co ja 375 t Ni, joten ne ovat varsin suuret pienistä lähtöpitoisuuksista ja vain osittaisesta saannista huolimatta.According to Table 7, in the further processing of the SU-II stone 5, 35% of the amounts of the LS feed alloy and 68% of the nickel are obtained by magnetic separation in the metal phase 6. In the case under consideration, the supply of copper concentrate to the LS process was 25 t / h. The amounts of cobalt-11 56398 and nickel recovered are thus 354 t Co and 375 t Ni per year, so they are quite high despite the low starting concentrations and only partial intake.
Esimerkki 5 Tässä ajossa on suoritettu esimerkkejä 2 ja 4 vastaavien nikkeli-ja kupariprosesseissa saatavien konvertterikuonien yhdistetty pelkistys uuden menetelmän mukaisesti. Koeajo vastaa Cu-LS- ja Ni-LS-prosessien syöttömääriä 25 t/h ja 18 t/h.Example 5 In this run, a combined reduction of the converter slags obtained in the nickel and copper processes corresponding to Examples 2 and 4 has been carried out according to a new method. The test run corresponds to the feed rates of the Cu-LS and Ni-LS processes of 25 t / h and 18 t / h.
Kuonapelkistyksen tuloksena (taulukko 9) saatiin metallisoituun sulfi-dikiveen syöttömääristä laskettuna arvometallimäärät 39 ? Co, 9 ί Ni ja 3 % Cu. Magneettierotuksessa saatiin metallifaasiin vastaavasti 97 % koboltista ja 94 % nikkelistä. Koska tavanomaisessa menettelys sä kuparijalostuksen koboltti ja nikkeli menetetään, voidaan esimerkeistä 2 ja 4 sekä taulukon 9 arvoista laskea, että kuparin KV-kuonan ottaminen mukaan pelkistyksessä aiheuttaa pelkkään nikkeliprosessiin verrattuna jalostukseen saatavien Ni- ja Co-määrien huomattavan kasvun. Hienokiven ja metallifaasin nikkeli- ja kobolttimääristä laskettuna ovat saantiarvot nikkeliprosessiin verrattuna 184 % Co ja 103 % Ni.As a result of the slag reduction (Table 9), based on the feed volumes of the metallized sulfite rock, precious metal amounts of 39? Co, 9 and Ni and 3% Cu. Magnetic separation gave 97% of cobalt and 94% of nickel to the metal phase, respectively. Since cobalt and nickel are lost in the copper refining process in the conventional process, it can be deduced from the values in Examples 2 and 4 and Table 9 that the inclusion of KV slag in the reduction results in a significant increase in Ni and Co refining compared to the nickel process alone. Calculated from the amounts of nickel and cobalt in the fine stone and metal phase, the yield values for the nickel process are 184% Co and 103% Ni.
Esimerkki 6Example 6
Kuvion 7 mukaisessa sovellutuksessa on suoritettu vyöhykepelkistystä käyttäen LS-menetelmällä valmistetun rikasta nikkelikiveä vastaavan LS- ja KV-kuonafaasien pelkistys uutta menetelmää käyttäen.In the application according to Figure 7, the reduction of the LS and KV slag phases corresponding to the rich nickel rock produced by the LS method has been performed using zone reduction using a new method.
LS-prosessista (taulukot 10 ja 11) saatavan rikkaan nikkelikiven 1 rautapitoisuus on vain 3,5 % Pe, joten hienokivipuhalluksessa jää kuonamäärä varsin vähäiseksi. Prosessointitavasta johtuen siirtyy LS-kuona faasiin 11 syötön koboltti-, nikkeli- ja kuparimääristä vastaavasti 80 %a 15 % ja 17 %· LS-kuonan suoralla pelkistyksellä on tällöin erittäin tärkeä merkitys koboltti-nikkeli-jalostukselle paitsi koboltin tehostetun talteensaannin kannalta myös siinä, että LS-syötteen kuparista saadaan merkittävä osa konvertoitua kuparirikasteeksi.The iron content of the rich nickel stone 1 obtained from the LS process (Tables 10 and 11) is only 3.5% Pe, so the amount of slag in fine stone blasting remains quite small. Due to the processing method, LS slag enters phase 11 80% and 15% and 17% of the cobalt, nickel and copper amounts of the feed, respectively. A significant portion of the copper in the LS feed is converted to copper concentrate.
Taulukosta 10 voidaan todeta, että koboltin talteensaanti on korkea eli 71,9 %3 mikä määrä on tavanomaista (esimerkki 1) 560 % korkeampi.It can be seen from Table 10 that the recovery of cobalt is high, i.e. 71.9% 3 which is 560% higher than usual (Example 1).
12 5639812 56398
Esimerkki 7Example 7
Kuvion 8 mukaisessa koeajossa suoritettiin vyöhykepelkistystä LS-prosessin yhteydessä käyttäen raakakuparin valmistus toisessa ja nikkelihienokiven valmistus toisessa LSU-yksikössä. Prosesseista saatavat kuonafaasit pelkistettiin yhdistettyinä. Taulukon 12 jakautuma-arvoista voidaan huomata, että jätekuonaan 15 menetetään syötön arvo-metalleista vain määrät: 26,7 % Co, 1,2 % Ni ja 1,4 % Cu.In the test run according to Figure 8, zone reduction was performed in connection with the LS process using the production of crude copper in the second unit and the production of nickel fine stone in the second LSU unit. The slag phases from the processes were reduced in combination. From the distribution values in Table 12, it can be seen that only amounts of feed precious metals are lost to the waste slag 15: 26.7% Co, 1.2% Ni and 1.4% Cu.
Esimerkin mukaan voidaan menetelmää käyttäen konvertoida nikkeliri-kasteen sisältämästä kuparista kuparirikasteeksi 21,6 % ja siten alentaa nikkelijalostuksen kuparikuormitusta oleellisesti.According to an example, using the method, 21.6% of the copper contained in a nickel concentrate can be converted to a copper concentrate and thus the copper load of nickel refining can be substantially reduced.
Taulukon 12 mukaan sisältää raakakupari 35,3 % syötön koboltista, mikä vastaa 53,8 % kuparirikasteen syötön kobolttimäärästä. Tämä johtuu vyöhykepelkistyksen alaisesta LS-konvertoinnista. Anodiuuniraffinoin-nissa tämä kobolttimäärä saadaan talteen lähes puhtaana oksidina. Nikkeli-kobolttitehtaan jalostukseen saadaa.n raakakuparin kobolttimäärä huomioiden 67,7 % syötön kobolttimäärästä eli yli 200 % pelkän nikkelin prosessoinnin kobolttimäärästä.According to Table 12, crude copper contains 35.3% of the cobalt feed, which corresponds to 53.8% of the cobalt feed of the copper concentrate feed. This is due to LS conversion under zone reduction. In anode furnace refining, this amount of cobalt is recovered as almost pure oxide. Taking into account the cobalt content of the crude copper obtained for the refining of the nickel-cobalt plant, 67.7% of the cobalt content of the feed, ie more than 200% of the cobalt content of nickel processing alone.
Esimerkki 8Example 8
Suoritettiin Mansfeldin kuparikuilu-uuneista saatavan rautavaltaisen metallisen välituotteen sisältämien monilukuisten arvometallien jako kahteen jatkojalostusryhmään uuden menetelmän mukaisesti. Tällöin oli tarpeen vain metallifaasin valvottu sulfidoiminen sekä sulan jäähdytys vapaana kenttävaluna.The division of the numerous precious metals contained in the ferrous metal intermediate from the Mansfeld copper shaft furnaces into two further processing groups was performed according to the new method. In this case, only the controlled sulfidation of the metal phase and the cooling of the melt as free field casting were necessary.
Tulostaulukon 14 mukaan arvometallien jakautuminen (paino-$ Me) erotuksen metallifaasin syöttömääristä laskettuna oli seuraava: 54,1 Fe, 93.0 Co, 89,1 Ni, 10,2 Cu, 8l,2 Mo, 95,0 Ga, 90,0 Ge, 25,0 Ag, 90,0 W, 80.0 Re ja 90,0 Au. Epämagneettisen sulfidifaasin (määrä 41 %) tärkeimmät arvometallipitoisuudet olivat 12,7 paino-i Cu, 187 ppm Ag ja 1 ppm Au, joten se sopii sulatettavaksi hyvin kuparirikasteiden yhteydessä. Tällöin saadaan myös huomattava osa välituotteen jalometalleista talteen.According to Scoreboard 14, the distribution (weight- $ Me) of the precious metals calculated from the feed rates of the metal phase of the difference was as follows: 54.1 Fe, 93.0 Co, 89.1 Ni, 10.2 Cu, 8l, 2 Mo, 95.0 Ga, 90.0 Ge , 25.0 Ag, 90.0 W, 80.0 Re and 90.0 Au. The main precious metal contents of the non-magnetic sulfide phase (amount 41%) were 12.7 wt.% Cu, 187 ppm Ag and 1 ppm Au, so it is well suited for smelting in the case of copper concentrates. In this case, a considerable part of the precious metals of the intermediate is also recovered.
Metallifaasista voidaan hydrometallurgisesti ottaa talteen haluttaessa kaikki komponentit tai määrätty osa. Suorittamalla metallifaasin uudelleen sulfidointi sekä sulfatoiva pasutus, saadaan sen metallisisäl-löstä helposti talteen metallit Co, Ni, Cu ja Mo, i 13 56396If desired, all components or a certain part can be recovered from the metal phase hydrometallurgically. By re-sulphidating the metal phase and sulphating roasting, the metals Co, Ni, Cu and Mo, i 13 56396 are easily recovered from its metal content.
Taulukko 1table 1
Viite- Prosessikomponentti Jakautuma, % numero Co Ni Cu 0 Ni-LSU-syöte 100,0 100,0 100,0 1 LSU-kivi 48,2 89,3 85,1 11 LSU-kuona 51,8 10,7 14,9 2 SU-I-kivi 56,1 13,8 12,9 12 Su-I-kuona 83,0 2,4 8,6 3 3=1+2 104,3 103,1 98,0 13 KV-kuona 87,4 5,4 6,5 4 KV-hienokivi 17,0 97,6 91,4 B Syöte B = 0 + 2 100,0 100,0 100,0 2 SU-I-kivi 36,0 12,1 11,4 12 Su-I-kuona 53,2 2,1 7,6 13 KV-kuona 56,0 4,7 5,8 4 KV-hienokivi 10,9 85,8 8l,0 56398 in σ\ -=r o mdReference Process Component Distribution,% Number Co Ni Cu 0 Ni-LSU Feed 100.0 100.0 100.0 1 LSU Rock 48.2 89.3 85.1 11 LSU Slag 51.8 10.7 14, 9 2 SU-I stone 56.1 13.8 12.9 12 Su-I slag 83.0 2.4 8.6 3 3 = 1 + 2 104.3 103.1 98.0 13 KV slag 87.4 5.4 6.5 4 KV fine stone 17.0 97.6 91.4 B Input B = 0 + 2 100.0 100.0 100.0 2 SU-I stone 36.0 12.1 11.4 12 Su-I slag 53.2 2.1 7.6 13 KV slag 56.0 4.7 5.8 4 KV fine stone 10.9 85.8 8l, 0 56398 in σ \ - = ro md
-=Γ I 1Λ I H I N- = Γ I 1Λ I H I N
X " " " AX "" "A
O -=r MD MD I—IO - = r MD MD I — I
f— O LP» MD COf— O LP »MD CO
C— OJ CM OO CMC— OJ CM OO CM
oi a a a ι a i a O O O O O [—oi a a a ι a i a O O O O O [-
•H CM OO OO CM• H CM OO OO CM
coc/o
bObO
Di -=r oo lco ct\ ct\ o ooDi - = r oo lco ct \ ct \ o oo
rH MD MD -=Γ rH ICO COrH MD MD - = Γ rH ICO CO
O *> ·% r* #iO *> ·% r * #i
ICO a MD CO rH MD H MD OICO and MD CO rH MD H MD O
O. O CM CM rHO. O CM CM rH
-3"-3 "
-P-P
•h*o .. coin o oo• h * o .. coin o oo
co+ cö o m i n i i-Hco + cö o m i n i i-H
>i Φ Di A A A A> i Φ Di A A A A
>3 « Di CM MD CM 0—> 3 «Di CM MD CM 0—
rH CDrH CD
CC) -H CM 0--=r HCOO HCC) -H CM 0 - = r HCOO H
d cc lco oo md o on lco oo cc) bO a a a a a a a I <0 Di " LCO LCO ICO OOLO O 0- CD « bO bObO ΙΛ(ΜΗ- 0O-=r -=r co Di O Di Did cc lco oo md o on lco oo cc) bO a a a a a a a I <0 Di "LCO LCO ICO OOLO O 0- CD« bO BObO ΙΛ (ΜΗ- 0O- = r - = r co Di O Di Di
CC) a O O LOO CM C\l NCC) a O O LOO CM C \ l N
63 bO OO MD O CM MD H OO CM -3" MD63 bO OO MD O CM MD H OO CM -3 "MD
Di *3 LTD AA A A A A A A ADi * 3 LTD AA A A A A A A A A
O CMCO <J\ CM O O O -=3" O O rHO CMCO <J \ CM O O O - = 3 "O O rH
o o m cm m bO m <—i · · i—i 0) Dioo CÖo o m cm m bO m <—i · · i — i 0) Dioo CÖ
CO ·· d ·Η · O O MD CM C— CO COCO ·· d · Η · O O MD CM C— CO CO
cö o·· cd o >cö inooDc-HinNcö o ·· cd o> cö inooDc-HinN
+3 -h -a- cd d d -h d ·> " « « ί ·* ·*+3 -h -a- cd d d -h d ·> "« «ί · * · *
CD 2 CM d O Di Di! O LCO O O rH O ·=Τ CMCD 2 CM d O Di Di! O LCO O O rH O · = Τ CM
d rHodi id m oo md •H d Di H H D*!d rHodi id m oo md • H d Di H H D *!
cö ·· Dc! Il IIcö ·· Dc! Il II
coi > d d > o o n i—i oo o m cö d odd «co co « in o iTMT. oo impcoi> d d> o o n i — i oo o m cö d Odd «co co« in o iTMT. oo imp
> O CD CO A A A A a A A> O CD CO A A A A a A A
cö CO dl ·» cm inom0NHcö CO dl · »cm inom0NH
cö :0 " a bO i—I i—I CMcö: 0 "a bO i — I i — I CM
-P -P « bO a M Dc! co -P bO Di bO Di cö :θ Dc! Di cm > >300"-P -P «bO a M Dc! co -P bO Di bO Di cö: θ Dc! Di cm>> 300 "
CO "MD " OOCO "MD" OO
rH 0) a O " KO OrH 0) a O "KO O
-P KO LCO CO O rH-P KO LCO CO O rH
:CÖ CO O OO CM CM: CÖ CO O OO CM CM
•H CÖ CM• H CÖ CM
Di Di ·· ··Di Di ·· ··
Di -H ·· cö -rl d d*H d > -H ·· 0) -P ·γΗ > O ·Η > ·ΗDi -H ·· cö -rl d d * H d> -H ·· 0) -P · γΗ> O · Η> · Η
g -H rH ·Η d Di ·Η > COg -H rH · Η d Di · Η> CO
•H -P CD Di Di I Di ·Η O• H -P CD Di Di I Di · Η O
CO d Di I I H | Di CUCO d Di I I H | Di CU
W CD Di DD DD I DD I COW CD Di DD DD I DD I CO
d ·Η CO -H CO DD CO > SO cö •H O ·Η 2 J CO d CO ”1-0« -P CÖ-Hd • CO a CO CO -H -P -H d > O CÖ (M (O g M <D co :θ > O ·Η d ·Η dd · Η CO -H CO DD CO> SO cö • HO · Η 2 J CO d CO ”1-0« -P CÖ-Hd • CO a CO CO -H -P -H d> O CÖ (M (O g M <D co: θ> O · Η d · Η d
CD O cd ” ·· CO ·· ·· co ·· ·· -P >>·Η d Di Di > OCD O cd ”·· CO ·· ·· co ·· ·· -P >> · Η d Di Di> O
O coDi CO CD CD O CD CD (DCDCD -HCODiDil l-Hd « O CD O-P-P d-P-P CO -P -P COI I iHHDiDi « d ra d ;0 O 0<:0 0 0:0 0 >> d d d l i i i di P) cö o< >, d i >3d d >3 d >,cococoiod>> J Φ EC IC063I—ICOEhOiCOEh rHdddCOCO«« ED co d I I CÖ < cö co d > d 63 EH d CO « < 15 56398 TAULUKKO 3 τ,______,· Jakautuma, %O CoDi CO CD CD O CD CD (DCDCD -HCODiDil l-Hd «O CD OPP dPP CO -P -P COI I iHHDiDi« d ra d; 0 O 0 <: 0 0 0: 0 0 >> dddliii di P) cö o <>, di> 3d d> 3 d>, cococoiod >> J Φ EC IC063I — ICOEhOiCOEh rHdddCOCO «« ED co d II CÖ <cö co d> d 63 EH d CO «<15 56398 TABLE 3 τ, ______ , · Distribution,%
Viite- Prosessi- -*- numero komponentti Co Ni Cu 0 Ni-LSU-syöte 100,0 100,0 100,0 1 LSU-kivi 48,2 89,3 85,1 11 LSU-kuona 51,8 10,7 14,9 2 SU-I-kivi 17,4 9,9 9,1 12 SU-I-kuona 34,4 0,9 5,8 3 3=1+2 65,6 99,1 94,2 13 KV-kuona 43,9 5,0 6,2 4 KV-kivi 21,7 94,2 88,0 5 SU-II-kivi 30,8 4,8 5,1 14 SU-II-kuona 13,0 0,1 1,1 15 Jätekuona 47,4 1,0 6,9 6 Erotus: Mg-faasi 29,7 4,6 0,5 7 Erotus: EMg-faasi 1,1 0,2 4,6 4+6 Ni-Co-tehtaan syöte 51,4 98,8 88,5 16 56398 05 =ί m c— σ> X ΐ I in I to I vo I to I i O * ·* ·*Reference Process - * - number component Co Ni Cu 0 Ni-LSU feed 100.0 100.0 100.0 1 LSU rock 48.2 89.3 85.1 11 LSU slag 51.8 10.7 14.9 2 SU-I stone 17.4 9.9 9.1 12 SU-I slag 34.4 0.9 5.8 3 3 = 1 + 2 65.6 99.1 94.2 13 KV slag 43.9 5.0 6.2 4 KV stone 21.7 94.2 88.0 5 SU-II stone 30.8 4.8 5.1 14 SU-II slag 13.0 0, 1 1.1 15 Waste slag 47.4 1.0 6.9 6 Separation: Mg phase 29.7 4.6 0.5 7 Separation: EMg phase 1.1 0.2 4.6 4 + 6 Ni- Co factory input 51.4 98.8 88.5 16 56398 05 = ί mc— σ> X ΐ I in I to I vo I to I i O * · * · *
-=3" VO VO (H (H- = 3 "VO VO (H (H
Ο. ΝΟΙΓι ΙΛ m 03 O t— CM OJ LTV 05 mΟ. ΝΟΙΓι ΙΛ m 03 O t— CM OJ LTV 05 m
Η A * I <\ I A I «V I IΗ A * I <\ I A I «V I I
co o o o h m o\ oj m m c\j cvj =j-mmomoomm mvo h vo vo o =r OOioH m t— CO bO Λ·Χ»\·»·»«Λ«Λ·(·1co o o o h m o \ oj m m c \ j cvj = j-mmomoomm mvo h vo vo o = r OOioH m t— CO bO Λ · Χ »\ ·» · »« Λ «Λ · (· 1
,Χ VOOOHOHNHOHOtO, Χ VOOOHOHNHOHOtO
OJ OJ rH I—I OJOJ OJ rH I — I OJ
** 05 I r- (X " =r i n +- ·· 05 LT5 m H Lf5 Ρ Φ 3 ι o m ι η ι m ι cm ι i •H C3 CO λ *\** 05 I r- (X "= r i n + - ·· 05 LT5 m H Lf5 Ρ Φ 3 ι o m ι η ι m ι cm ι i • H C3 CO λ * \
W O OJ VO I—I C— r—IW O OJ VO I — I C— r — I
>1 CO> 1 CO
>> 3>> 3
cö Ocö O
3 3 oj c—=r =r h o in m o\ r— c— cö o cd moo co tj\ m m oj oo o oj oo3 3 oj c— = r = r h o in m o \ r— c— cö o cd moo co tj \ m m oj oo o oj oo
IptJIptJ
Φ 3 m m m ο-m o m t~-h mo- co φ m cm =* =r .=r =r=rmmm 3 3Φ 3 m m m ο-m o m t ~ -h mo- co φ m cm = * = r. = R = r = rmmm 3 3
Eh .h -pEh .h -p
p o o into ι-H m m=r 05 c\i rH O bO bQ Φ cm vo H oo rH moo [— OJ lf\COp o o into ι-H m m = r 05 c \ i rH O bO bQ Φ cm vo H oo rH moo [- OJ lf \ CO
O ^ bO rX Φ bO bO bO Λ! 3 oooHOOomoooo bo o o bo X « m ί cöO ^ bO rX Φ bO bO bO Λ! 3 oooHOOomoooo bo o o bo X «m ί cö
o m s- o s- m Eo m s- o s- m E
o *H ·< « « H Kd O OVO MD ino ON-3 CVJo * H · <«« H Kd O OVO MD ino ON-3 CVJ
bO ·* o co mo cm H a m o oo cm o mm cm o ovco η ,x o m oj m y ***1**»·%****#*»%»» S m h·· H ·· inoocoo3-(M3 0inc\i Φ o oo cd cd « m oj vo cm mbO · * o co mo cm H amo oo cm o mm cm o ovco η, Xom oj my *** 1 ** »·% **** # *»% »» S mh ·· H ·· inoocoo3- ( M3 0inc \ i Φ o oo cd cd «m oj vo cm m
w * ·· 3 3 hOw * ·· 3 3 hO
3 o · cdo ·Η « · o ,Χ P -=3- cci 3 3 >3 -H 33 o · cdo · Η «· o, Χ P - = 3- cci 3 3> 3 -H 3
Φ (Μ3 0.Χ·γΗ3Ρ.Χ CMΦ (Μ3 0.Χ · γΗ3Ρ.Χ CM
3 I—I o 31 j* o pi oo oom=3-ojmcococr\cr\=r •H 3 3 3s! I—I 13 -H n * ino mow m3-vo aito s3 I — I o 31 j * o pi oo oom = 3-ojmcococr \ cr \ = r • H 3 3 3s! I — I 13 -H n * ino mow m3-vo aito s
3 O “.X II His! ΉΗ OO3 O “.X II His! ΉΗ OO
COI >35 II 3 I OjmOHOC—HHOHCTvCOI> 35 II 3 I OjmOHOC-HHOHCTv
3 0 33 X! CO 33 > S33 ·· H H CM H OJ3 0 33 X! CO 33> S33 ·· H H CM H OJ
> <1) CO CO » Oh CO 3> <1) CO CO »Oh CO 3
3 CO kO CO3 CO kO CO
cd :o **·%·***·* ocd: o ** ·% · *** · * o
P Ρ « bObO bObO bflbO bO WP Ρ «BObO BObO bflbO bO W
co P bO .X .X ,Χ .X .X 3co P bO .X .X, Χ .X .X 3
3 :θ .X P3: θ .X P
> >j OS OOO O 50 M3 O>> j OS OOO O 50 M3 O
COO * * ·\ Λ r» Π cm φ ·> o m mov o m m φ pm moj ο cr\ mn h :cd co o oo cm H 3 cd •h 3 cm .· .. <d co .X ,Χ ·· ·· -Η ·Η 3 o XS -H .. cd ·Η ·· > > -H cd 3 3 ·Η 3 > ·Η ·· cd ·Η ·Η P CO 3 <υ Ρ ·Η> Ο-Η >·Γ-Ι 3 J* co .is! ρ ο φ Ε ·ΗΗ·Η3^!·Η>Οι3ΙΦ 3 3 •Η Ρ <υ 3*ί 3ϋί I ,Χ ·γΗ 3ΗΡΗΦ C0 3·Η C0 3 .X I ΙΗ Ιϋ ,Χ Η Ο Η 3 Ο 3 Φ Ρ W φ ϋ3 33 I ΟΙ ·Η I I 3 I bO :θ 3 -Η33Ρ 3 -HCO-HCOO 00 ί> ω>0 Φ03 Ρ 3·Η3 >0·ηφ •Η Ο ·Η S 31 COlOCO 1-3 bcj C0!siCO COS Ρ -H 3 > Ο 3-Η3ΡΦ • CO a CO CO ·Η Φ 3 :o > O ·Η 3 -H 3 .X 3* P 3COO * * · \ Λ r »Π cm φ ·> om mov omm φ pm moj ο cr \ mn h: cd co o oo cm H 3 cd • h 3 cm. · .. <d co .X, Χ ·· ·· -Η · Η 3 o XS -H .. cd · Η ··>> -H cd 3 3 · Η 3> · Η ·· cd · Η · Η P CO 3 <υ Ρ · Η> Ο-Η > · Γ-Ι 3 J * co .is! ρ ο φ Ε · ΗΗ · Η3 ^! · Η> Οι3ΙΦ 3 3 • Η Ρ <υ 3 * ί 3ϋί I, Χ · γΗ 3ΗΡΗΦ C0 3 · Η C0 3 .XI ΙΗ Ιϋ, Χ Η Ο Η 3 Ο 3 Φ Ρ W φ ϋ3 33 I ΟΙ · Η II 3 I bO: θ 3 -Η33Ρ 3 -HCO-HCOO 00 ί> ω> 0 Φ03 Ρ 3 · Η3> 0 · ηφ • Η Ο · Η S 31 COlOCO 1-3 bcj C0! SiCO COS Ρ -H 3> Ο 3-Η3ΡΦ • CO a CO CO · Η Φ 3: o> O · Η 3 -H 3 .X 3 * P 3
=j- co E co ·· ·· φ .. .. co .· .· co .· ·· φ ·. ·· >>·η 3 3s3 3sd > o ι ι Φ bO= j- co E co ·· ·· φ .. .. co. ·. · co. · ·· φ ·. ·· >> · η 3 3s3 3sd> o ι ι Φ bO
Φ O ΦΦΦ CO Φ Φ CO Φ φ ΟΦΦ 3 Φ Φ CO 3s; I Ι-Η3ΗΗΦ3 O CO COPP OPP ΦΡΡ 3 Ρ Ρ ·Η Ρ Ρ ΡΙΙΙΗΜ^!Λ:ΗΗ3ΕΦ O ΦΦΦ CO Φ Φ CO Φ φ ΟΦΦ 3 Φ Φ CO 3s; I Ι-Η3ΗΗΦ3 O CO COPP OPP ΦΡΡ 3 Ρ Ρ · Η Ρ Ρ ΡΙΙΙΗΜ ^! Λ: ΗΗ3Ε
« O Φ O :θ O 3=0 0 co:0 0 a:0 0 PU30 ·Η3>3>3>Ι I I I I IbOOT«O Φ O: θ O 3 = 0 0 co: 0 0 a: 0 0 PU30 · Η3> 3> 3> Ι I I I I IbOOT
« 3 co 3 >> 3 a>»3 O >s 3 ι >i3 P >i3 to CO W W 3 3 > > 3 3 3 a«3 co 3 >> 3 a>» 3 O> s 3 ι> i3 P> i3 to CO W W 3 3>> 3 3 3 a
3> ft 3 acOEH I co EH 3 CO Eh H CO EH Φ CO EH >) J 3 J CO CO W M CO CO S W3> ft 3 acOEH I co EH 3 CO Eh H CO EH Φ CO EH>) J 3 J CO CO W M CO CO S W
i-3 Φ Eh I H a H Φ >ai-3 Φ Eh I H a H Φ> a
33 CO 35 I I I 3 H33 CO 35 I I I 3 H
< 3 CO 33 t> a faO 3<3 CO 33 t> a faO 3
Eh Eh J CO M CO 3 3 > S < 17 563b8 TAULUKKO 5 „ . Jakautuma - %Eh Eh J CO M CO 3 3> S <17 563b8 TABLE 5 „. Distribution -%
Viite- Prosessi- - numero_komponentti_Co_Ni_Cu 0 Ni-LSU-syöte 100,0 100,0 100,0 1 LSU-kivi 48,2 89,3 85,1 11 LSU-kuona 51,8 10,7 14,9 13 KV-kuona 33,6 5,1 6,3 4 KV-kivi 14,6 84,1 78,8 14 14=11 + 13 85,4 15,9 21,2 5 SU-kivi 34,4 13,9 13,6 15 SU-kuona 51,0 2,0 7,7 6 Erotus: Mg-faasi 32,4 13,1 12,9 7 Erotus: EMg-faasi 2,0 0,8 0,7 4+6 Ni-Co-tehtaan syöte 47,0 97,2 91,7 18 56396Reference Process - number_component_Co_Ni_Cu 0 Ni-LSU feed 100.0 100.0 100.0 1 LSU rock 48.2 89.3 85.1 11 LSU slag 51.8 10.7 14.9 13 KV- slag 33.6 5.1 6.3 4 KV stone 14.6 84.1 78.8 14 14 = 11 + 13 85.4 15.9 21.2 5 SU stone 34.4 13.9 13, 6 15 SU slag 51.0 2.0 7.7 6 Separation: Mg phase 32.4 13.1 12.9 7 Separation: EMg phase 2.0 0.8 0.7 4 + 6 Ni-Co factory feed 47.0 97.2 91.7 18 56396
CJV -=T -¾- LOCJV - = T -¾- LO
X ·=Γ I LTV I t— I CM ) IX · = Γ I LTV I t— I CM) I
Ο Λ Λ rv *.Ο Λ Λ rv *.
-3- VO rH VO-3- VO rH VO
t— O LTV O CMt— O LTV O CM
CV C— CM CM O OOCV C— CM CM O OO
O ·*·»»! "*l ·»! IO · * · »»! "* l ·»! I
•H O O O f— O• H O O O f— O
CO CM KV CM KVCO CM KV CM KV
-=r kv tn o moo κν σν σν- = r kv tn o moo κν σν σν
H VO VQ LO H CM O C—COH VO VQ LO H CM O C — CO
CO bO λ#.*·.·**·**#* I Λ! VO CO i—I VO i—(Oi—I O C^-CO bO λ #. * ·. · ** · ** # * I Λ! VO CO i — I VO i— (Oi — I O C ^ -
O. CM CM rH CMO. CM CM rH CM
c— ·» n p mc— · »n p m
•H rH• H rH
3 kv ovin s co >5 + ·· o kv σν cm >> CD CÖ | λ n | *i | n | |3 kv ovin s co> 5 + ·· o kv σν cm >> CD CÖ | λ n | * i | n | |
Ή Ph bO 3 CMVOVOrHΉ Ph bO 3 CMVOVOrH
cd Pi Ocd Pi O
3 to cd tn 33 to cd tn 3
I *v PI * v P
CD VO OCD VO O
CO i—I 3 CM K3 OV0 003 CM UVCO i — I 3 CM K3 OV0 003 CM UV
Cd CD CD UVODVO LTVCO CMOO H h- EH [x< ..Cd CD CD UVODVO LTVCO CMOO H h- EH [x <..
3 3 m tn tn o tv- c—vo m cm H CD KV CM-3· 3- ΙΠ3 vo -=r o 33 3 m tn tn o tv- c — vo m cm H CD KV CM-3 · 3- ΙΠ3 vo - = r o 3
Pt *HPt * H
PP
·> P O O LO CM C~-3 rH O KV·> P O O LO CM C ~ -3 rH O KV
O bO bO bO bO CD CM vo H 3" C— σν CM co KVO bO bO bO bO CD CM vo H 3 "C— σν CM co KV
O Pii Pii Ps! Pd CD «·>η·>·>η·»Λ«O Pii Pii Ps! Pd CD «·> η ·> ·> η ·» Λ «
bO 3 OOOOOrHOCvJObO 3 OOOOOrHOCvJO
o σν Pii o o bOo σν Pii o o bO
#\ *1 Λ Cd# \ * 1 Λ Cd
O CM O O rH EO CM O O rH E
tn KV KV rH CM iCotn KV KV rH CM iCo
bOOO rH P σν U O O VO 30 OO KV 3 C— CMbOOO rH P σν U O O VO 30 OO KV 3 C— CM
•h Pii <D tn o oo tn h p h tn vo 12 #*Λ*\*1*.Λ*.*»#Η• h Pii <D tn o oo tn h p h tn vo 12 # * Λ * \ * 1 * .Λ *. * »# Η
CD o.· .. .... « tn003KVH00KVCD o. · .. .... «tn003KVH00KV
co «3 cö cd cd bO kv vo cm kv 3 o 3 3 3 3 Pi p 3-0 ·· o o oco «3 cö cd cd bO kv vo cm kv 3 o 3 3 3 3 Pi p 3-0 ·· o o o
CD CM 3 3 3 3 3 CMCD CM 3 3 3 3 3 CM
3 rH Pii Psi Pii Pii Pi ·< o o tn O [— C—VO CM CM3 rH Pii Psi Pii Pii Pi · <o o tn O [- C — VO CM CM
H 3 i Pi i li σν tn o tn tn c— kv cm it—3·H 3 i Pi i li σν tn o tn tn c— kv cm it — 3 ·
Cd O ·. tO CD t> p> £3 CMCd O ·. tO CD t> p> £ 3 CM
coco «hm «co CMKVOK-Ησνοοιηcoco «hm« co CMKVOK-Ησνοοιη
3 O O .3 .. rH CM CM3 O O .3 .. rH CM CM
> CD 1 3 3 co bO co> CD 1 3 3 co bO co
cd to ·> *> pi ·» ·* Ocd to ·> *> pi · »· * O
P PbObO bflbObOco CO P Pi Pi σν PiPi Pi 3P PbObO bflbObOco CO P Pi Pi σν PiPi Pi 3
3 :o «> P3: o «> P
> >jO o oo oo o o CO « *<CO ·> n «3 kv cd kv kv öin inäi PO O .. m3- 3- ÄÖ CO CM CM -H OO 3 3>> jO o oo oo o o CO «* <CO ·> n« 3 kv cd kv kv öininäi PO O .. m3- 3- ÄÖ CO CM CM -H OO 3 3
•H Cd > CD CO• H Cd> CD CO
Pi Pi ·Η ·· 3 OPi Pi · Η ·· 3 O
Pi -H .... Pi 3 ·Η Cd 3 3 ·Η -H O 3 ·· CO .. p CO 3Pi -H .... Pi 3 · Η Cd 3 3 · Η -H O 3 ·· CO .. p CO 3
CD P *H > >3 0-H3-HP CO O <DCD P * H>> 3 0-H3-HP CO O <D
E ·γΗγΗ·Η·γΗΦ3>Ρ>Φ o 3 •H P CD Pi Pi -H Pi-H OH CD CD 3 *rlE · γΗγΗ · Η · γΗΦ3> Ρ> Φ o 3 • H P CD Pi Pi -H Pi-H OH CD CD 3 * rl
3 3 Pii 1.3 I Pi 3 Pi 3 3 CDP3 3 Pi 1.3 I Pi 3 Pi 3 3 CDP
w CD Pi O to I OICDlbO :o 3 Pw CD Pi O to I OICDlbO: o 3 P
3 *rH CO CO > ·Η CO O 03 PCÖ -H CD3 * rH CO CO> · Η CO O 03 PCÖ -H CD
•ΗΟΉΟΟ Ρΐϋ 3hJcO CCOS P"H 3 3 3 P CD• ΗΟΉΟΟ Ρΐϋ 3hJcO CCOS P "H 3 3 3 P CD
• 3 0 3 ·ιΗ 3 α> 0>0·Η3·Η3Ρ3• 3 0 3 · ιΗ 3 α> 0> 0 · Η3 · Η3Ρ3
VO 3 E 3 ·. .. CO ·· .· CD .. .. 3 ·. ·· >>·Η 3 > O > O CD bOVO 3 E 3 ·. .. CO ··. · CD .. .. 3 ·. ·· >> · Η 3> O> O CD bO
CD O (D (D CD 3 CD CD 3<D(DtH<DCD P3PiPi.H3"H3CD3 O 3 Pi COPP CD P P OPP PPP -HI I IPiPiPiPi30 « O <D 0:0 0 to O O 3 :θ O Ρβ O WOOtOI | | ibOKd « ?H 3 3 t>s 3 O «3 a t>> 3 <D>>3 >5COcOCO>>Oto3aCD O (D (D CD 3 CD CD 3 <D (DtH <DCD P3PiPi.H3 "H3CD3 O 3 Pi COPP CD PP OPP PPP -HI I IPiPiPiPi30« O <D 0: 0 0 to OO 3: θ O Ρβ O WOOtOI || ibOKd «? H 3 3 t> s 3 O« 3 at >> 3 <D>> 3> 5COcOCO >> Oto3a
o a 3 acOEH 3C0EH l 33 CDCOB >>0Ii3|O««C0C0SWo a 3 acOEH 3C0EH l 33 CDCOB >> 0Ii3 | O «« C0C0SW
O (D E-l I a M 3 rHO (D E-l I a M 3 rH
0 3 0 I I bO 3 < 3 CO > O 3 30 3 0 I I bO 3 <3 CO> O 3 3
EH EH O « CO S , <CEH EH O «CO S, <C
19 56398 TAULUKKO 7 „ . Jakautuma-^19 56398 TABLE 7 “. ^ Jakautuma-
Viite- Prosessi- - numero_komponentti_Co_Ni_Cu 0 Cu-LSU-syöte 100,0 100,0 100,0 1 LSU-kivi 49,7 92,9 95,9 11 LSU-kuona 50,3 7,1 4,1 4 KV-raakametalli 0,2 18,7 92,8 12 KV-kuona 49,5 74,2 3,1 5 SU-kivi 37,2 72,6 2,9 15 SU-kuona 12,2 1,6 0,2 6 Erotus: Mg-faasi 34,6 68,2 0,1 7 Erotus: EMg-faasi 2,6 4,4 2,8 6 Ni-Co-tehtaan syöte 34,6 68,2 0,1 56398 20 σ\ c\j on c-~Reference Process - number_component_Co_Ni_Cu 0 Cu-LSU input 100.0 100.0 100.0 1 LSU rock 49.7 92.9 95.9 11 LSU slag 50.3 7.1 4.1 4 KV- crude metal 0.2 18.7 92.8 12 KV slag 49.5 74.2 3.1 5 SU rock 37.2 72.6 2.9 15 SU slag 12.2 1.6 0.2 6 Difference: Mg phase 34.6 68.2 0.1 7 Difference: EMg phase 2.6 4.4 2.8 6 Ni-Co plant input 34.6 68.2 0.1 56398 20 σ \ c \ j is c- ~
X UN KN UN ONX AND KN AND ON
O n I n I n I ·> I IO n I n I n I ·> I I
C\J UN rH r—IC \ J AND rH r — I
rH UNOO O UNrH UNOO O UN
CM m CVI O O OOCM m CVI O O OO
OO
•H m O C— UN CO• H m O C— UN CO
CO I I C\l OJ CMCO I I C \ l OJ CM
bObO
Os! H^r inn ono γΛ(\ι n r\j^r kno w no ιλ^·Os! H ^ r inn ono γΛ (\ ι n r \ j ^ r kno w no ιλ ^ ·
CO OCO O
O ON OJ I—I O I—I CO (—I O OOO ON OJ I — I O I — I CO (—I O OO
I ·» CNJ CM rH CMI · »CNJ CM rH CM
CU OOCU OO
i—I Ii — I I
PKN CÖ -3" m VO rHPKN CÖ -3 "m VO rH
Ή + CO ON UN O m CO Φ O I #. n I n I a | |Ή + CO ON UN O m CO Φ O I #. n I n I a | |
>s fc CO KNVO CM |H> s fc CO KNVO CM | H
>5 OS rH> 5 OS rH
I—I PI — I P
¢0 O¢ 0 O
G G O -3" UN UN-=T .=3-OO VOG G O -3 "UN UN- = T. = 3-OO VO
CÖ Φ m)—I C— O OO O I—I OJCÖ Φ m) —I C— O OO O I — I OJ
I ***\*>| ***»#>#*·»I *** \ *> | *** »#> # * ·»
Φ Φ G onon-=t c—oo ο m>—IΦ Φ G onon- = t c — oo ο m> —I
CO fx, 0) CMrH.=r=3-muNLnmCO fx, 0) CMrH. = R = 3-muNLnm
d Gd G
Eh ·ΗEh · Η
PP
PP
Φ CMvom on unvo in-=r bO Φ unvo in inoo-a- hoo O bO X G aaaiaaaaaΦ CMvom is unvo in- = r bO Φ unvo in inoo-a- hoo O bO X G aaaiaaaaa
O bO Os! bO OOOPC^-OrHOO bO Os! bO OOOPC ^ -OrHO
Os! O CÖ CNJOs! O CÖ CNJ
O *> SO *> S
o « bflvo TOo «bflvo TO
bO Λ bOo X m o.bO Λ bOo X m o.
Os! oo Os! oo H [£1 oo vo moo oo mvo in -=T rH O OJ VO O CNJ CM i—I O CM t— • H O m KN a · · aaaaaaaaaOs! oo Os! oo H [£ 1 oo vo moo oo mvo in - = T rH O OJ VO O CNJ CM i — I O CM t— • H O m KN a · · aaaaaaaaa
Φ S *> ·>·· ON CÖ *> OOOOHCOOWOΦ S *> ·> ·· ON CÖ *> OOOOHCOOWO
to KN ·· ON CÖ G bO CMto KN ·· ON CÖ G bO CM
cö cm oJ -=r G O Os! P Η β O ·· 3cö cm oJ - = r G O Os! P Η β O ·· 3
Φ I—I Ο ·*3 ·γΗ Os! O rHOKNOCMUNCOCMVOΦ I — I Ο · * 3 · γΗ Os! O rHOKNOCMUNCOCMVO
G 3 cö Os! P I m on o oo m cm =r m in m •H ££ ^ I 4-5 hH * *#»#*·*#***#** CÖ 3 I Os! > *H M ON rH-=r H ON-=r m O CM b- o ·· g> ojM -hi ojmoNCM m CÖ to CO ·Η G G> > Ohi K " >j CO cö cö φ bO Oh to cö to os! *> o p to*'*» »> bO bO to co P bO bOO bOOs! Os! 3G 3 cö Os! P I m on o oo m cm = r m in m • H ££ ^ I 4-5 hH * * # »# * · * # *** # ** CÖ 3 I Os! > * HM ON rH- = r H ON- = rm O CM b- o ·· g> ojM -hi ojmoNCM m CÖ to CO · Η GG>> Ohi K "> j CO cö cö φ bO Oh to cö to os ! *> op to * '* »»> bO bO to co P bO bOO bOOs! Os! 3
cö P Os! Os! " Os! Pcö P Os! Os! "Os! P
> :o o m m o >> o o m o A a g -=r to λ A CM αΚ- [- φ>: o o m m o >> o o m o A a g - = r to λ A CM αΚ- [- φ
ΦΝ C— O CM CMΦΝ C— O CM CM
TO pm m ·· oo GTO pm m ·· oo G
•h co -=Γ ·Η rH .... φ cO• h co - = Γ · Η rH .... φ cO
Os! cö G -H *H C toOs! cö G -H * H C to
Os! Os! ·· ·· cö .· > > -H OOs! Os! ·· ·· cö. ·>> -H O
G ·Η ·Η ·Η iX CÖ -H CO ·Η P CÖG · Η · Η · Η iX CÖ -H CO · Η P CÖ
Φ Ρ G>>3G0«G0s!P co GΡ Ρ G >> 3G0 «G0s! P co G
g ·Η ·Η ·Η ·Η Os! O I Ρ I Φ CO O Φg · Η · Η · Η · Η Os! O I Ρ I Φ CO O Φ
•H P GOsJOsiCÖGHOI-^ O G• H P GOsJOsiCÖGHOI- ^ O G
to G CÖ I l Oi Os! H G H G Φ G-Hto G CÖ I l Oi Os! H G H G Φ G-H
f£| Φ aG> G> CÖ ·Η I I Φ | bO CO cö Φ Pf £ | Φ aG> G> CÖ · Η I I Φ | bO CO cö Φ P
G 3 CO CO (Ö (0>3 G) cö to Ή G G PG 3 CO CO (Ö (0> 3 G) cö to Ή G G P
O « hft OIK »MCO CMS P cö >0·ΗΦ . ·Η O. ·Η ·Η Φ Φ Ρ ·Η c CÖ ·Η 3 Ρ ΦO «hft OIK» MCO CMS P cö> 0 · ΗΦ. · Η O. · Η · Η Φ Φ Ρ · Η c CÖ · Η 3 Ρ Φ
OOCOB CO CO to G :θ > O COsJOsJpCOOCOB CO CO to G: θ> O COsJOsJpC
CO o to ·· ·· to ·· .. O.....H ·· ·. P >5*rH 3 ·Η O I I Φ bOCO o to ·· ·· to ·· .. O ..... H ·· ·. P> 5 * rH 3 · Η O I I Φ bO
O Φ Os! φφφ ΦΦΦ G Φ Φ Ρ Φ Φ •HCO0s!0siG3HI-^<ÖO Φ Os! ΦΦΦ ΦΦΦ G Φ Φ Ρ Φ Φ • HCO0s! 0siG3HI - ^ <Ö
Ui co Φ topp topp ftp ρ ρ ρ p coiiicöOs!mmgSUi co Φ topp topp ftp ρ ρ ρ p coiiicöOs! MmgS
« O to pc O 0:0 0 I :θ O φ:θΟ >iDDO ft I I I böit! G G cö «>>G G >s 3 H >i 3 Φ >> 3 >sC0C0C0 3>G>G)cöO,«O to pc O 0: 0 0 I: θ O φ: θΟ> IDDO ft I I I böit! G G cö «>> G G> s 3 H> i 3 Φ >> 3> sC0C0C0 3> G> G) cöO,
J 91 E «COE acoEH H co EH G co EH HJGGW^cocoSWJ 91 E «COE acoEH H co EH G co EH HJGGW ^ cocoSW
G» Λ I I bO cöG »Λ I I bO cö
<CÖC0>G)CÖ G<CÖC0> G) CÖ G
EH hft « CO S < 21 56398 md κο X in ooEH hft «CO S <21 56398 md κο X in oo
O " I ·> I IO "I ·> I I
r-H Hr-H H
OJ H KOOJ H KO
O -3-0O -3-0
•H λ I * I I• H λ I * I I
CO 3 WCO 3 W
C\J OJC \ J OJ
bObO
MM
MD LO h<"\ hOOOMD LO h <"\ hOOO
CO 60 CM CTVOvOCMMDCO 60 CM CTVOvOCMMD
X * * * * ΛX * * * * Λ
n CKl-=r HHNn CK1- = r HHN
3Γ O r-H CM3Γ O r-H CM
I O r-HI O r-H
a * md I ΚΛ Cti CM CTv + .. CO r-H σ\a * md I ΚΛ Cti CM CTv + .. CO r-H σ \
p dl -H O ·* I *> I Ip dl -H O · * I *> I I
•rt fe -O CO CD CD• rt fe -O CO CD CD
CO -P 3 Γ-ΗCO -P 3 Γ-Η
>3 ·Η -P> 3 · Η -P
>3 "H O> 3 "H O
I-I G GI-I G G
cd >s cd o c—co md co G CL. f— CM C~-1—I K"\ cd CU G Λ n n n n I pL·, « CU C— O CD 3" Γ—cd> s cd o c — co md co G CL. f— CM C ~ -1 — I K "\ cd CU G Λ n n n n I pL ·,« CU C— O CD 3 "Γ—
Φ bO bO G 3-3- inLntMΦ bO bO G 3-3- inLntM
CO p*i PsJ -HCO p * i PsJ -H
cd -p E-η tr- H 43cd -p E-η tr- H 43
MD C— VMD C— V
" « d) CTVOO CT\ OV CTv O -3“ CO G CM K'S CM CO .3" O O fC| hO ·»·»·»·»«"« D) CTVOO CT \ OV CTv O -3 “CO G CM K'S CM CO .3" O O fC | hO · »·» · »·» «
r-H r—I cd H CO O MD Or-H r — I cd H CO O MD O
e ή «ti ·· ·· o.e ή «ti ·· ·· o.
cti cti Wcti cti W
G G [— LTv KVMD CMG G [- LTv KVMD CM
• rl OO CD H OVO tn d) 2 3 3 « * * * *» *• rl OO CD H OVO tn d) 2 3 3 «* * * *» *
CO ^£j Psi 60 H (ΛΟ IDHCO 2 Psi 60 H (ΛΟ IDH
Cti II Dx! rH CMCti II Dx! rH CM
43 > H43> H
CU « M MDCU «M MD
G II C7\ CDV Lf\ CT\ OG II C7 \ CDV Lf \ CT \ O
•H 3 tD *> VO CXD CAOO -3" CÖ G CD CO CTV n n n ·> *>• H 3 tD *> VO CXD CAOO -3 "CÖ G CD CO CTV n n n ·> *>
O H CM O rH CMO H CM O rH CM
cd Λ Λ .· ΙΛΛΙ -3" > 60 60 60 Cd cd Gi J* X co cd o o o oo oo cocd Λ Λ. · ΙΛΛΙ -3 "> 60 60 60 Cd cd Gi J * X co cd o o o oo oo co
CO -3- MD MD GCO -3- MD MD G
Cd " *> «43Cd "*>« 43
> 3Γ O O O> 3Γ O O O
LH CM CM tlLH CM CM tl
in CUin CU
«ti ·· G«Ti ·· G
• H Cd ·· ·· CU Cti• H Cd ·· ·· CU Cti
X G-rH H G COX G-rH H G CO
X O > > -H OX O>> -H O
G G ·Η CO ·Η -P cdG G · Η CO · Η -P cd
<U 43 GilD COG<U 43 GilD COG
g -H I I 43 I CU O Φg -H I I 43 I CU O Φ
•H +3 t> H O H CU G• H +3 t> H O H CU G
CO G tsei H G H G G *HCO G Tsei H G H G G * H
[i] CU ·Η I I CU I 60 tl Iti CUP[i] CU · Η I I CU I 60 tl Iti CUP
G CO ·Η £> G> Cd 43-HGC43G CO · Η £> G> Cd 43-HGC43
•HO CO 2 CO G CO S XD > O ·Η CU• HO CO 2 CO G CO S XD> O · Η CU
• co a cu cu >3·η g 43 cu• co a cu cu> 3 · η g 43 cu
CTv co E CO G co Gi Dx! -P GCTv co E CO G co Gi Dx! -P G
CU O O.....H···· P I I I Φ UCU O O ..... H ···· P I I I Φ U
O CO Dx! G CU CU 43 CU OI ·Η H H H CU cdO CO Dx! G CU CU 43 CU OI · Η H H H CU cd
« OCU 0.4343 43434D COHHHGS«OCU 0.4343 43434D COHHHGS
« Geo ICO O CU :0 O >3lll 60 «ti ZD O. cti H >iG CU >3 G >>GGO (ti &«Geo ICO O CU: 0 O> 3lll 60« ti ZD O. cti H> iG CU> 3 G >> GGO (ti &
PJ CU En HCOE-i G CO G H CO CO CO S WPJ CU En HCOE-i G CO G H CO CO CO S W
G> co I bO ctiG> co I bO cti
< cd Cd cd G<cd Cd cd G
E-ι E-( co S < 56398 22 TAULUKKO 10E-ι E- (co S <56398 22 TABLE 10
Viite- Prosessi- -Jakautuma-)i- numero komponentti Co Ni Cu 0 Ni-LSU-syöte 100,0 100,0 100,0 1 LSU-kivi 20,0 85,0 83,0 11 LSU-kuona 80,0 15,0 17,0 4 KV-hienokivi 12,5 75,7 78,4 12 KV-kuona 7,5 9,3 4,6 13 13=11 + 12 87,5 24,3 21,6 5 SU-I-kivi 62,5 23,6 11,2 15 SU-I-kuona 24,9 0,7 10,4 6 Erotus: Mg-faasi 59,4 22,4 0,5 7 Erotus: EMg-faasi 3,1 1,2 10,7 4+6 Ni-Co-tehtaan syöte 71,9 98,1 78,9 7 Cu-tehtaan syöte - - 10,7Reference Process -Distribution i-number component Co Ni Cu 0 Ni-LSU feed 100.0 100.0 100.0 1 LSU rock 20.0 85.0 83.0 11 LSU slag 80.0 15.0 17.0 4 KV fine stone 12.5 75.7 78.4 12 KV slag 7.5 9.3 4.6 13 13 = 11 + 12 87.5 24.3 21.6 5 SU I-stone 62.5 23.6 11.2 15 SU-I slag 24.9 0.7 10.4 6 Separation: Mg phase 59.4 22.4 0.5 7 Separation: EMg phase 3, 1 1.2 10.7 4 + 6 Ni-Co plant feed 71.9 98.1 78.9 7 Cu plant feed - - 10.7
2 J2 J
56398 Γ<Λ CO O K\56398 Γ <Λ CO O K \
C\J -3" H OOC \ J -3 "H OO
X Λ | Λ | Λ | Λ | |X Λ | Λ | Λ | Λ | |
ο -=Γ ΙΠ O LHο - = Γ ΙΠ O LH
oo invo oc oo οι co H σ\ ιό oc Q «i * * | * | * | | • H HOt^ CO . σιoo invo oc oo οι co H σ \ ιό oc Q «i * * | * | * | | • H HOt ^ CO. σι
CO OJ CM CMCO OJ CM CM
t>0t> 0
JsJ (\1 ΓΛΙΛίΠΟ O iOCOXIJsJ (\ 1 ΓΛΙΛίΠΟ O iOCOXI
C— i—I CO OO i—I O C— OC— i — I CO OO i — I O C— O
i-H ·%#ΐ#**ΐ#**ν«\***i-H ·% # ΐ # ** ΐ # ** ν «\ ***
| C'- LT\-^- O CO CM LTV O r-l OJ| C'- LT \ - ^ - O CO CM LTV O r-l OJ
Λ « OJ OJ rH rOΛ «OJ OJ rH rO
m I ^m I ^
-P-P
•h ιό cö co oo co o t— CO + bO CO C\J C^-=r O CT\ >,0! ,M O «*>n|n|«||• h ιό cö co oo co o t— CO + bO CO C \ J C ^ - = r O CT \>, 0! , M O «*> n | n |« ||
>, CO O O -=Τ 00 O>, CO O O - = Τ 00 O
H O 2 CÖ CO -p c «o CÖ ΚΛ tnH O 2 CÖ CO -p c «o CÖ ΚΛ tn
| OJ Q) OOOfOOfMrlJ-CO| OJ Q) OOOfOOfMrlJ-CO
a; ON LO C"— OJ LOCO i—I O LOa; ON LO C "- OJ LOCO i — I O LO
£0 1¾ ·Η Φ ^TO^-OCMOO-3-HlO£ 0 1¾ · Η Φ ^ TO ^ -OCMOO-3-H10
Eh pi β ιό c\j ire .=r co ire p ·ΗEh pi β ιό c \ j ire. = R co ire p · Η
•H P• H P
•H P• H P
Ph a)Ph a)
>J CD O fOHCX) ONVO KMACM> J CD O fOHCX) ONVO KMACM
O Ph β oo -=r c\j γό ο σ\ co γό oj U bO bO nnnnnnn*in bO "ϋ CÖ ΟΟΟΟΗγΗΟΓΌΟO Ph β oo - = r c \ j γό ο σ \ co γό oj U bO bO nnnnnnn * in bO "ϋ CÖ ΟΟΟΟΗγΗΟΓΌΟ
X hO M SX hO M S
X X O SCÖX X O SCÖ
O *> (XO *> (X
« bO loi loco pq boo- ,M-=r I—I co ΐΛΐηο ino in-^-vo«BO loi loco pq boo-, M- = r I — I co ΐΛΐηο ino in - ^ - vo
• H ^s!0— « ισι J-IPOCO^-OOrlOJ• H ^ s! 0— «ισι J-IPOCO ^ -OOrlOJ
φ ^ QN, £— £—φ ^ QN, £ - £ -
CO O CO rl rH·· bo inOCrHCMCOOO^rOOCO O CO rl rH ·· bo inOCrHCMCOOO ^ ROO
CÖ «·· « CÖ X -3- COIOOJ ΙΌ P o cO I—I ·· ·· S3 0) CO β CÖ CÖ Ο ΙΌ β roo ·· β β oS OO coo^OMno inn c\i • H 35 rl Ö CÖO Ο -M *» OMAITlH ΚΜΛΙΛΙΛ CÖ O X β β | -=3- ΛΛΛΛΛΛΛΛΛ • •I χ χ 3M H (\ΐΗθσ\οο^·οοσ\ CÖ CO HO 0 1 II OO 00 > O CO -H > > Ho CÖ cd h3 33 « M3 CO CÖCÖ «··« CÖ X -3- COIOOJ ΙΌ P o cO I — I ·· ·· S3 0) CO β CÖ CÖ Ο ΙΌ β Roo ·· β β oS OO coo ^ OMno inn c \ i • H 35 rl Ö CÖO Ο -M * »OMAITlH ΚΜΛΙΛΙΛ CÖ OX β β | - = 3- ΛΛΛΛΛΛΛΛΛ • • I χ χ 3M H (\ ΐΗθσ \ οο ^ · οοσ \ CÖ CO HO 0 1 II OO 00> O CO -H>> Ho CÖ cd h3 33 «M3 CO CÖ
CÖ CO COCO CO
p ro n n Op ro n n O
co P«* ·* «* bO bO co cö P bO bO Μ Mi -M 3co P «* · *« * bO bO co cö P bO bO Μ Mi -M 3
> :0 X X X P>: 0 X X X P
>> o la o CO COCO CO -3J- «LO Ph>> o la o CO COCO CO -3J- «LO Ph
0) *! Ί00 f— ·» (D0) *! Ί00 f— · »(D
:cö jo t-— c— ·» r— o •H co h >H oo acoo β CÖ X CÖ rH r-H CO Φ (0 X X " C _ o: cö jo t-— c— · »r— o • H co h> H oo acoo β CÖ X CÖ rH r-H CO Φ (0 X X" C _ o
Ph ·Η ·· ·· CÖ ·Η ·Η CÖ CD Ph ·Η ·Η ·· β ·· CO > P CO βPh · Η ·· ·· CÖ · Η · Η CÖ CD Ph · Η · Η ·· β ·· CO> P CO β
ε Ρ ·Η > > ·Η Ο ·Η 3·ΗΡ CO Ο CDε Ρ · Η>> · Η Ο · Η 3 · ΗΡ CO Ο CD
•Η ·Η Η ·Η ·Η > β > Ρ χ (D Ο β C0 Ρ φ ,Μ JM ·Η .Μ ·Η O I Φ (D S3 ·Η• Η · Η Η · Η · Η> β> Ρ χ (D Ο β C0 Ρ φ, Μ JM · Η .Μ · Η O I Φ (D S3 · Η
W β .M I IX ΙϋΡπΜβ CO CDPW β .M I IX ΙϋΡπΜβ CO CDP
0) ,Μ 3ο 33 I ρ> ι Φ I bO :θ IÖ βΡ β ·Η 00 GQ > ·Η CO Η3 H0CÖ Ρ CÖ ·Η β ·Η Φ • ·Η Ο Ή 2 J JM CO C0 β CO S Ρ *Η β cö > Ο Ρ φ rH CO Si C0 ·Η CO Φ β>0·Ηβ·Η0Ρβ0), Μ 3ο 33 I ρ> ι Φ I bO: θ IÖ βΡ β · Η 00 GQ> · Η CO Η3 H0CÖ Ρ CÖ · Η β · Η Φ • · Η Ο Ή 2 J JM CO C0 β CO S Ρ * Η β cö> Ο Ρ φ rH CO Si C0 · Η CO Φ β> 0 · Ηβ · Η0Ρβ
ι—I co ε co ·· ·· co ·· ·· CD ·· ·· β ·· ·· >*>·Η β > O X X Φ bOι — I co ε co ·· ·· co ·· ·· CD ·· ·· β ·· ··> *> · Η β> O X X Φ bO
CD O φ Φ Φ CO CD (D C0 Φ Φ ·Η Φ CD Ρ W ,Μ 3sJ ·Η β I I Φ CÖ O CO X C0PP ΦΡΡ ΟΡΡ ΡΡΡ ·Η I I I ,Μ .Μ Η Η β ε X Ο φ O O O co :θ Ο Ρπ :θ Ο Ρ :θ O co 00 33 30 ι ι ι ι bflrcö « Ph CO Ph >> β O >ι 3 Si >> 3 Φ >ι 3 >jC0a}C0>>DHOCÖP,CD O φ Φ Φ CO CD (D C0 Φ Φ · Η Φ CD Ρ W, Μ 3sJ · Η β II Φ CÖ O CO X C0PP ΦΡΡ ΟΡΡ ΡΡΡ · Η III, Μ .Μ Η Η β ε X Ο φ OOO co : θ Ο Ρπ: θ Ο Ρ: θ O co 00 33 30 ι ι ι ι bflrcö «Ph CO Ph >> β O> ι 3 Si >> 3 Φ> ι 3> jC0a} C0 >> DHOCÖP,
30 Si cö (O, CO En Ph CO E-I ICOEh Φ CO E-i t^iPJJtMMiCOCZlSW30 Si cö (O, CO En Ph CO E-I ICOEh Φ CO E-i t ^ iPJJtMMiCOCZlSW
1-3 Φ EH I Q. M S3 Ή 30 CO Ho I I bO Cö <C cö CO > 30 cö β1-3 Φ EH I Q. M S3 Ή 30 CO Ho I I bO Cö <C cö CO> 30 cö β
En EH 1-3 M3 CO S < 4 ** 56398 24 TAULUKKO 12 J akautuma-^En EH 1-3 M3 CO S <4 ** 56398 24 TABLE 12 J distribution
Viite- Prosessi- - numero komponentti Co Ni Cu 0 LSU-syötteet 100,0 100,0 100,0 1 Ni-hienokivi 4,3 73,3 5,9 11 Ni-LSU-kuona 30,1 23,5 1,6 01 Raaka kupari 35,3 2,9 86,9 011 Cu-LSU-kuona 50,3 0,3 5,7 13 13=11 + 011 60,4 23,9 7,3 5 Su-I-kivi 33,7 22,6 5,8 15 Jätekuona 26,7 1,2 1,4 6 Erotus: Mg-faasi 28,1 20,0 0,2 7 Erotus: EMg-faasi 5,6 2,6 5,6 1+6 Ni-Co-tehtaan syöte 32,4 93,3 6l,l 1+01+6 Ni-Co-tehtaan syöte 67,7 96,2 25 66398 OO CO N rH LH 05Reference Process Number Number Co Ni Cu 0 LSU Feeds 100.0 100.0 100.0 1 Ni Fine Stone 4.3 73.3 5.9 11 Ni-LSU Slag 30.1 23.5 1, 6 01 Crude copper 35.3 2.9 86.9 011 Cu-LSU slag 50.3 0.3 5.7 13 13 = 11 + 011 60.4 23.9 7.3 5 Su-I stone 33 .7 22.6 5.8 15 Waste slag 26.7 1.2 1.4 6 Separation: Mg phase 28.1 20.0 0.2 7 Separation: EMg phase 5.6 2.6 5.6 1 +6 Ni-Co plant feed 32.4 93.3 6l, l 1 + 01 + 6 Ni-Co plant feed 67.7 96.2 25 66398 OO CO N rH LH 05
x CM CO 05 rH O CMx CM CO 05 rH O CM
Q r> | ft ft | ft ft | " IQ r> | ft ft | ft ft | "I
p- LP» H rOP" -=3-p- LP »H rOP" - = 3-
C\j C— CM rH CO t— rHC \ j C— CM rH CO t— rH
O C— LO CO LO H 05O C— LO CO LO H 05
• H « I ft ft I ft *> I ·> I• H «I ft ft I ft *> I ·> I
i—I C— i—I ΓΟ (—I i Ii — I C— i — I ΓΟ (—I i I
cm cm cm ro ro rocm cm cm ro ro ro
bObO
Di bO oMTir-rooMnoo o i^cm hDi bO oMTir-rooMnoo o i ^ cm h
e/2 ,isj CO MD OO VO 05 t—lOOSOrICMOOe / 2, isj CO MD OO VO 05 t — lOOSOrICMOO
OO
MD ft inuDOOOHOOMDrlHl··MD ft inuDOOOHOOMDrlHl · ·
Vä. OO O CM CM rH CMVä. OO O CM CM rH CM
| ft CM| ft CM
O. ^ <ι|Λ · · CÖ 4-d + -HmO. ^ <ι | Λ · · CÖ 4-d + -Hm
• H CU CO O CO 05 '—I fM CO• H CU CO O CO 05 '—I fM CO
Cd fe Di Cd CM ^3" CM 05 05Cd fe Di Cd CM ^ 3 "CM 05 05
>5 O G ft I ft I | ·> Λ I *> I I> 5 O G ft I ft I | ·> Λ I *> I I
>3 XJ -P o LO^T o> 3 XJ -P o LO ^ T o
rH OrH O
CÖ “trCÖ “tr
SbO d) X -=j- ro <h md io-=r md σ\ 05-=3- ooSbO d) X - = j- ro <h md io- = r md σ \ 05- = 3- oo
| φ bO G 05 CM COM3 CM CM OO C^-=3--=T OO| φ bO G 05 CM COM3 CM CM OO C ^ - = 3 - = T OO
φ H 05 <ϋ ft»,ftftftftftftftft« to ro G -=r o-=r oo o 10-=3-cm-=3-rH n-φ H 05 <ϋ ft », ftftftftftftftft« to ro G - = r o- = r oo o 10- = 3-cm- = 3-rH n-
CÖ b0(O ft ·Η IO-=3-CM-a--=3"-^'-:3‘MDCMCÖ b0 (O ft · Η IO- = 3-CM-a - = 3 "- ^ '-: 3’MDCM
Eh X tr~ C— -PEh X tr ~ C— -P
ft rH pft rH p
LO rH CULO rH CU
O 05 · · CU O OO CM CM O MD 05 O oo rH CMO 05 · · CU O OO CM CM O MD 05 O oo rH CM
O ft J3- -H G CM ΙΟ CM CM N— rl H ? O 1Γ» SO ft J3- -H G CM ΙΟ CM CM N— rl H? O 1Γ »S
o OO p bO bO «ftftftnftftftftftfto OO p bO bO «ftftftnftftftftftft
sr .. p Di CÖ OOOOOOOCMO-a-Osr .. p Di CÖ OOOOOOOCMO-a-O
ro cö ·η Hro cö · η H
G ·Η 05 ico • •O G « QrG · Η 05 ico • • O G «Qr
bO cö G >si>- (UbO cö G> si> - (U
Di G bO Di CL, O HOC-CD^l-CMO LO-a- CM -=TDi G bO Di CL, O HOC-CD ^ 1-CMO LO-a- CM - = T
φ -H O Di I OO ft ^roOMDiHLOOC^^rOD^-CMφ -H O Di I OO ft ^ roOMDiHLOOC ^^ rOD ^ -CM
02 ^ \Q OhO ft bO *n«\»l#r«\*»rftftft Cö «Di -=Γ CO bO·· X LO CM i—I O O O O LO o o ro02 ^ \ Q OhO ft bO * n «\» l # r «\ *» rftftft Cö «Di - = Γ CO bO ·· X LO CM i — I O O O O LO o o ro
-p rH | ft(-3 Di CÖ MD H IO-p rH | ft (-3 Di CÖ MD H IO
CU -3- 3D t— G LOCU -3- 3D t— G LO
G -=3- C/3 C— ft CO o oG - = 3- C / 3 C— ft CO o o
• H iJb-bO * G ft VO 05SCM f-fHOCDLO H LO• H IJb-bO * G ft VO 05SCM f-fHOCDLO H LO
Cö ·· ' X 05 X MD -=r LO MD CM VO MD CM ro CM rH ro !3 CO ^ ·· tO | f—1Cö ·· 'X 05 X MD - = r LO MD CM VO MD CM ro CM rH ro! 3 CO ^ ·· tO | f-1
CÖ CD O bO Cd -=3- ooh CM 05 O N-MD i—I i—I rO O CM OCÖ CD O bO Cd - = 3- ooh CM 05 O N-MD i — I i — I rO O CM O
> CU Di! O O I ·· CMrH05CM^T> CU Di! O O I ·· CMrH05CM ^ T
cö ra φ « ·· 3d cö cö :θ oo ra o ·Η co ra -p p no ro ra o co p « p H cö·» racö ra φ «·· 3d cö cö: θ oo ra o · Η co ra -p p no ro ra o co p« p H cö · »ra
cö :o oo p cö bO bO Gcö: o oo p cö bO bO G
> >>cm :o ·· 9h Di Di p> >> cm: o ·· 9h Di Di p
M >>·Η CÖ OM >> · Η CÖ O
N- Φ ·· Cd Ph C H rH inN- Φ ·· Cd Ph C H rH in
P ·Η φ CÖ O *> «CUP · Η φ CÖ O *> «CU
kö ra > p a 05 vo vo •H cövHraSDsiroroc cöcircle> p a 05 vo vo • H cövHraSDsiroroc cö
Di Di Di cö Di <L> cdDi Di Di cö Di <L> cd
Di -H o Di cö >»” G ω ra ODi -H o Di cö> »” G ω ra O
G Ph G ·Η X P ·Η ·Η ·Η O O cöG Ph G · Η X P · Η · Η · Η O O cö
CU ·Η Φ Pr Cd p>m>P CU CU Cd GCU · Η Φ Pr Cd p> m> P CU CU Cd G
£ p H-H-HCÖ CU ·Η S ·ΗΡ Cd Cd CÖ OCU£ p H-H-HCÖ CU · Η S · ΗΡ Cd Cd CÖ OCU
•H ·Η φ Λ Ph Ph P Di P Di CU :θ ·Η :θ G G• H · Η φ Λ Ph Ph P Di P Di CU: θ · Η: θ G G
cd P Di I CÖ I cdl OICU p>p O G ·Ηcd P Di I CÖ I cdl OICU p> p O G · Η
w G X G) Ot3D ·Η H Ph H c Ρ·Η Ρ·Η G CUPw G X G) Ot3D · Η H Ph H c Ρ · Η Ρ · Η G CUP
CU -H CO G CO Ό I <UlbO :θ Di SO Ph X G-PCU -H CO G CO Ό I <UlbO: θ Di SO Ph X G-P
G P2GWG H O D G>cÖ >, O cö >» cö cö KD -H φ ..HO -H ra tn co G COS e» C G m ftCp cöpcuG P2GWG H O D G> cÖ>, O cö> »cö cö KD -H φ ..HO -H ra tn co G COS e» C G m ftCp cöpcu
roraara ra <u ι Φ o i G O P -HGPCroraara ra <u ι Φ o i G O P -HGPC
H ra E ......... CU .. .. G ·. .. OH 3DD! 3» > O CD MH ra E ......... CU .. .. G ·. .. OH 3DD! 3 »> O CD M
CU O <U<UCU<UCU mcucu ·Η (U <U P CO ,C Di CO CÖ Di >>·Η G CU CÖCU O <U <UCU <UCU mcucu · Η (U <U P CO, C Di CO CÖ Di >> · Η G CU CÖ
O ra Di rapppp Opp ppp hoi iJDil tdDiDlCGO ra Di rapppp Opp ppp Hoi iJDil tdDiDlCG
W O CU O -.O O CO O G ‘-O O P :θ O rd i OO I ÖO I I I bOsÖ bi G Cd Pr >i3 >>3 ft>i3 CU >> G >)HWW3cdWOODcdftW O CU O -.O O CO O G '-O O P: θ O rd i OO I ÖO I I I bOsÖ bi G Cd Pr> i3 >> 3 ft> i3 CU >> G>) HWW3cdWOODcdft
3D a cö a CO Eh CO Eh I COE CU CO Eh XZGGOKGWCOCOSW3D a cö a CO Eh CO Eh I COE CU CO Eh XZGGOKGWCOCOSW
i-3 CU Eh I M G Ή 3d ra Od I bO cöi-3 CU Eh I M G Ή 3d ra Od I bO cö
< G CO G> cö G<G CO G> cö G
EH Eh J CO s <c 2 6 56398EH Eh J CO s <c 2 6 56398
3 LH O OJ O3 LH O OJ O
CO «a! C— ctmH lt\M3 HCO «a! C— ctmH lt \ M3 H
Λ ·) *% A ηΛ ·) *% A η
C\J NOVOHJ rOHC \ J NOVOHJ rOH
C\l H ΙΛC \ l H ΙΛ
PQPQ
E o Φ o h σ\ σ\E o Φ o h σ \ σ \
Ql «E Ph I—I θ'» C"— CMQl «E Ph I — I θ '» C "- CM
+t +* #» +t+ t + * # »+ t
bO rH VO O O r—I C— O CMbO rH VO O O r — I C— O CM
« X -ccr c— i—i <«X -ccr c— i — i <
LHLH
*% f''* o O LH o I G C— H O b- A U |S h h h h*% f '' * o O LH o I G C— H O b- A U | S h h h h
·· · O O CO O CM O CM O·· · O O CO O CM O CM O
n Cd rH O LO -=3" <—I -=3“ -p cd f°v cm mn Cd rH O LO - = 3 "<—I - = 3“ -p cd f ° v cm m
•H O• H O
CO COCO CO., LTD
>s d> s d
>> ·Η M -P O O O LO>> · Η M -P O O O LO
h sz; < bO o ι°» σ> h κλ cd .id in « ·> ·» « G Φ CM <» rH Γ~η3- o O C'-h sz; <bO o ι ° »σ> h κλ cd .id in« ·> · »« G Φ CM <»rH Γ ~ η3- o O C'-
Cd O C— -3" OO OOCd O C— -3 "OO OO
I f- C .H rH rHI f- C .H rH rH
Φ CM Φ co G o m ctn ^rΦ CM Φ co G o m ctn ^ r
CdOΦ · ·Η ^TrHLnrHCdOΦ · · Η ^ TrHLnrH
EHOO -H -P H h λ h X P iHOiHHCMOOCh- X Φ en .=r t>- •H Φ g e •H W) o o o oEHOO -H -P H h λ h X P iHOiHHCMOOCh- X Φ en. = R t> - • H Φ g e • H W) o o o o
P cd CO O CM COP cd CO O CM CO
cd cd -p E ·»«»*»·» Φ feed G xd oooincMinooincd cd -p E · »« »*» · »Φ feed G xd oooincMinooin
CO Φ O. C— O Ό OOCO LO LOCO Φ O. C— O Ό OOCO LO LO
Cd E φ H rHCd E φ H rH
-P Φ CU rH ·>-P Φ CU rH ·>
G Φ bOG Φ bO
•H X• H X
Cd < PQ « < PQ < PQ < pQ <p pQCd <PQ «<PQ <PQ <pQ <p pQ
bO C-- cd p* ήbO C-- cd p * ή
> LO> LO
cd o cd o -p o cdcd o cd o -p o cd
CO rH COCO rH CO
cd bO bO Ocd bO bO O
> ·· X X CO> ·· X X CO., LTD
•h d• h d
OO rH CM CM -POO rH CM CM -P
HIO LO OHIO LO O
xd cd cm cm Gxd cd cm cm G
•rl -P rH rH CU• rl -P rH rH CU
Φ X E ·· ·· G cdΦ X E ·· ·· G cd
G ·Η ·Η φ ·Η COG · Η · Η φ · Η CO., LTD
Φ G > > G H OΦ G>> G H O
S -rl *H *rl CO ·Η *rl i—I CdS -rl * H * rl CO · Η * rl i — I Cd
•h -p eo oi p* O p* p cd coG• h -p eo oi p * O p * p cd coG
CO *H CO rH ·Η p ·Η P p O ΦCO * H CO rH · Η p · Η P p O Φ
M -p φφ'ϋΟ'ϋΦ φ GM -p φφ'ϋΟ'ϋΦ φ G
G CO <P vH G ·Η Φ E G ·Η Φ O co <G Φ <G G ·Η φ .pG CO <P vH G · Η Φ E G · Η Φ O co <G Φ <G G · Η φ .p
e G C^-H h bO G > G -Pe G C ^ -H h bO G> G -P
• Ή O A cd d G d cd ·Η ·Η ·Η φ ^3- COO, -HS CO φ CO S Ό P* P Φ• Ή O A cd d G d cd · Η · Η · Η φ ^ 3- COO, -HS CO φ CO S Ό P * P Φ
rH CO S -P G rH-HPCrH CO S -P G rH-HPC
Φ O G.....rl ·· ·· -P Φ O Φ bOΦ O G ..... rl ·· ·· -P Φ O Φ bO
O COP* ·Η CU Φ P Φ Φ ·Η Gh ·Η Φ CdO COP * · Η CU Φ P Φ Φ · Η Gh · Η Φ Cd
W ΟΦ o P -P P P P cqcqCm G EW ΟΦ o P -P P P P cqcqCm G E
« Geo OOO Φ :θ O >j c rH hO«d td a cd ·η >>d 0) >>d >jc3 d cd a«Geo OOO Φ: θ O> j c rH hO« d td a cd · η >> d 0) >> d> jc3 d cd a
μΡΙΦΕΗ cp co Eh G CO Eh H s CO S WμΡΙΦΕΗ cp co Eh G CO Eh H s CO S W
PD CO rH bO cdPD CO rH bO cd
< cd d cd G<cd d cd G
Eh Eh CO S <Eh Eh CO S <
Priority Applications (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI753051A FI56398C (en) | 1975-10-31 | 1975-10-31 | FOERFARANDE FOER REDUCERING AV SAERDEMETALLHALTIGA JAERNRIKA SLAGG VELVET MELLANPROUKUKTER SPECIELLT FRAON SMAELTPROCESSER AV NICKEL OCH KOPPAR |
DE2648446A DE2648446C3 (en) | 1975-10-31 | 1976-10-26 | Reduction process for valuable metal-containing, especially iron-containing slags and intermediate products that occur in nickel and copper smelting processes |
DD19553176A DD128006A1 (en) | 1975-10-31 | 1976-10-29 | REDUCTION PROCEDURES FOR CARBONATED, IN PARTICULAR NICKEL AND COPPER MELTING PROCESSES, IRRESTRUCTIVE SLAG AND INTERMEDIATE PRODUCTS |
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI753051A FI56398C (en) | 1975-10-31 | 1975-10-31 | FOERFARANDE FOER REDUCERING AV SAERDEMETALLHALTIGA JAERNRIKA SLAGG VELVET MELLANPROUKUKTER SPECIELLT FRAON SMAELTPROCESSER AV NICKEL OCH KOPPAR |
FI753051 | 1975-10-31 |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
FI753051A FI753051A (en) | 1977-05-01 |
FI56398B FI56398B (en) | 1979-09-28 |
FI56398C true FI56398C (en) | 1980-01-10 |
Family
ID=8509513
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
FI753051A FI56398C (en) | 1975-10-31 | 1975-10-31 | FOERFARANDE FOER REDUCERING AV SAERDEMETALLHALTIGA JAERNRIKA SLAGG VELVET MELLANPROUKUKTER SPECIELLT FRAON SMAELTPROCESSER AV NICKEL OCH KOPPAR |
Country Status (3)
Country | Link |
---|---|
DD (1) | DD128006A1 (en) |
DE (1) | DE2648446C3 (en) |
FI (1) | FI56398C (en) |
Families Citing this family (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4195986A (en) * | 1978-10-06 | 1980-04-01 | Allis-Chalmers Corporation | Selective reduction of nickel laterite ores |
-
1975
- 1975-10-31 FI FI753051A patent/FI56398C/en not_active IP Right Cessation
-
1976
- 1976-10-26 DE DE2648446A patent/DE2648446C3/en not_active Expired
- 1976-10-29 DD DD19553176A patent/DD128006A1/en unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
DE2648446B2 (en) | 1977-12-08 |
FI753051A (en) | 1977-05-01 |
DE2648446C3 (en) | 1978-08-03 |
DE2648446A1 (en) | 1977-05-18 |
DD128006A1 (en) | 1977-10-26 |
FI56398B (en) | 1979-09-28 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
DE3750881T2 (en) | Smelting reduction process. | |
Nagamori | Metal loss to slag: Part I. Sulfidic and oxidic dissolution of copper in fayalite slag from low grade matte | |
US8016912B2 (en) | Process for recovering platinum group metals using reductants | |
EP0302111A1 (en) | Method and furnace for making iron-carbon intermediate products for steel production | |
Guo et al. | Element distribution in oxygen-enriched bottom-blown smelting of high-arsenic copper dross | |
Hao et al. | Manufacture of wear-resistant cast iron and copper-bearing antibacterial stainless steel from molten copper slag via vortex smelting reduction | |
CN107130082B (en) | A kind of method that copper efficiently separates in high-copper iron charge | |
Piatak et al. | Metallurgical Slags | |
Ma¨ kinen et al. | State of the art in nickel smelting: direct Outokumpu nickel technology | |
FI56398C (en) | FOERFARANDE FOER REDUCERING AV SAERDEMETALLHALTIGA JAERNRIKA SLAGG VELVET MELLANPROUKUKTER SPECIELLT FRAON SMAELTPROCESSER AV NICKEL OCH KOPPAR | |
EP4061972B1 (en) | Improved copper smelting process | |
US3666440A (en) | Method of recovering copper from slag | |
CN106238197B (en) | Copper concentrate produces the roasting-beneficiation method of " copper matte regulus " | |
US4717419A (en) | Method for treating iron-bearing slags containing precious metals, particularly slags created in the smelting process of copper and nickel | |
US2416628A (en) | Method of extracting lead from lead sulphide ores and concentrates | |
US2139853A (en) | Method of making steel | |
CN106636859B (en) | The smelting process of high cleanliness bearing steel | |
JPS5950737B2 (en) | Continuous copper smelting method | |
US718087A (en) | Process of separating precious metals from their ores. | |
CA1060217A (en) | Process for separating nickel, cobalt and copper | |
US2060074A (en) | Copper refining apparatus | |
JPS6342335A (en) | Treatment of slag concentrate of copper converter | |
US4168155A (en) | Process for smelting lead refinery dross | |
US1730775A (en) | Method of freeing copper from copper oxide | |
US2164279A (en) | Treatment of substances containing tantalum and niobium |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM | Patent lapsed |
Owner name: OUTOKUMPU OY |