RU2176276C2

RU2176276C2 - Method of depleting slags containing heavy nonferrous and noble metals

Info

Publication number: RU2176276C2
Application number: RU99127071A
Authority: RU
Inventors: М.Р. Русаков; бко А.Г. Р; А.Г. Рябко; Г.В. Востриков
Original assignee: Открытое акционерное общество "Институт Гипроникель"
Priority date: 1999-12-22
Filing date: 1999-12-22
Publication date: 2001-11-27

Abstract

FIELD: metallurgy, more particularly melt with reducing gases in electric furnace. SUBSTANCE: reducing gases are fed to electrode zone at certain intensity. Intensity is maintained within 350-700 kv/sq.m, and gas is fed into zone not further than 2.5 diameter of electrode % depth from HCl to HCl + 0.5 Del wherein D is diameter of electrode and HCl is deepening of electrode into slag. Optimum carbon content in reducing gas is 0.4-0.6 kg/n cubic m. Method makes it possible to reduce energy consumption and to prepare slags having lower content of nonferrous and noble metals. EFFECT: more efficient depletion methods. 2 cl, 2 tbl

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к процессу электропечного обеднения шлаков медно-никелевого производства, и может быть использовано для извлечения тяжелых цветных и благородных металлов из шлаков металлургического производства. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to the process of electric furnace depletion of slag of copper-nickel production, and can be used to extract heavy non-ferrous and noble metals from slag of metallurgical production.

Наиболее близким является способ обеднения шлаков (Ванюков А.В. Шлаки и штейны цветной металлургии, Москва, Металлургия, 1969, с.372-373), содержащих тяжелые цветные и благородные металлы, включающий заливку расплава, загрузку шихты, состоящей из сульфидизатора, флюсов и твердого восстановителя, плавку под слоем восстановителя в присутствии штейна и последующее отстаивание. Недостатком способа является то, что получение шлаков с низким остаточным содержанием цветных металлов (например, Ni и Со менее 0,1%) при высокой интенсивности процесса и низких удельных расходах электроэнергии и газа-восстановителя не достигается. The closest is the method of depletion of slag (Vanyukov A.V. Slags and mattes of non-ferrous metallurgy, Moscow, Metallurgy, 1969, p.372-373) containing heavy non-ferrous and noble metals, including pouring the melt, loading the mixture, consisting of sulfidizer, fluxes and solid reducing agent, melting under a layer of reducing agent in the presence of matte and subsequent sedimentation. The disadvantage of this method is that the production of slag with a low residual content of non-ferrous metals (for example, Ni and Co less than 0.1%) with a high intensity of the process and low specific consumption of electricity and gas reducing agent is not achieved.

Техническим результатом изобретения является повышение интенсивности процесса обеднения шлаков по тяжелым цветным и благородным металлам при снижении удельных затрат электроэнергии и газа-восстановителя при получении шлаков с низким остаточным содержанием обедняемых цветных металлов. The technical result of the invention is to increase the intensity of the process of depletion of slag for heavy non-ferrous and noble metals while reducing the specific cost of electricity and gas recovery when receiving slag with a low residual content of depleted non-ferrous metals.

Технический результат достигается тем, что обеднение шлаков, содержащих тяжелые цветные металлы, осуществляют восстановлением в электропечи, согласно изобретению, продувку ведут восстановительным газом при интенсивности дутья 0,3-0,9 нм³/(т•мин) при одновременном поддержании удельной мощности 350-700 кВт на м² зеркала ванны печи, при этом газ вводят в зону расплава не далее 2,5 D_э от оси электрода и на глубину шлакового расплава в пределах от H_э до H_э+0,5 D_э, где D_э - диаметр электрода, а H_э - заглубление электрода в шлак.The technical result is achieved in that the depletion of slag containing heavy non-ferrous metals is carried out by reduction in an electric furnace, according to the invention, the purge is carried out with reducing gas at a blast intensity of 0.3-0.9 nm ³ / (t • min) while maintaining a specific power of 350 -700 kW per m ^{2 of the} furnace bath mirror, while the gas is introduced into the melt zone no further than 2.5 D _e from the axis of the electrode and to the depth of the slag melt in the range from H _e to H _e +0.5 D _e , where D _e is the diameter of the electrode, and H _e is the penetration of the electrode into slag.

Кроме того, дополнительным параметром процесса является содержание углерода в используемом газе-восстановителе 0,4-0,6 кг/нм³.In addition, an additional process parameter is the carbon content in the used reducing gas of 0.4-0.6 kg / nm ³ .

Указанные параметры были установлены в результате исследований рассматриваемого процесса на укрупненно-лабораторной трехэлектродной электропечи мощностью 225 кВт в процессе исследований рассматриваемого процесса с различными шлаковыми расплавами, содержащими тяжелые цветные и благородные металлы. The indicated parameters were established as a result of investigations of the process under consideration on an enlarged laboratory three-electrode electric furnace with a capacity of 225 kW during the studies of the process under consideration with various slag melts containing heavy non-ferrous and precious metals.

Известно, что процессы взаимодействия восстановительных газов со шлаковыми расплавами сопровождаются затратами тепла, как на пиролиз восстановительных газов, так и на сами процессы восстановления. Успешное развитие восстановительных процессов является необходимым условием для эффективного обеднения шлаковых расплавов. Если в зоне реакции будет иметь место охлаждение расплава за счет вышеуказанных эндотермических реакций, то процессы восстановления будут замедляться, что соответственно приведет и к замедлению процессов обеднения и снижению его интенсивности. Известно также, что в электропечи с погруженными в шлак электродами 70-75% энергии выделяется вблизи электродов, в приэлектродной зоне. С этим и связана необходимость учета места ввода восстановительного газа в расплав относительно электродов. Если заявленный диапазон интенсивности дутья, обеспечивающий эффективное протекание процесса обеднения, достигнут для заданного количества шлака в электропечи, то газ может подаваться под один или несколько электродов, но в определенном месте относительно электрода. С этим же обстоятельством связана и необходимость поддержания определенной удельной мощности в расплаве, для покрытия затрат тепла на интенсивное протекание эндотермических реакций, обеспечивающих эффективное обеднение расплава. It is known that the processes of interaction of reducing gases with slag melts are accompanied by heat consumption, both on the pyrolysis of reducing gases, and on the reduction processes themselves. The successful development of recovery processes is a prerequisite for the effective depletion of slag melts. If in the reaction zone cooling of the melt due to the above endothermic reactions takes place, the recovery processes will slow down, which accordingly will lead to a deceleration of the depletion processes and a decrease in its intensity. It is also known that in an electric furnace with electrodes immersed in slag, 70-75% of the energy is released near the electrodes in the near-electrode zone. With this, the need to take into account the place of introduction of the reducing gas into the melt relative to the electrodes is connected. If the claimed range of the intensity of the blast, ensuring the efficient course of the depletion process, is achieved for a given amount of slag in an electric furnace, then the gas can be supplied under one or more electrodes, but in a certain place relative to the electrode. Related to this circumstance is the need to maintain a certain specific power in the melt in order to cover the heat consumption for the intensive occurrence of endothermic reactions that ensure effective depletion of the melt.

Т. е. , чтобы процесс обеднения протекал эффективно в соответствии с поставленными целями, требуется одновременное соблюдение целого комплекса условий, а именно: поддержание удельной мощности в заявленном интервале должно сопровождаться подачей газа в определенное место шлакового расплава с определенной интенсивностью. That is, in order for the depletion process to proceed efficiently in accordance with the goals set, it is necessary to simultaneously observe a whole range of conditions, namely: maintaining the specific power in the declared interval should be accompanied by a gas supply to a certain place of the slag melt with a certain intensity.

Указанные параметры были определены, как указывалось в опытах на укрупненно-лабораторной электропечи, и затем подтвердились в опытно-промышленном масштабе на установке емкостью по шлаку 25-30 т и установленной мощностью трансформатора 3,8 кВт. The indicated parameters were determined, as indicated in experiments on an enlarged laboratory electric furnace, and then confirmed on a pilot scale at a facility with a slag capacity of 25-30 tons and an installed transformer power of 3.8 kW.

Пример осуществления предлагаемого способа проиллюстрирован на конвертерных шлаках Надеждинского металлургического завода Норильского горно-металлургического комбината. Исходные шлаки имели следующий состав, мас.%: никель - 0,87; кобальт- 0,26. An example of the implementation of the proposed method is illustrated on the converter slag of the Nadezhda Metallurgical Plant of the Norilsk Mining and Metallurgical Combine. The initial slag had the following composition, wt.%: Nickel - 0.87; cobalt 0.26.

Электропечная установка представляла собой прямоугольную трехэлектродную электропечь. Установленная мощность трансформатора составляла 225 кВт. Поскольку на данной установке невозможно достичь всех значений заявленной удельной мощности за счет увеличения мощности трансформатора из-за ограниченной величины его установленной мощности, то изменение удельной мощности проводилось и за счет изменения площади пода печи. Изменение площади пода производилось увеличением толщины футеровки стен и соответствующим уменьшением при этом площади пода в интервале 0,15-0,5 м. Диаметр графитированных электродов составлял 100 мм. Методика проведения опытов заключалась в следующем. В печь заливалось около 0,3-0,5 т расплавленного конвертерного шлака из дуговой электропечи-миксера и 100-200 кг штейна. Началом опыта считали момент подачи в расплав восстановительного газа и электроэнергии. Подача газа в расплав осуществлялась через фурму, погружаемую в заданную зону расплава. Часть опытов проводили, продувая расплав через отверстие в электроде, заглубляемом на заданную глубину. В качестве восстановительного газа использовали природный газ (содержание углерода в природном газе 0,55 кг/м³) и соляровое масло, распыленное в токе азота. Изменение содержания углерода в подаваемом в расплав восстановительном газе достигалось изменением соотношения восстановитель-азот. Изменение интенсивности дутья, определяемой как расход газа на 1 т шлакового расплава, находящегося в печи в мин., достигалось изменением расхода
Время продувки составляло 20-40 мин. О степени обеднения судили по содержанию обедняемого металла в обедненном шлаке.The electric furnace was a rectangular three-electrode electric furnace. Installed power of the transformer was 225 kW. Since it is impossible to achieve all the values of the declared specific power at this installation due to an increase in the power of the transformer due to the limited value of its installed power, a change in the specific power was carried out due to a change in the area of the furnace hearth. The change in the area of the hearth was made by increasing the thickness of the lining of the walls and a corresponding decrease in the area of the hearth in the range of 0.15-0.5 m. The diameter of graphite electrodes was 100 mm. The experimental procedure was as follows. About 0.3-0.5 tons of molten converter slag from an electric arc furnace-mixer and 100-200 kg of matte were poured into the furnace. The beginning of the experiment was considered the moment of supplying the melt of reducing gas and electricity. Gas was supplied to the melt through a lance immersed in a given zone of the melt. Part of the experiments was carried out by blowing the melt through an opening in an electrode buried to a predetermined depth. As the reducing gas used natural gas (carbon content in natural gas of 0.55 kg / m ³ ) and solar oil sprayed in a stream of nitrogen. A change in the carbon content in the reducing gas supplied to the melt was achieved by changing the reductant-nitrogen ratio. The change in the intensity of the blast, defined as the gas flow rate per 1 ton of slag melt in the furnace in minutes, was achieved by changing the flow rate
The purge time was 20–40 min. The degree of depletion was judged by the content of depleted metal in depleted slag.

Условия опытов примера осуществления процесса обеднения указанных шлаков в электропечи при продувке шлаковой ванны природным газом представлены в таблице 1. Результаты опытов представлены в таблице 2. The conditions of the experiments of an example implementation of the process of depletion of these slags in an electric furnace while blowing the slag bath with natural gas are presented in table 1. The results of the experiments are presented in table 2.

Как следует из приведенных в таблицах 1 и 2 данных во всех случаях, когда поддерживались заявляемые параметры процесса, имело место глубокое обеднение шлака при минимальных расходах восстановителя и электроэнергии (режимы 3-5, 11-12, 18, 22, 28-30). При отклонении от заявляемых параметров наблюдалось повышенное содержание металлов в обедняемом шлаке: режимы 1-2 при сниженной интенсивности дутья, режимы 8-10 при пониженной удельной мощности, режимы 26-27 и 31-32 при отклонении от заявляемых мест ввода расплава, режимы 15-17 при пониженном содержании в восстановительном газе углерода. При превышении удельной мощности или интенсивности дутья сверх заявляемых параметров имело место также глубокое обеднение шлака, такое же как и при близких заявляемых параметрах, но при этом удельные расходы электроэнергии и восстановителя повышались (см. режимы 6-7, 13-14, 19-21). Аналогичные приведенным закономерности были получены и с другими шлаковыми расплавами, содержащими тяжелые цветные и благородные металлы (шлаки шахтной плавки, расплавы окисленных никелевых руд, шлаки автогенной плавки, шлаки аффинажного производства). As follows from the data in tables 1 and 2, in all cases when the claimed process parameters were supported, there was a deep depletion of slag at a minimum consumption of reducing agent and electricity (modes 3-5, 11-12, 18, 22, 28-30). When deviating from the claimed parameters, an increased metal content in lean slag was observed: modes 1-2 with reduced blast intensity, modes 8-10 with reduced specific power, modes 26-27 and 31-32 when deviating from the claimed melt entry points, modes 15- 17 at a reduced carbon content in the reducing gas. When exceeding the specific power or intensity of the blast over the claimed parameters, there was also a deep depletion of slag, the same as with the claimed parameters close, but the specific consumption of electricity and reducing agent increased (see modes 6-7, 13-14, 19-21 ) Similar patterns were obtained with other slag melts containing heavy non-ferrous and noble metals (mine smelting slags, oxidized nickel ore melts, autogenous smelting slags, refining slags).

Claims

1. The method of depletion of slag containing heavy non-ferrous and noble metals by reduction in an electric furnace, characterized in that the slag is blown with a reducing gas with a blast intensity of 0.3-0.9 nm ^{3 / (} t.min) while maintaining the specific power in the furnace in the range of 350-700 kW per 1 m ² of mirror bath furnace, gas is introduced into the slag is not more 2,5D _e from the electrode axis and a depth in the range of H to H _e _e _e + 0,5D, where D _e - the diameter of the electrode, and N _e - deepening the electrode into slag.

2. The method according to claim 1, characterized in that the reducing gas contains carbon in an amount of 0.4-0.6 kg / nm ³ .