RU2121518C1 - Method of processing oxide raw material containing nonferrous metals - Google Patents
Method of processing oxide raw material containing nonferrous metals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2121518C1 RU2121518C1 RU97108308A RU97108308A RU2121518C1 RU 2121518 C1 RU2121518 C1 RU 2121518C1 RU 97108308 A RU97108308 A RU 97108308A RU 97108308 A RU97108308 A RU 97108308A RU 2121518 C1 RU2121518 C1 RU 2121518C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- carbon
- melt
- reducing agent
- metal
- slag
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано для переработки оксидного сырья, например, шлаков медного и медноникелевого производства, шламов, кеков, клинкеров, полупродуктов и отходов, содержащих цветные металлы: цинк, свинец, медь, никель, кобальт и др. The invention relates to metallurgy and can be used for processing oxide raw materials, for example, slags of copper and copper-nickel production, sludge, cake, clinker, intermediate products and waste containing non-ferrous metals: zinc, lead, copper, nickel, cobalt, etc.
Известен способ переработки твердого оксидного сырья [1], включающий его подачу в смеси с углеродистым восстановителем в плавильную печь и продувку расплава кислородсодержащим газом. При этом практически полностью восстанавливаются оксиды железа и цветных металлов с образованием высокоуглеродистого расплава на основе железа. Процесс характеризуется высоким выходом технологических газов, что неприемлемо при наличии в сырье возгоняемых цветных металлов, высокими температурами шлакового расплава и относительно низкой температурой получаемого металла, связанными со значительными потерями энергии, перегревом и повышением износа свода печи. Низкая температура металлического расплава и высокая степень восстановления оксидов железа обуславливают возможность получения только высокоуглеродистых, бедных по цветным металлам расплавов. A known method of processing solid oxide raw materials [1], including feeding it in a mixture with a carbon reducing agent into a smelter and blowing the melt with an oxygen-containing gas. In this case, iron and non-ferrous metal oxides are almost completely reduced with the formation of a high-carbon melt based on iron. The process is characterized by a high yield of process gases, which is unacceptable in the presence of sublimated non-ferrous metals in the raw materials, high temperatures of slag melt and a relatively low temperature of the resulting metal, associated with significant energy losses, overheating and increased wear of the furnace roof. The low temperature of the metal melt and the high degree of reduction of iron oxides make it possible to obtain only high-carbon melts poor in non-ferrous metals.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является процесс восстановления расплавленных шлаков путем инжекции углерода в металлический расплав [2]. Однако в этом процессе не достигаются необходимые для возникновения явления вспенивания величины концентрации углерода в металле и железа в шлаке. Он характеризуется высокой температурой шлакового расплава (1450 - 1650oC), определяющей недопустимо высокий расход энергии и повышенный износ футеровки печи при его реализации.The closest in technical essence and the achieved result is the process of recovery of molten slag by injection of carbon into a metal melt [2]. However, in this process, the concentrations of carbon in the metal and iron in the slag necessary for the occurrence of the foaming phenomenon are not achieved. It is characterized by a high temperature of the slag melt (1450 - 1650 o C), which determines unacceptably high energy consumption and increased wear of the furnace lining during its implementation.
Предлагаемое изобретение позволяет повысить скорость и степень восстановления цветных металлов, снизить энергозатраты, увеличить межремонтный срок службы печи, селективность и чистоту извлекаемых металлов, обеспечить возможность получения низкоуглеродистых металлических расплавов без настылеобразования и перегрева шлакового расплава при низком выходе технологических газов. The present invention allows to increase the speed and degree of recovery of non-ferrous metals, reduce energy consumption, increase the overhaul life of the furnace, selectivity and purity of recoverable metals, provide the possibility of obtaining low-carbon metal melts without dust formation and overheating of slag melt with a low yield of process gases.
Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки оксидного сырья, содержащего цветные металлы, включающем плавку в присутствии металлического расплава и углеродистого восстановителя, по предлагаемому решению процесс ведут в электропечи постоянного тока при наличии в ней слоев металлического и вспененного оксидного расплавов с использованием расходуемых углеродистых полых или сплошных электродов, причем один или несколько однополюсных полых электродов погружают в донный металлический расплав и через каналы этих электродов в потоке газа-носителя подают углеродсодержащий восстановитель в количестве, обеспечивающем содержание углерода в металле в пределах 0,05-5,0 мас.%, поддерживая величину произведения концентраций углерода в металлическом и железа в оксидном слоях, в интервале 12o80 (мас. %)2, и процесс ведут при температурах 1250-1650oC, причем температура вспененного шлака составляет 1250-1350oC, металлического расплава 1250-1650oC, а в качестве углеродсодержащего восстановителя используют твердые измельченные уголь, коксик, графит, клинкер и др. крупностью 0,1-5 мм, жидкие углеродные веществах, в частности, мазут, отработанные моторные масла, тяжелые продукты нефтепереработки и др. и в качестве газа-носителя используют воздух, азот, природный газ или продукты его конверсии воздухом, а часть углеродсодержащего восстановителя вводят путем непосредственной его загрузки на ванну вспененного оксидного расплава.The specified technical result is achieved by the fact that in the known method of processing oxide raw materials containing non-ferrous metals, including melting in the presence of a metal melt and a carbon reducing agent, according to the proposed solution, the process is conducted in a direct current electric furnace in the presence of layers of metal and foamed oxide melts using consumable carbon hollow or solid electrodes, wherein one or more unipolar hollow electrodes is immersed in a bottom metal melt and Erez feeds these electrodes in the flow of carrier gas is fed carbonaceous reductant in an amount to provide carbon content of the metal in the range 0.05-5.0 wt.%, maintaining the value of the product carbon concentration in the metal and iron in the oxide layers in the
Общими существами признаками прототипа и предлагаемого способа являются: плавка оксидного сырья в присутствии металлического расплава и углеродистого восстановителя; подача углеродистого восстановителя в металлический расплав, находящийся под слоем шлака. Common creatures signs of the prototype and the proposed method are: smelting of oxide raw materials in the presence of a metal melt and a carbon reducing agent; supply of a carbonaceous reducing agent to a metal melt located under a slag layer.
Отличительными признаками предлагаемого способа от прототипа являются: наличие в печи слоев металлического и вспененного оксидного расплава, объем которого в 2-4 раза превышает его объем в спокойном состоянии; поддержание процесса вспенивания оксидного расплава путем регулирования величины произведения концентраций углерода в металле и железа в шлаке в интервале 12-80 (мас. %)2 при температурах оксидного и металлического расплавов на уровнях 1250-1350 и 1250-1650oC; подача углеродсодержащего восстановителя через полые однополюсные электроды печи постоянного тока, погруженные в металлический расплав, или путем погружения в этот расплав расходуемых углеродных электродов, или путем принудительной подачи углеродсодержащего восстановителя в металлический расплав любыми известным способом, обеспечивающим концентрацию углерода в расплаве в диапазоне 0,05-5мас.%.Distinctive features of the proposed method from the prototype are: the presence in the furnace of layers of metal and foamed oxide melt, the volume of which is 2-4 times its volume in a calm state; maintaining the foaming process of the oxide melt by controlling the product of the concentrations of carbon in the metal and iron in the slag in the range of 12-80 (wt.%) 2 at temperatures of the oxide and metal melts at the levels of 1250-1350 and 1250-1650 o C; feeding a carbon-containing reducing agent through hollow single-pole electrodes of a direct current furnace immersed in a metal melt, or by immersing consumable carbon electrodes in this melt, or by forcing the carbon-containing reducing agent into the metal melt by any known method providing a carbon concentration in the melt in the range of 0.05- 5 wt.%.
Сущность процесса, позволяющая достичь положительного эффекта, заключается в организации плавки таким образом, чтобы шлак в печи перешел во вспененное состояние, при котором его объем за счет насыщения газообразными продуктами восстановления увеличивается в 2-4 раза и реакция восстановления проходит во всем объеме вспененной ванны, а не только в зоне подачи восстановителя. При этом из-за низкой теплопроводности вспененного шлакового слоя достигается возможность поддержания температуры шлакового расплава на 150-300oC ниже температуры металлического расплава на подине печи. Для этого восстановитель вводят в слой металлического расплава с интенсивностью, достаточной для его насыщения углеродом, который, взаимодействуя с оксидами шлака, образует барботирующие через шлаковый слой газообразные продукты реакции восстановления, обеспечивающие его вспенивание, причем объем вспененного слоя регулируют произведения концентраций углерода в металле и оксидов железа в шлаке. Уменьшение плотности оксидного расплава при его вспенивании обеспечивает замешивание в объем оксидного расплава загружаемого непосредственно на ванну углеродсодержащего восстановителя, повышая эффективность его использования и снижая его удельный расход. Применение постоянного тока позволяет управлять положением (глубиной погружения) отдельных электродов в ванне независимо от остальных и тем самым - температурой расплавов.The essence of the process, which allows to achieve a positive effect, is to organize the melting so that the slag in the furnace goes into a foamed state, in which its volume due to saturation with gaseous reduction products increases 2-4 times and the reduction reaction takes place in the entire volume of the foamed bath, and not just in the feed zone of the reducing agent. Moreover, due to the low thermal conductivity of the foamed slag layer, it is possible to maintain the temperature of the slag melt at 150-300 o C below the temperature of the metal melt on the bottom of the furnace. For this, the reducing agent is introduced into the metal melt layer with an intensity sufficient to saturate it with carbon, which, interacting with the slag oxides, forms gaseous reduction reaction products sparging through the slag layer, ensuring its foaming, the volume of the foamed layer regulating the product of carbon concentrations in the metal and oxides iron in the slag. A decrease in the density of the oxide melt during its foaming provides mixing into the volume of the oxide melt of the carbon-containing reducing agent loaded directly onto the bath, increasing the efficiency of its use and reducing its specific consumption. The use of direct current allows you to control the position (immersion depth) of individual electrodes in the bath, regardless of the others, and thereby the temperature of the melts.
Высокие скорости восстановления целевых металлов, низкая температура вспененного слоя и, следовательно, низкий уровень теплового излучения обеспечивает высокие степени извлечения металлов при снижении удельных энергозатрат и повышение срока службы футеровки печного свода. Применение погруженных в металлический расплав полых графитовых электродов с использованием постоянного тока позволяет поддерживать высокую температуру металлического расплава, препятствуя образованию настылей и обеспечивая возможность выпуска из печи низкоуглеродистых металлических расплавов с высокой температурой плавления. Барботаж шлакового слоя продуктами взаимодействия восстановителя и оксидов позволяет отказаться от ввода в печь для этой цели дополнительного количества газа. Последнее приводит к снижению объема отходящих технологических газов, что повышает эффективность их последующей очистки с выделением высокочистых возгонов восстанавливаемых металлов, - таких как Zn, Pb, Sn, а высокие адсорбционные и вязкостные свойства шлаковой пены обеспечивают низкий пыле- и брызгоунос. The high recovery rates of the target metals, the low temperature of the foam layer and, therefore, the low level of thermal radiation provides high degrees of metal recovery while reducing specific energy consumption and increasing the service life of the lining of the furnace roof. The use of hollow graphite electrodes immersed in a metal melt using direct current makes it possible to maintain a high temperature of the metal melt, preventing the formation of crusts and allowing the release of low-carbon metal melts with a high melting point from the furnace. The bubbling of the slag layer by the products of the interaction of the reducing agent and oxides makes it possible to refuse to introduce an additional amount of gas into the furnace for this purpose. The latter leads to a decrease in the volume of process effluent gases, which increases the efficiency of their subsequent purification with the release of high-purity sublimates of reduced metals, such as Zn, Pb, Sn, and the high adsorption and viscosity properties of slag foam provide low dust and splashing dust.
Произведение концентраций железа в шлаке и углерода в металле не должно опускаться ниже 12 (мас.%)2 , поскольку при этом не происходит формирования вспененного шлакового слоя и значительно снижается скорость восстановления. Повышение величины произведения концентраций железа в шлаке и углерода в металле выше 80 (мас.%)2 приводит к возрастанию объема вспененного слоя более чем в 2-4 раза, что ведет к переохлаждению поверхностного слоя шлаковой пены и его загустеванию.The product of the concentrations of iron in the slag and carbon in the metal should not fall below 12 (wt.%) 2 , since the formation of a foamed slag layer does not occur and the reduction rate is significantly reduced. An increase in the product of the concentrations of iron in the slag and carbon in the metal above 80 (wt.%) 2 leads to an increase in the volume of the foamed layer by more than 2-4 times, which leads to supercooling of the surface layer of the slag foam and its thickening.
Интервал содержаний углерода в получаемом металлическом расплаве определяется необходимостью поддержания жидкофазного состояния получаемого металла в приемлемом интервале температур 1250-1650oC. Уменьшение концентрации углерода ниже 0,05% затрудняет выпуск металла из печи или приводит к образованию настыли на ее подине, а увеличение выше 5 мас.% не улучшает показатели процесса.The range of carbon contents in the resulting metal melt is determined by the need to maintain the liquid-phase state of the obtained metal in an acceptable temperature range of 1250-1650 o C. A decrease in carbon concentration below 0.05% makes it difficult to release metal from the furnace or leads to the formation of nastily on its bottom, and an increase above 5 wt.% does not improve the performance of the process.
Падение температуры шлакового слоя ниже 1250oC ведет в загустеванию шлака, а рост температуры металлического слоя выше 1650o - к значительному увеличению тепловых потерь и износу футеровки печи.A drop in the temperature of the slag layer below 1250 o C leads to thickening of the slag, and an increase in the temperature of the metal layer above 1650 o leads to a significant increase in heat loss and wear of the furnace lining.
Технико-экономической сущностью предлагаемого способа являются: универсальность способа для переработки различных видов оксидных материалов; широкий круг материалов, используемых в качестве восстановителя; снижение температуры оксидного расплава, обуславливающее экономию энергозатрат огнеупоров и др. материалов; снижение количества технологических газов до минимально возможных величин, что облегчает улавливание возгонов и обеспечивает их высокую чистоту; максимально возможная для пирометаллургического процесса экологическая чистота способа. The technical and economic essence of the proposed method are: the versatility of the method for processing various types of oxide materials; a wide range of materials used as a reducing agent; a decrease in the temperature of the oxide melt, which leads to the saving of energy consumption of refractories and other materials; reducing the amount of process gases to the minimum possible values, which facilitates the capture of sublimates and ensures their high purity; the maximum ecological purity of the method for the pyrometallurgical process.
Пример 1. Способ осуществляли в электропечи постоянного тока с площадью пода 1 м2 и рабочим объемом 1 м3 с двумя графитовыми электродами, один из которых был полым. Печь была снабжена устройством для дозированной подачи твердого восстановителя в токе азота через полый графитовый электрод, погруженный в металлический расплав, и устройством улавливания цинковых возгонов. В печь загружали 300 кг шлака, содержащего ≈7% Zn, 26% Fe, 15% CaO, 30% SiO2, и 100 кг стали с содержанием углерода 0,5%.Example 1. The method was carried out in a direct current electric furnace with a hearth area of 1 m 2 and a working volume of 1 m 3 with two graphite electrodes, one of which was hollow. The furnace was equipped with a device for the dosed supply of a solid reducing agent in a stream of nitrogen through a hollow graphite electrode immersed in a metal melt, and a device for capturing zinc sublimates. 300 kg of slag containing ≈7% Zn, 26% Fe, 15% CaO, 30% SiO 2 , and 100 kg of steel with a carbon content of 0.5% were loaded into the furnace.
После расплавления шлака и металла в металлический расплав начинали подавать графитовую крошку крупностью ≤0,5 мм. После повышения концентрации углерода в металле до величины 1,2%, а произведения концентраций железа в шлаке и углерода в металле - до 20-30 (%)2 возникало устойчивое вспенивание шлакового расплава, объем шлакового слоя увеличивался в 2-3 раза и начинались процессы интенсивного восстановления окислов цинка и железа. При этом температура шлакового слоя снижалась до 1250-1350oC при температуре металлического расплава 1500-1550oC. Расход электроэнергии для поддержания жидкофазного состояния расплавленных слоев металла и шлака снижался в 1,5-2 раза. Указанное произведение концентраций и тем самым интенсивность процессов восстановления и газовыделения, а также объем вспененного слоя регулировали скорсотью подачи восстановителя через полый электрод, а температуру шлакового и металлического расплава - расходом электроэнергии. Дополнительное количество восстановителя, необходимого для протекания химических реакций восстановления, вводили непосредственно на ванну вспененного шлакового расплава. Для контроля за процессом восстановления периодически отбирали пробы металла и шлака. Скорость процесса отгонки цинка составила 100-180 кг/ч вплоть до снижения концентрации цинка в шлаке до 0,1-0,3%, а скорость восстановления железа - 600-800 кг/ч. Восстановление железа начиналось после отгонки цинка до содержания 0,3% и менее. Таким образом осуществлялась селективность восстановления. Отсутствие пыле- и брызгоуноса во время плавки позволили получить высокочистые возгоны (95-99% ZnO). Основные показатели процесса приведены в табл. 1.After the slag and metal were melted, graphite chips with a particle size of ≤0.5 mm began to be fed into the metal melt. After increasing the concentration of carbon in the metal to 1.2%, and the product of the concentrations of iron in slag and carbon in the metal to 20-30 (%) 2, stable foaming of the slag melt occurred, the volume of the slag layer increased by 2–3 times, and the processes began intensive reduction of zinc and iron oxides. In this case, the temperature of the slag layer decreased to 1250-1350 o C at a temperature of the metal melt 1500-1550 o C. The energy consumption to maintain the liquid-phase state of the molten layers of metal and slag decreased by 1.5-2 times. The indicated product of concentrations and, thereby, the intensity of the recovery and gas evolution processes, as well as the volume of the foam layer, were controlled by the rate of supply of the reducing agent through the hollow electrode, and the temperature of the slag and metal melt was controlled by the energy consumption. An additional amount of reducing agent necessary for chemical reduction reactions was introduced directly into the foam slag bath. To control the recovery process, metal and slag samples were periodically taken. The speed of the zinc stripping process was 100-180 kg / h until the zinc concentration in the slag was reduced to 0.1-0.3%, and the iron reduction rate was 600-800 kg / h. Iron recovery began after distillation of zinc to a content of 0.3% or less. Thus, recovery selectivity was achieved. The absence of dust and spray during the melting allowed to obtain high-purity sublimates (95-99% ZnO). The main process indicators are given in table. 1.
Пример 2. Способ осуществляли на той же печи, что и в примере 1. На ванну предварительно восстановленного вспененного и не содержащего цинка шлака загружали твердый цинкосодержащий шлак того же состава, что и в примере 1, с расходом 100 кг/ч. Температуру вспененного слоя поддерживали на уровне 1300-1350oC при содержании цинка 0,1-0,3% и железа 20%, а железоуглеродистого расплава - на уровне 1520-1550oC. Дополнительное количество восстановителя, необходимое для протекания химических реакций восстановления, как и в примере 1, вводили непосредственное на ванну вспененного шлакового расплава. Содержание углерода в металле поддерживали в интервале 1,2-2%, что обеспечивало увеличение объема шлака в 3-4 раза за счет его насыщения газами. Средняя скорость восстановления цинка составила 7, а железа 8 - 10 кг/ч. Процесс лимитировался скоростью проплавления загружаемого шлака. Накапливаемый шлак и металл периодически сливали. Основные показатели процесса приведены в табл. 2.Example 2. The method was carried out on the same furnace as in example 1. Solid zinc-containing slag of the same composition as in example 1 was charged to a bath of pre-reduced foamed and zinc-free slag with a flow rate of 100 kg / h. The temperature of the foam layer was maintained at a level of 1300-1350 o C with a zinc content of 0.1-0.3% and iron 20%, and the iron-carbon melt at a level of 1520-1550 o C. An additional amount of reducing agent required for chemical reduction reactions as in example 1, was introduced directly into the bath of foamed slag melt. The carbon content in the metal was maintained in the range of 1.2-2%, which ensured an increase in the volume of slag by 3-4 times due to its saturation with gases. The average recovery rate of zinc was 7, and iron 8 - 10 kg / h. The process was limited by the penetration rate of the loaded slag. Accumulated slag and metal were periodically drained. The main process indicators are given in table. 2.
Пример 3. Способ осуществляли на той же, что и в примере 1. В печь загружали 300 кг шлака, содержащего 1Ni, 51FeOx, 4CaO, 30%SiO2, и 100 кг стали с содержанием углерода 0,5%. После расплавления шлака и металла в металлический расплав начинали подавать графитовую крошку крупностью ≤0,5 мм, возникло явление вспенивания шлакового расплава, его объем увеличивался в 2-3 раза и начинались процессы интенсивного восстановления оксидов никеля и железа. При этом температура шлакового слоя снижалась до ≈1350oC при температуре металла 1600-1650oC. Расход электроэнергии для поддержания жидкофазного расплавов металла и шлака снижался в 1,5 - 2 раза. Объем вспененного слоя регулировали скоростью подачи восстановителя через полый электрод, а температуру шлакового и металлического расплавов - расходом электроэнергии. Дополнительное количество восстановителя, необходимое для протекания химических реакций восстановителя, вводили непосредственно на ванну вспененного шлакового расплава. Произведение концентраций углерода в металле и железа в шлаке поддерживали на уровне 30-50 (мас.%)2. Для контроля восстановительного процесса периодически отбирали пробы металла и шлака. Скорость восстановления никеля составила 50-100 кг/ч вплоть до остаточного содержания в шлаке 0,01%, а железа - 600 - 800 кг/ч. Преимущественное восстановление никеля в начале процесса обеспечивало возможность получения богатых по никелю расплавов. После снижения концентрации никеля в шлаке до 0,05% в расплав загружали порциями исходный твердый шлак с расходом 400 кг/ч, поддерживали температурный режим печи и концентрацию никеля во вспененном слое шлака на уровне 0,01 - 0,05%, а оксидов железа - 48 - 49%. Накапливаемые в печи расплавы непрерывно сливали. В результате получали железоникелевый низкоуглеродистый сплав с содержанием никеля 5 - 15% и обедненный по никелю шлак.Example 3. The method was carried out on the same as in example 1. 300 kg of slag containing 1Ni, 51FeO x , 4CaO, 30% SiO 2 , and 100 kg of steel with a carbon content of 0.5% were loaded into the furnace. After the slag and metal were melted, graphite chips with a size of ≤0.5 mm began to be fed into the metal melt, the phenomenon of foaming of the slag melt appeared, its volume increased by 2–3 times, and the processes of intensive reduction of nickel and iron oxides began. In this case, the temperature of the slag layer decreased to ≈1350 o C at a metal temperature of 1600-1650 o C. The energy consumption to maintain liquid-phase melts of metal and slag decreased by 1.5 - 2 times. The volume of the foam layer was controlled by the feed rate of the reducing agent through the hollow electrode, and the temperature of the slag and metal melts was controlled by the electric power consumption. An additional amount of a reducing agent necessary for chemical reactions of the reducing agent was introduced directly onto the foam slag melt bath. The product of carbon concentrations in the metal and iron in the slag was maintained at a level of 30-50 (wt.%) 2 . To control the recovery process, samples of metal and slag were periodically taken. The recovery rate of nickel was 50-100 kg / h up to a residual content of 0.01% in slag, and iron - 600 - 800 kg / h. The predominant reduction of nickel at the beginning of the process provided the possibility of obtaining nickel-rich melts. After reducing the nickel concentration in the slag to 0.05%, the initial solid slag was charged in portions at a rate of 400 kg / h, the furnace temperature and the nickel concentration in the foamed slag layer were maintained at a level of 0.01 - 0.05%, and iron oxides - 48 - 49%. The melts accumulated in the furnace were continuously drained. As a result, an iron-nickel low-carbon alloy with a nickel content of 5-15% and nickel-depleted slag was obtained.
Во всех опытах оценивали и поступление в металл углерода за счет расхода графитового электрода, которое составило примерно 4% от общего. In all experiments, the carbon input into the metal was also estimated due to the consumption of a graphite electrode, which amounted to about 4% of the total.
Как видно из результатом (табл. 1), в случаях произведения концентраций углерода в металле в шлаке ниже 12 (%)2 объем шлака практически не меняется, вспенивания нет и интенсивность восстановления остается низкой, а при повышении этого произведения более 80 (5)2 ее прирост незначителен и шлак может переохлаждаться и терять свою жидкоподвижность.As can be seen from the result (Table 1), in the case of the product of carbon concentrations in the metal in the slag below 12 (%) 2, the slag volume remains practically unchanged, there is no foaming and the recovery rate remains low, and when this product increases more than 80 (5) 2 its growth is insignificant and slag can be supercooled and lose its fluidity.
Источники информации
1. Патент США, N 4110107, кл. 75 - 24, 1978.Sources of information
1. US patent N 4110107, CL 75-24, 1978.
2. Авторское свидетельство СССР, N 1608225, кл. C 21 B 13/00, 1990. 2. Copyright certificate of the USSR, N 1608225, cl. C 21 B 13/00, 1990.
Claims (7)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97108308A RU2121518C1 (en) | 1997-05-21 | 1997-05-21 | Method of processing oxide raw material containing nonferrous metals |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97108308A RU2121518C1 (en) | 1997-05-21 | 1997-05-21 | Method of processing oxide raw material containing nonferrous metals |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2121518C1 true RU2121518C1 (en) | 1998-11-10 |
| RU97108308A RU97108308A (en) | 1999-04-20 |
Family
ID=20193160
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU97108308A RU2121518C1 (en) | 1997-05-21 | 1997-05-21 | Method of processing oxide raw material containing nonferrous metals |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2121518C1 (en) |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2000050652A1 (en) * | 1999-02-26 | 2000-08-31 | Mintek | Treatment of metal sulphide concentrates by roasting and arc furnace smelt reduction |
| KZ20220B (en) * | 2006-02-27 | 2010-11-15 | Method for reprocessing of slags | |
| RU2476611C2 (en) * | 2007-10-19 | 2013-02-27 | Поль Вурт С.А. | Extraction of metals from wastes containing copper and other metals of value |
| RU2484152C2 (en) * | 2008-08-27 | 2013-06-10 | Сгл Карбон Се | Method of processing solid or melted substances |
| US9733016B2 (en) | 2005-06-08 | 2017-08-15 | Sms Group Gmbh | Process and arrangement for extracting a metal from slag a containing said metal |
| CN110527833A (en) * | 2019-07-29 | 2019-12-03 | 孙旭阳 | The method for preparing pure metals using monatomic carbon reduction |
| RU2821446C1 (en) * | 2023-06-08 | 2024-06-24 | Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" (НЧОУ ВО "ТУ УГМК") | Method of processing of clinker of waelz process dusts of electric arc steel melting |
-
1997
- 1997-05-21 RU RU97108308A patent/RU2121518C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| USA патент 4110107, кл. 75-24, 1978, SU, авторское свидетельство N 1608225, кл. C 21 B 13/00, 1990, * |
Cited By (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2000050652A1 (en) * | 1999-02-26 | 2000-08-31 | Mintek | Treatment of metal sulphide concentrates by roasting and arc furnace smelt reduction |
| US6699302B1 (en) | 1999-02-26 | 2004-03-02 | Mintek | Treatment of metal sulphide concentrates by roasting and electrically stabilized open-arc furnace smelt reduction |
| US9733016B2 (en) | 2005-06-08 | 2017-08-15 | Sms Group Gmbh | Process and arrangement for extracting a metal from slag a containing said metal |
| KZ20220B (en) * | 2006-02-27 | 2010-11-15 | Method for reprocessing of slags | |
| RU2476611C2 (en) * | 2007-10-19 | 2013-02-27 | Поль Вурт С.А. | Extraction of metals from wastes containing copper and other metals of value |
| RU2484152C2 (en) * | 2008-08-27 | 2013-06-10 | Сгл Карбон Се | Method of processing solid or melted substances |
| CN110527833A (en) * | 2019-07-29 | 2019-12-03 | 孙旭阳 | The method for preparing pure metals using monatomic carbon reduction |
| CN110527833B (en) * | 2019-07-29 | 2021-10-01 | 孙旭阳 | Method for preparing simple substance material by using reduction of monoatomic carbon |
| EP4006186A4 (en) * | 2019-07-29 | 2024-03-13 | Sun, Xuyang | Method for preparing elemental material by using reduction of monoatomic carbon |
| RU2821446C1 (en) * | 2023-06-08 | 2024-06-24 | Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" (НЧОУ ВО "ТУ УГМК") | Method of processing of clinker of waelz process dusts of electric arc steel melting |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101827951B (en) | Recovery of residues containing copper and other valuable metals | |
| EP0302111B1 (en) | Method and furnace for making iron-carbon intermediate products for steel production | |
| US6270553B1 (en) | Direct reduction of metal oxide agglomerates | |
| CN104039987A (en) | Steel slag reduction method | |
| CA2624670C (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
| US4252560A (en) | Pyrometallurgical method for processing heavy nonferrous metal raw materials | |
| CA1277840C (en) | Method for continuous reduction of molten metallurgical slag in an electric furnace | |
| MX2007015384A (en) | Method for reducing and/or refining a metal-containing slag. | |
| RU2121518C1 (en) | Method of processing oxide raw material containing nonferrous metals | |
| CA2387683C (en) | Continuous nickel matte converter for production of low iron containing nickel-rich matte with improved cobalt recovery | |
| US4214897A (en) | Process for the extraction of non-ferrous metals from slags and other metallurgical by-products | |
| KR100291250B1 (en) | Process for reducing the electric steelworksdusts and facility for implementing it | |
| RU2109077C1 (en) | Method for treatment of zinc sulfide or other zinc-containing materials, method for partial oxidation of materials containing zinc oxide, zinc sulfide and iron sulfide, method for treatment of initial material containing zinc sulfide and iron sulfide | |
| US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| US4294433A (en) | Pyrometallurgical method and furnace for processing heavy nonferrous metal raw materials | |
| US7785389B2 (en) | Feed material composition and handling in a channel induction furnace | |
| CN101258252A (en) | Method for separating impurities out of feed stock in copper melts | |
| KR20220102147A (en) | Improved copper smelting process | |
| RU2194781C2 (en) | Method of processing raw materials containing nonferrous metals and iron | |
| US4131451A (en) | Method for removing zinc from zinc-containing slags | |
| EP0216618A2 (en) | Recovery of volatile metal values from metallurgical slags | |
| CN219793074U (en) | Comprehensive recovery and harmless treatment device for valuable metal elements of copper smelting slag | |
| RU2213788C2 (en) | Method of steel-making in electric-arc furnace | |
| RU2058407C1 (en) | Method for processing of secondary copper-zinc raw materials | |
| RU2448164C2 (en) | Melting method of oxide materials in fluidised slag bed |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20070522 |