RU2185457C2 - Method of processing oxide-bearing nickel ore - Google Patents

Method of processing oxide-bearing nickel ore Download PDF

Info

Publication number
RU2185457C2
RU2185457C2 RU2000113705A RU2000113705A RU2185457C2 RU 2185457 C2 RU2185457 C2 RU 2185457C2 RU 2000113705 A RU2000113705 A RU 2000113705A RU 2000113705 A RU2000113705 A RU 2000113705A RU 2185457 C2 RU2185457 C2 RU 2185457C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
ferronickel
nickel
iron
melt
carbon
Prior art date
Application number
RU2000113705A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2000113705A (en
Inventor
Е.А. Коршунов
В.Г. Лисиенко
С.П. Буркин
Л.А. Смирнов
Ф.Н. Сарапулов
А.Г. Тарасов
Ю.Н. Логинов
Original Assignee
Региональное Уральское отделение Академии инженерных наук Российской Федерации
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Региональное Уральское отделение Академии инженерных наук Российской Федерации filed Critical Региональное Уральское отделение Академии инженерных наук Российской Федерации
Priority to RU2000113705A priority Critical patent/RU2185457C2/en
Publication of RU2000113705A publication Critical patent/RU2000113705A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2185457C2 publication Critical patent/RU2185457C2/en

Links

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

FIELD: metallurgy; production of ferronickel and nickel from oxide-bearing ores. SUBSTANCE: method includes batch delivery of charge to melting unit from prepared nickel-containing ore, carbon reductant and flux additives, supply of energy for melting the charge and reducing nickel from nickel oxide and part of iron from iron oxides, forming ferronickel melt, removing melt and slag from melting unit; prior to delivery of charge to melting, ferronickel produced beforehand is melted and this mass is set in rotation till parabolic dimple is formed; carbon reductant is first introduced in molten ferronickel at level of 2.5 %; ferronickel temperature is reduced to 1350-1450 C; batches of charge are melted on surface of parabolic dimple; energy is introduced in proportion relative to mass of charge being fed both from surface of ferronickel melt and through surface of slag melt thus formed; main part of nickel from nickel oxide and part of iron from iron oxides are reduced by carbon of ferronickel melt till content of carbon in ferronickel reduces to 1-1.2%; nickel-depleted slag is removed after processing each batch of charge; after tapping last batch, ferronickel temperature is increased to level exceeding melting point of ferronickel by 50 to 100 C and carbon residue is removed from ferronickel; newly obtained carbon-free ferronickel is removed from melting unit and remaining melt is again carbonized to 2.5% and operations are repeated. EFFECT: possibility of obtaining waste-free and ecologically safe technology of processing nickel ores. 8 cl, 1 ex

Description

Изобретение относится к области металлургии, в частности к производству ферроникеля и никеля из окисленных никелевых руд. The invention relates to the field of metallurgy, in particular the production of ferronickel and nickel from oxidized nickel ores.

Из уровня техники известен наиболее распространенный способ переработки окисленных никелевых руд [1], по которому к подготовленной к плавке окисленной никелевой руде добавляют сульфидирующие добавки, далее осуществляют плавку в шахтной печи и получают никелевый штейн и шлак. Затем никелевый штейн перерабатывают в конвертере на файнштейн. Файнштейн, в свою очередь, перерабатывают на закись никеля, после чего из закиси никеля в электропечи получают черновой никель, который может быть и товарным. From the prior art, the most common method for processing oxidized nickel ores is known [1], according to which sulfidizing additives are added to the oxidized nickel ore prepared for smelting, then they are smelted in a shaft furnace and nickel matte and slag are obtained. Then the nickel matte is processed in the converter on the matte. Feinstein, in turn, is processed into nickel oxide, after which blister nickel is obtained from nickel oxide in an electric furnace, which can also be marketable.

Из сказанного выше следует, что известный способ довольно сложен, его отличают значительные энергозатраты, его реализация требует применения большого количества металлургического оборудования. From the foregoing it follows that the known method is rather complicated, it is distinguished by significant energy consumption, its implementation requires the use of a large number of metallurgical equipment.

Известен способ переработки окисленной никелевой руды в доменной печи по технологии, близкой к общеизвестной технологии переработки железной руды в доменной печи [2]. При этом в доменной печи получают не никель, а чаще всего сплав никеля с чугуном. В полученном сплаве оказывается сравнительно небольшое количество никеля (как правило, не более 15%). There is a method of processing oxidized nickel ore in a blast furnace using a technology close to the well-known technology for processing iron ore in a blast furnace [2]. At the same time, nickel is not produced in the blast furnace, but most often an alloy of nickel with cast iron. The resulting alloy contains a relatively small amount of nickel (usually no more than 15%).

Из уровня техники известен также принятый за прототип способ переработки окисленной никелевой руды в электроплавильном агрегате [3], по которому в плавильный агрегат подают порции шихты из подготовленной никельсодержащей руды, углеродистого восстановителя и флюсовых добавок. В агрегат подают также энергию, достаточную для расплавления шихты и восстановления в ней никеля из оксидов никеля и части железа из оксидов железа углеродистым восстановителем, при этом получают ферроникель и шлак. Последние затем удаляют из плавильного агрегата. В качестве плавильного агрегата используют электропечь. The prior art also known adopted for the prototype method of processing oxidized nickel ore in an electric melting unit [3], by which portions of a mixture of prepared nickel-containing ore, carbon reducing agent and flux additives are fed to the melting unit. Enough energy is also supplied to the unit to melt the charge and recover nickel from nickel oxides and part of iron from iron oxides by a carbon reducing agent, and ferronickel and slag are obtained. The latter are then removed from the smelter. An electric furnace is used as a melting unit.

Недостаток принятого за прототип способа - сравнительно большой расход энергии и восстановителя, т.к. в условиях используемой электроплавки и наличии высокой температуры в печи восстанавливаются не только никель и железо из их оксидов, но и другие металлы из своих оксидов, которые, как правило, содержатся в никелевой руде, например, кремний, хром, марганец и др. Последующее рафинирование от нежелательных примесей требует дополнительных затрат и средств для приобретения дорогостоящего оборудования. The disadvantage of the method adopted as a prototype is the relatively large consumption of energy and a reducing agent, because Under the conditions of the used electric melting and the presence of high temperature, not only nickel and iron from their oxides are reduced in the furnace, but also other metals from their oxides, which are usually found in nickel ore, for example, silicon, chromium, manganese, etc. Subsequent refining from unwanted impurities requires additional costs and funds for the purchase of expensive equipment.

Новизна предлагаемого технического решения заключается в следующем. До подачи в плавильный агрегат порции шихты в агрегате расплавляют заданную массу ранее произведенного ферроникеля, этой массе обеспечивают вращение до образования лунки параболоидной формы заданной геометрии. Углеродистый восстановитель первоначально вводят в расплавленный жидкий ферроникель в пределах до 2,5% и температуру ферроникеля снижают до 1350-1450oС. Порции шихты расплавляют на поверхности параболоидной лунки, причем энергию на расплавление и на восстановление никеля и части железа из оксидов в шлаковом расплаве вводят пропорционально массе подаваемой шихты как от поверхности углеродистого расплава ферроникеля, так и через поверхность образующегося шлакового расплава. Основную часть никеля из оксида никеля и часть железа из оксидов железа восстанавливают углеродом ферроникелевого расплава до тех пор, пока в ферроникеле содержание углерода не понизится до 1-1,2%. Обедненный по никелю шлак удаляют после переработки каждой порции шихты, а после слива последней порции температуру ферроникеля повышают до величины, превышающей температуру плавления ферроникеля на 50-100oС, и из ферроникеля удаляют остатки углерода. Вновь полученный безуглеродистый ферроникель удаляют из плавильного агрегата, а оставшуюся часть расплава вновь науглероживают до 2,5% и операции повторяют.The novelty of the proposed technical solution is as follows. Before a portion of the charge is fed to the melting unit, the predetermined mass of the previously produced ferronickel is melted in the unit, this mass is rotated to form a paraboloid shaped hole of a given geometry. The carbon reducing agent is initially introduced into the molten liquid ferronickel within 2.5% and the temperature of the ferronickel is reduced to 1350-1450 o C. Portions of the mixture are melted on the surface of the paraboloid wells, and the energy for melting and for the reduction of nickel and part of the iron from oxides in the slag melt they are introduced proportionally to the mass of the feed mixture both from the surface of the carbonaceous melt of ferronickel and through the surface of the resulting slag melt. The main part of nickel from nickel oxide and part of iron from iron oxides are reduced with carbon of a ferronickel melt until the carbon content in ferronickel decreases to 1-1.2%. Nickel-depleted slag is removed after processing each portion of the charge, and after draining the last portion, the temperature of the ferronickel is increased to a value that is 50-100 ° C higher than the melting temperature of the ferronickel, and carbon residues are removed from the ferronickel. The newly obtained carbon-free ferronickel is removed from the smelting unit, and the remaining part of the melt is again carburized to 2.5% and the operations are repeated.

Удаление ферроникеля из плавильного агрегата осуществляют после неоднократного науглероживания ферроникеля с 1-1,2% до 2,5% и повторения в периоды между операциями по науглероживанию ферроникеля операций по восстановлению основной части никеля и части железа из их оксидов в нескольких расплавляемых порциях шихты. The removal of ferronickel from the smelting unit is carried out after repeatedly carburizing the ferronickel from 1-1.2% to 2.5% and repeating in the periods between carbonization of the ferronickel operations to restore the main part of nickel and part of iron from their oxides in several molten batches of the charge.

Освобождение ферроникеля от углерода рекомендуется осуществлять за счет введения в углеродистый ферроникель закиси никеля, кислород которой будет окислять углерод. It is recommended that ferronickel be freed from carbon by introducing nickel oxide into the carbon ferronickel, the oxygen of which will oxidize the carbon.

Вращение ферроникеля в плавильном агрегате рекомендуется осуществлять электромагнитным полем, создаваемым магнитогидродинамическим устройством. The rotation of the ferronickel in the melting unit is recommended to be carried out by an electromagnetic field created by a magnetohydrodynamic device.

Подачу энергии от поверхности углеродистого ферроникеля рекомендуется осуществлять за счет постоянного отвода части ферроникеля из плавильной камеры агрегата, ее нагрева индукционным током и возвращения в плавильную камеру. Ввод энергии через поверхность образующегося шлакового расплава рекомендуется осуществлять за счет сжигания топлива над поверхностью шлакового расплава. It is recommended to supply energy from the surface of the carbon ferronickel by constantly removing part of the ferronickel from the melting chamber of the unit, heating it with induction current and returning it to the melting chamber. Energy input through the surface of the resulting slag melt is recommended to be carried out by burning fuel above the surface of the slag melt.

Удаляемый из плавильного агрегата обедненный по никелю шлак в жидком виде рекомендуется подавать в другой агрегат, содержащий расплавленный чугун, с заданным содержанием углерода, и углеродом чугуна восстанавливать содержащие в шлаке оксиды железа и остатки оксида никеля, после чего освобожденный от железа шлак рекомендуется удалять из агрегата, а в чугун вводить углерод до содержания, соответствующего заданному содержанию в товарном чугуне, затем удалять из агрегата, а в оставшуюся часть чугуна вводить углерод до заданного содержания и операции по переработке обедненного по никелю шлака повторять. It is recommended that liquid slag depleted in nickel that is removed from the smelting unit be fed into another unit containing molten cast iron with a given carbon content and carbon of cast iron to recover iron oxides and nickel oxide residues in the slag, after which it is recommended to remove slag freed from iron from the unit , and to introduce carbon into cast iron to the content corresponding to a given content in commodity cast iron, then remove from the unit, and to add carbon to the remaining part of cast iron to a predetermined content and the reprocessing of nickel depleted slag processing.

Удаление товарного чугуна из другого агрегата рекомендуется осуществлять после неоднократного повторения операций по восстановлению железа из оксидов из подаваемых порций обедненного по никелю шлака. Removing cast iron from another unit is recommended after repeated repetition of operations to restore iron from oxides from the supplied portions of nickel-depleted slag.

В каждую подаваемую порцию обедненного по никелю шлака рекомендуется вводить добавки, которыми в шлаке можно будет изменять химический состав, с целью получения из шлака необходимой товарной продукции (цемента, шлаковаты и т.д.). It is recommended to introduce additives into each fed portion of nickel depleted slag, which can be used to change the chemical composition in the slag in order to obtain the necessary commercial products from the slag (cement, slag, etc.).

Никелевые расплавы, так же как и железные расплавы, могут растворять углерод, при этом температура плавления никелевого расплава при доведении содержания углерода до 2,2% снижается с 1450oС до 1320oС, а у железного расплава при доведении содержания углерода до 4,2% с 1536oС до 1147oС. Если на указанных науглероженных расплавах размещать шлаковые расплавы, содержащие оксиды никеля и оксиды железа, то углерод этих расплавов будет восстанавливать никель и железо из их оксидов с наибольшей активностью, причем в первую очередь будет восстанавливаться никель из оксида, поскольку у никеля стандартная свободная энергия образования оксида намного меньше, чем стандартная свободная энергия образования оксида у железа. Рекомендуемая сравнительно низкая температура углеродистого расплава (1350-1450oС) также будет способствовать снижению восстановимости железа из оксидов.Nickel melts, like iron melts, can dissolve carbon, while the melting temperature of the nickel melt when the carbon content is increased to 2.2% decreases from 1450 o C to 1320 o C, and in the iron melt when the carbon content is increased to 4, 2% from 1536 o C to 1147 o C. If the said carburized molten slag place melts containing nickel oxide and iron oxide, carbon melts of these will recover nickel and iron from their oxides with the greatest activity, and will primarily be restored Ichel oxide, nickel because the standard free energy of oxide formation is much smaller than the standard free energy of formation of iron oxide. The recommended relatively low temperature of the carbon melt (1350-1450 o C) will also help reduce the reducibility of iron from oxides.

Активное восстановление никеля из оксидов будет также усилено еще и тем, что на границе металл-шлак будет иметь место некоторый противоток между шлаком и металлом, т.к. из-за разности воздействия электромагнитного поля на металл и шлак скорости вращения металла и шлака разные. The active reduction of nickel from oxides will also be enhanced by the fact that at the metal-slag interface there will be some backflow between the slag and the metal, because Due to the difference in the effect of the electromagnetic field on the metal and slag, the rotational speeds of the metal and slag are different.

Образование лунки параболоидной формы при создании вращения металла позволяет увеличить площади контакта между шлаком и металлом, а чем больше будет эта площадь, тем активней будет происходить массообмен между шлаком и металлом в процессе восстановления никеля и части железа из их оксидов углеродом, растворенным в металле. The formation of a paraboloid-shaped hole during the creation of metal rotation allows to increase the contact area between the slag and the metal, and the larger this area, the more active will be the mass transfer between the slag and the metal during the reduction of nickel and part of the iron from their oxides by carbon dissolved in the metal.

Подаваемая на расплав шихта будет расплавляться на поверхности указанной лунки. От металлического расплава энергии на расплавление шихты, перегрев расплава и восстановление никеля и части железа из оксидов может оказаться недостаточно (обычно это количество энергии до 1 МВт). В результате производительность плавильного агрегата для осуществления предлагаемого способа окажется сравнительно небольшой. Чтобы производительность агрегата была сравнительно большой, следует установить ее соответствие скорости массообменного процесса при восстановлении никеля и части железа из оксидов в шлаковом расплаве на единице площади границы между металлом и шлаком. Поскольку массообменный процесс на этой границе, да еще при наличии некоторого противотока между шлаком и металлом, значителен и превышает, например, в десятки раз массообменные процессы в доменной печи [4, с.77-81, табл.3], то сверху может подаваться значительное количество энергии, например, до 10 МВт. Таким образом, сравнительно небольшой по массе агрегат может реализовать сравнительно большую энергию на плавку и иметь сравнительно большую производительность, сопоставимую, например, с известным электроплавильным агрегатом, масса которого примерно в два раза большая. Подача энергии сверху может осуществляться, например, через горелки (газовые, топливно-кислородные, мазутные) или плазмотроны, если при плавке необходимо будет иметь шлак с высокой температурой плавления. The charge fed to the melt will melt on the surface of the indicated hole. From a metal melt, energy to melt the charge, overheat the melt, and restore nickel and part of the iron from the oxides may not be enough (usually this amount of energy is up to 1 MW). As a result, the performance of the melting unit for implementing the proposed method will be relatively small. In order for the aggregate productivity to be relatively large, it should be established that it corresponds to the rate of the mass transfer process during the reduction of nickel and part of the iron from oxides in the slag melt per unit area of the boundary between the metal and slag. Since the mass transfer process at this boundary, and even with some backflow between the slag and the metal, is significant and exceeds, for example, tens of times the mass transfer processes in a blast furnace [4, pp. 77-81, Table 3], it can be fed from above significant amount of energy, for example, up to 10 MW. Thus, a relatively small mass unit can realize relatively large energy for smelting and have a relatively high productivity comparable, for example, with a known electric smelting unit, the mass of which is approximately twice as large. Energy can be supplied from above, for example, through burners (gas, fuel-oxygen, fuel oil) or plasma torches, if during melting it will be necessary to have slag with a high melting point.

Поскольку восстановление никеля из оксида осуществляется в основном из металлического расплава, то содержание углерода в расплаве будет снижаться. Рекомендуется это снижение допускать до содержания 1-1,2%, а затем вновь повышать до 2,5%. При таком диапазоне содержания углерода в ферроникеле температура ферроникелевого расплава может быть в пределах 1350-1450oС, а при такой температуре углерод не будет активно восстанавливать оксиды железа, что и желательно в период восстановления основного количества оксида никеля.Since the reduction of nickel from oxide is carried out mainly from a metal melt, the carbon content in the melt will decrease. It is recommended to allow this reduction to a content of 1-1.2%, and then again increase it to 2.5%. With this range of carbon content in ferronickel, the temperature of the ferronickel melt can be in the range 1350-1450 o C, and at this temperature, carbon will not actively reduce iron oxides, which is desirable during the recovery period of the main quantity of Nickel oxide.

Плавку окисленной никелевой руды на никель называют шлаковым процессом, т. к. оксида никеля в руде в десятки раз меньше, чем других оксидов в руде. Поэтому в процессе плавки никельсодержащей шихты шлак из агрегата, где осуществляется извлечение никеля, необходимо удалять несколько раз до того, как содержание углерода в ферроникелевом расплаве понизится до указанного 1-1,2%, а удаление ферроникеля целесообразно проводить из агрегата после нескольких науглероживаний ферроникеля. Но когда наступит очередь удалять из агрегата и никелевый расплав (вернее ферроникель с высоким содержанием никеля), то после удаления последней порции шлака температуру металлического расплава следует повысить до величины, при которой освобожденный от углерода никелевый расплав имел бы достаточную жидкотекучесть и его можно было бы легко слить из плавильного агрегата. Поэтому целесообразно иметь температуру расплава на 50-100oС выше температуры плавления никелевого расплава без углерода и только тогда из расплава удалять углерод наиболее эффективным известным методом - введением в расплав закиси никеля.The melting of oxidized nickel ore to nickel is called the slag process, because nickel oxide in the ore is tens of times less than other oxides in the ore. Therefore, in the process of melting the nickel-containing charge, the slag from the unit where nickel is extracted must be removed several times before the carbon content in the ferronickel melt decreases to the indicated 1-1.2%, and it is advisable to remove ferronickel from the unit after several carburizing of the ferronickel. But when it is time to remove nickel melt from the aggregate (or rather ferronickel with a high nickel content), then after removing the last portion of slag, the temperature of the metal melt should be increased to a level where the nickel melt freed from carbon would have sufficient fluidity and it could be easily drain from the smelter. Therefore, it is advisable to have a melt temperature of 50-100 o C higher than the melting temperature of the nickel melt without carbon and only then remove carbon from the melt by the most effective known method - the introduction of nickel oxide into the melt.

Создавать вращение расплавленного в агрегате металла можно разными приемами, в том числе за счет вращения самого агрегата, но наиболее удобно это осуществлять за счет воздействия на металлический расплав вращающегося электромагнитного поля, создаваемого магнитно-гидродинамическим устройством (МГД-устройством), размещаемым вокруг круглой плавильной камеры агрегата, причем, чтобы вращающееся электромагнитное поле проходило через корпус и футеровку камеры, частоту питающего тока МГД-устройства принимают в пределах 1-3 Гц и корпус выполняют из немагнитного материала. It is possible to create a rotation of the molten metal in an aggregate in various ways, including by rotating the aggregate itself, but it is most convenient to do this by exposing a metallic melt to a rotating electromagnetic field created by a magneto-hydrodynamic device (MHD device) placed around a circular melting chamber unit, and so that the rotating electromagnetic field passed through the housing and the lining of the chamber, the frequency of the supply current of the MHD device is taken within 1-3 Hz and the housing is made they are made of non-magnetic material.

Чтобы увеличить глубину лунки во вращающемся расплаве, МГД-устройство можно выполнить так, чтобы наряду с вращающимся и электромагнитным полем, оно создавало дополнительное бегущее вертикально электромагнитное поле. Тогда при удалении расплава из агрегата и опускании в камере параболоидной лунки стенки камеры не будут освобождаться от слоя металла, футеровка стен не будет охлаждаться. Если затем в лунке будет накапливаться излишек шлака, то он не будет агрессивно действовать на футеровку камеры. In order to increase the depth of the hole in the rotating melt, the MHD device can be designed so that, along with the rotating and electromagnetic field, it creates an additional vertically traveling electromagnetic field. Then, when the melt is removed from the aggregate and the paraboloid hole is lowered in the chamber, the chamber walls will not be freed from the metal layer, the wall lining will not be cooled. If then excess slag accumulates in the well, it will not act aggressively on the lining of the chamber.

Рекомендацию подавать энергию к шлаку через ферроникель за счет постоянного отвода ферроникеля из плавильной камеры, его нагрева индукционным током и возвращения назад можно осуществить, если снизу к камере присоединить отъемную канальную индукционную единицу, причем не простую, а сдвоенную отъемную канальную индукционную единицу (СОКИЕ). The recommendation to supply energy to the slag through the ferronickel due to the constant removal of the ferronickel from the melting chamber, heating it with induction current and returning back can be achieved if a detachable channel induction unit is attached to the bottom of the chamber, and not a simple one, but a double detachable channel induction unit (SOKIE).

Для металлургической практики за рубежом СОКИЕ изготовляют до 2,5 МВт. Один из Российских заводов изготовляет СОКИЕ мощностью до 1 МВт. Такую СОКИЕ и целесообразно применить в агрегате для подачи энергии через ферроникель к шлаку снизу. For metallurgical practices abroad, SOKIE produce up to 2.5 MW. One of the Russian plants produces SOKY with a capacity of up to 1 MW. Such JUICES are also advisable to use in the unit for supplying energy through the ferronickel to the slag from below.

Как уже было сказано выше, энергии в 1 МВт для агрегата недостаточно, но подача такой энергии необходима не только для расплавления шлака. Во-первых, перед сливом ферроникеля из агрегата нужно повысить его температуру, во-вторых, следует поддерживать температуру ферроникеля при очередном науглероживании расплава углеродом в условиях необходимого прекращения подачи шихты и энергии сверху в агрегат. Для указанных целей энергии от СОКИЕ в 1 МВт вполне достаточно. Следует учесть и то, что металл на нагрев в СОКИЕ забирается из камеры через центральный канал подового камня СОКИЕ, а выдается подогретым через два боковых канала подового камня. Это обстоятельство удобно тем, что в период науглероживания расплава измельченный углерод можно будет подавать к входу в центральный канал подового камня, где он будет засасываться в этот канал и далее через боковые каналы поступать в камеру агрегата, эффективно растворяясь во вращающемся ферроникеле. Если часть углерода в ферроникеле не растворится, то он, пройдя через ферроникель, поступит к границе металл-шлак изнутри и может на границе или даже уже в шлаке выполнить свою функцию восстановителя никеля и части железа из их оксидов. As mentioned above, an energy of 1 MW is not enough for the unit, but the supply of such energy is necessary not only for melting the slag. Firstly, before draining the ferronickel from the aggregate, it is necessary to increase its temperature, and secondly, it is necessary to maintain the temperature of the ferronickel during the next carbonization of the melt with carbon under conditions of the necessary termination of the charge and energy supply to the aggregate from above. For these purposes, energy from SOKY in 1 MW is enough. It should be noted that metal for heating in SOKIE is taken out of the chamber through the central channel of the SOKIE hearth and is given out heated through two side channels of the hearth. This circumstance is convenient because in the period of melt carburization, crushed carbon can be fed to the entrance to the central channel of the hearth stone, where it will be sucked into this channel and then through the side channels to enter the unit chamber, effectively dissolving in the rotating ferronickel. If part of the carbon in the ferronickel does not dissolve, then, having passed through the ferronickel, it will arrive at the metal-slag interface from the inside and can fulfill its function of reducing the nickel and part of the iron from their oxides at the interface or even already in the slag.

Удаляемый из плавильного агрегата шлак состоит из разных оксидов, в том числе в этом шлаке может быть значительное количество оксидов железа. На никелевых заводах содержащий оксиды железа шлак часто отправляют в отвалы, при этом выводятся из хозяйственного оборота значительные территории полезной земли и создается неблагоприятная экологическая обстановка. The slag removed from the smelting unit consists of various oxides, including a significant amount of iron oxides in this slag. In nickel plants, slag containing iron oxides is often sent to dumps, while significant areas of useful land are taken out of economic circulation and an unfavorable environmental situation is created.

Рекомендуется полученный при производстве ферроникеля шлак в жидком виде передавать в другой агрегат аналогичной конструкции, где из него извлекать железо и остатки никеля, который (предположительно до 20%) может еще остаться в шлаке. Если в первом агрегате процесс восстановления никеля и части железа из оксидов рекомендовалось осуществлять за счет углерода, растворяемого в ферроникеле, то во втором агрегате восстановление железа и остатков никеля рекомендуется осуществлять углеродом, периодически вводимым в чугун по технологии, аналогичной технологии восстановления никеля и железа в первом агрегате. It is recommended that the slag obtained in the production of ferronickel in liquid form be transferred to another unit of a similar design, where iron and nickel residues can be extracted from it, which (presumably up to 20%) may still remain in the slag. If in the first unit it was recommended that the process of reducing nickel and part of iron from oxides be carried out due to carbon soluble in ferronickel, then in the second unit it is recommended that the reduction of iron and nickel residues be carried out by carbon, periodically introduced into cast iron using a technology similar to that of nickel and iron in the first unit.

Получаемый во втором агрегате чугун будет легирован никелем, а такой чугун, как известно, реализуется на товарном рынке металлов с учетом содержания в чугуне никеля и по соответствующей цене. The cast iron obtained in the second unit will be alloyed with nickel, and such cast iron, as is known, is sold on the commodity market of metals taking into account the nickel content in cast iron and at the corresponding price.

Обедненные по железу и никелю шлаки могут быть пригодны для последующего изготовления из него полезной продукции, например, шлаковаты, каменного литья, цемента и др. Slag depleted in iron and nickel may be suitable for the subsequent production of useful products from it, for example, slag, stone casting, cement, etc.

Пример. Окисленные никелевые руды отличаются большим разнообразием по содержанию в них оксидов. В никелевых рудах, например, Серовского месторождения содержание оксида никеля в сырой руде колеблется от 1,0 до 1,65%, а железа в руде от 8 до 40%. Из других оксидов никелевой руды можно назвать оксид кремния (от 25 до 45%), оксид магния (от 5 до 25%), оксид алюминия (от 2 до 15%) и др. Влаги в руде может быть от 20 до 40%. Example. Oxidized nickel ores are very diverse in their oxide content. In nickel ores, for example, of the Serovskoye deposit, the content of nickel oxide in raw ore ranges from 1.0 to 1.65%, and iron in ore from 8 to 40%. Other nickel ore oxides include silicon oxide (25 to 45%), magnesium oxide (5 to 25%), aluminum oxide (2 to 15%), and others. Moisture in the ore can be from 20 to 40%.

В качестве сырья используется освобожденная от влаги окисленная никелевая руда, содержание никеля в которой - 1,5%, а железа 30%. Oxidized nickel ore freed from moisture is used as a raw material, the nickel content of which is 1.5%, and iron is 30%.

Согласно предлагаемой по способу технологии первоначально в плавильном агрегате должно расплавиться ограниченное количество заранее произведенного ферроникеля, например, с содержанием никеля 70-80%. Массу первоначально расплавляемого ферроникеля примем 3 т. Если диаметр круглой плавильной камеры агрегата принять 1,2 м, то высота невращающегося расплава ферроникеля будет примерно 300 мм. Если указанный расплав ферроникеля вращать со скоростью 50 или 60 об/мин, то глубина параболоидной лунки будет соответственно 500 и 700 мм. According to the technology proposed by the method, initially a limited amount of pre-produced ferronickel, for example, with a nickel content of 70-80%, should be melted in the melting unit. The mass of the initially molten ferronickel is 3 tons. If the diameter of the round melting chamber of the unit is 1.2 m, then the height of the non-rotating molten ferronickel will be approximately 300 mm. If the specified ferronickel melt is rotated at a speed of 50 or 60 rpm, then the depth of the paraboloid hole will be 500 and 700 mm, respectively.

В случае науглероживания 3 г ферроникеля до содержания 2,5% углерода в трех тоннах ферроникеля будет 75 кг. Если допустить при восстановлении оксидов снижение содержания углерода до 1%, то на восстановление может пойти 45 кг углерода. 45 кг углерода могут восстановить из оксида никеля более 200 кг никеля. Примем, что восстанавливается 200 кг (часть углерода пойдет на восстановление железа из оксидов железа). In the case of carburization, 3 g of ferronickel to a content of 2.5% carbon in three tons of ferronickel will be 75 kg. If the reduction of carbon content to 1% is allowed during the reduction of oxides, then 45 kg of carbon can be used for reduction. 45 kg of carbon can recover from nickel oxide more than 200 kg of nickel. We assume that 200 kg is recovered (part of the carbon will be used to reduce iron from iron oxides).

Если в окисленной сухой руде будет, например, 1,5% Ni или 15 кг в одной тонне, то чтобы получить 200 кг Ni, надо переработать - 200:15=13,3 т сухой руды. Из этого следует, что в период между очередными науглероживаниями можно будет переплавить в агрегате 13,3 т сухой руды. If in dry oxidized ore there will be, for example, 1.5% Ni or 15 kg per ton, then in order to get 200 kg of Ni, it is necessary to process - 200: 15 = 13.3 tons of dry ore. From this it follows that in the period between the next carburization it will be possible to melt 13.3 tons of dry ore in the aggregate.

Подводимая к агрегату мощность может быть порядка 12 МВт. Если кпд нагрева окажется 67%, то на технологический процесс по расплавлению и восстановлению будет использоваться примерно 8 МВт мощности. The power supplied to the unit may be of the order of 12 MW. If the heating efficiency turns out to be 67%, then approximately 8 MW of power will be used for the melting and recovery process.

На расплвление и перегрев одной тонны сухой руды требуется примерно 700 кВт•ч. Восстановление оксида никеля требует незначительное количество энергии. Одна тонна восстановленного железа из оксидов требует энергии более 1000 кВт•ч, но железа в первом агрегате восстанавливается небольшое количество, поэтому и расход энергии на восстановление железа в первом агрегате будет небольшим. Расчеты показывают, что на расплавление 1 т сухой руды и восстановление Ni и Fe требуется энергии примерно 1000 кВт•ч. При подаче на технологические нужды в агрегат энергии в 8 МВт можно переработать 8 т сухой руды в час. Approximately 700 kWh is required to melt and overheat one ton of dry ore. Nickel oxide reduction requires a small amount of energy. One ton of reduced iron from oxides requires an energy of more than 1000 kW • h, but a small amount of iron is recovered in the first unit, therefore, the energy consumption for reducing iron in the first unit will be small. Calculations show that the melting of 1 ton of dry ore and the reduction of Ni and Fe requires an energy of about 1000 kW • h. When 8 MW of energy is supplied for technological needs, 8 tons of dry ore per hour can be processed.

Если в сутки сухая руда будет перерабатываться 20 ч (4 ч положим на науглероживание), то в сутки можно будет переработать 160 т и надо будет произвести - 160:13,3=12 перерывов на науглероживание, причем каждое науглероживание должно длиться - 4•60:12=20 мин. Около 16 т шлака надо будет перелить во второй агрегат в течение 20 ч или 1200 мин. Если каждый раз удалять по 2 тонны шлака, то переливов в сутки будет 80, а средний интервал между переливами окажется 15 мин. If dry ore is processed for 20 hours per day (we put carbonization for 4 hours), then 160 tons can be processed per day and it will be necessary to produce - 160: 13.3 = 12 carbonization breaks, each carbonization must last - 4 • 60 : 12 = 20 min. About 16 tons of slag will need to be transferred to the second unit within 20 hours or 1200 minutes. If 2 tons of slag are removed each time, then there will be 80 overflows per day, and the average interval between overflows will be 15 minutes.

В 160 т сухой руды никеля будет - 160•15=2400 кг. Если после переработки сухой руды в шлаке остается до 20%, то в первом агрегате в сутки в ферроникель будет производиться до 2000 кг и эти 2000 кг (2 т) можно будет сливать только один раз в сутки. In 160 tons of dry nickel ore will be - 160 • 15 = 2400 kg. If, after processing dry ore, up to 20% remains in the slag, then in the first aggregate up to 2000 kg will be produced in ferronickel per day and these 2000 kg (2 tons) can be drained only once a day.

Если агрегат будет работать в году 300 суток, то годовая производительность агрегата по никелю в ферроникеле будет 600 т. При этом 120 т никеля может оказаться в чугуне, который может быть получен во втором агрегате в количестве до 15000 т, если в руде будет до 30% железа. If the unit will operate for 300 days in a year, then the annual capacity of the unit for nickel in ferronickel will be 600 tons. In this case, 120 tons of nickel may be in pig iron, which can be obtained in the second unit in an amount of up to 15,000 tons, if the ore contains up to 30 % iron.

При цене никеля, например, до 6000 долл. за 1 т и цене чугуна до 3000 руб. за 1 т и курсе доллара 28 руб. за 1 долл. доход от производства только никеля и чугуна (возможный доход от продажи шлака не учитывается) составит 720•6000•28+15000•3000 = 120960000+45000000 = 165960000 руб. With the price of nickel, for example, up to $ 6,000 per 1 ton and the price of cast iron up to 3,000 rubles. for 1 ton and the dollar exchange rate of 28 rubles. for $ 1, the income from the production of nickel and cast iron only (the possible income from the sale of slag is not taken into account) will be 720 • 6000 • 28 + 15000 • 3000 = 120960000 + 45000000 = 165960000 rubles.

Если прибыль от реализации продукции будет, например, 50%, то стоимость сооружения агрегатов предположительно окупится в течение одного года. If the profit from sales of products is, for example, 50%, then the cost of constructing the units is expected to pay off within one year.

Технический результат от применения заявляемого способа в сравнении с широко распространенным способом переработки окисленных никелевых руд, по которому окисленная никелевая руда подвергается сульфидированию, заключается в следующем:
предлагается практически безотходная и экологически безвредная технология производства ферроникеля с высоким содержанием никеля из окисленных никелевых руд;
технологический процесс переработки руды значительно упрощается, т.к. не производится сульфидирование окисленной руды;
из руды в товарный продукт извлекается и железо, причем при извлечении из шлака железа и перевода его в чугун энергии на расплав шлака не расходуется, т. к. шлак подается на извлечение железа и остатков никеля в жидком виде;
поскольку на первом этапе переработки шихты (в первом агрегате) не ставится задача полностью перевести никель в ферроникель, получаемый ферроникель может иметь высокое содержание никеля, предположительно до 90%. Недоизвлеченный никель не теряется, а извлекается на втором этапе в чугун, при этом повышается ценность получаемого чугуна;
при сравнительно небольших габаритах плавильной камеры плавильного агрегата и из-за того, что в агрегате осуществляются самые высокие возможные скорости массообмена между шлаком и металлом на границе шлак-металл, удается в агрегате сравнительно небольшой массы реализовать сравнительно большую мощность и достигнуть высокой производительности.
The technical result from the application of the proposed method in comparison with the widespread method of processing oxidized nickel ores, in which the oxidized nickel ore is subjected to sulfidation, is as follows:
It offers a practically non-waste and environmentally friendly technology for the production of ferronickel with a high nickel content from oxidized nickel ores;
the technological process of ore processing is greatly simplified, because oxidized ore is not sulfidized;
iron is also extracted from ore into a marketable product; moreover, when iron is extracted from slag and transferred to cast iron, energy is not consumed by the slag melt, since slag is fed to the extraction of iron and nickel residues in liquid form;
since at the first stage of charge processing (in the first unit) the task is not to completely convert nickel to ferronickel, the resulting ferronickel may have a high nickel content, presumably up to 90%. The under-extracted nickel is not lost, but is extracted in the second stage into cast iron, while the value of the resulting cast iron increases;
with the relatively small dimensions of the melting chamber of the melting unit and due to the fact that the highest possible mass transfer rates between slag and metal at the slag-metal interface are carried out in the unit, it is possible to realize relatively high power in the unit of relatively small mass and achieve high performance.

Источники информации
1. Худяков И.Ф., Кляйн С.Э., Агеев Н.Г. Металлургия меди, никеля, сопутствующих элементов и проектирование цехов. М.: Металлургия. 1993, 432 с.
Sources of information
1. Khudyakov I.F., Klein S.E., Ageev N.G. Metallurgy of copper, nickel, related elements and design of workshops. M .: Metallurgy. 1993, 432 p.

2. Цейдлер А.А. Металлургия меди и никеля. М.: Металлургиздат, 1958, 391 с. 2. Zeidler A.A. Metallurgy of copper and nickel. M.: Metallurgizdat, 1958, 391 p.

3. Тарасов Л.В., Уткин Н.Н. Общая металлургия. М.: Металлургия, 1997, с. 286-288. 3. Tarasov L.V., Utkin N.N. General metallurgy. M .: Metallurgy, 1997, p. 286-288.

4. Капустин Е.А. Перспективы альтернативных металлургических процессов. // Сталь, 1998, 8, с. 77-81.5 4. Kapustin EA Prospects for alternative metallurgical processes. // Steel, 1998, 8, p. 77-81.5

Claims (8)

1. Способ переработки окисленной никелевой руды, включающий подачу в плавильный агрегат порций шихты из подготовленной никельсодержащей руды, углеродистого восстановителя и флюсовых добавок, подачу энергии на расплавление шихты и восстановление в расплаве никеля из оксида никеля и части железа из оксидов железа углеродистым восстановителем, образование ферроникелевого расплава, удаление расплава и шлака из плавильного агрегата, отличающийся тем, что до подачи в плавильный агрегат порции шихты в агрегате расплавляют заданную массу ранее произведенного ферроникеля и этой массе обеспечивают вращение до образования лунки параболоидной формы заданного размера, углеродистый восстановитель первоначально вводят в расплавленный жидкий ферроникель в пределах до 2,5%, температуру ферроникеля снижают до 1350-1450oС, порции шихты расплавляют на поверхности параболоидной лунки, причем энергию на расплавление и на восстановление никеля и части железа из оксидов в шлаковом расплаве вводят пропорционально массе подаваемой шихты как от поверхности углеродистого расплава ферроникеля, так и через поверхность образующегося шлакового расплава, основную часть никеля из оксида никеля и часть железа из оксидов железа восстанавливают углеродом ферроникелевого расплава до тех пор, пока в ферроникеле содержание углерода не понизится до 1-1,2%, при этом обедненный по никелю шлак удаляют после переработки каждой порции шихты, а после слива последней порции температуру ферроникеля повышают до величины, превышающей температуру плавления ферроникеля на 50-100oС, и из ферроникеля удаляют остатки углерода, вновь полученный безуглеродистый ферроникель удаляют из плавильного агрегата, а оставшуюся часть расплава вновь науглероживают до 2,5%, после чего операции повторяют.1. A method for processing oxidized nickel ore, comprising feeding batches of a charge from prepared nickel-containing ore, a carbon reducing agent and flux additives to the melting unit, supplying energy to melt the charge and reducing nickel from nickel oxide and part of iron from iron oxides with a carbon reducing agent in the melt, forming ferronickel melt, removal of the melt and slag from the melting unit, characterized in that prior to feeding into the melting unit, portions of the charge in the unit melt a predetermined mass of its ferronickel produced and this weight provide rotation to form wells of a predetermined size paraboloidal shape, the carbonaceous reductant is introduced initially into the molten liquid ferronickel to within 2.5%, ferronickel temperature reduced to 1350-1450 o C, the batch melted portions at the surface of the wells of the paraboloid, moreover, the energy for the melting and reduction of nickel and part of the iron from the oxides in the slag melt is introduced in proportion to the mass of the feed mixture as from the surface of the carbon melt I, and through the surface of the resulting slag melt, the main part of nickel from nickel oxide and part of iron from iron oxides are reduced with carbon of a ferronickel melt until the carbon content in ferronickel decreases to 1-1.2%, while nickel depleted slag is removed after processing of each portion of the charge and discharge after the last portion of ferronickel temperature is increased to a value above the melting temperature of the ferronickel 50-100 o C, and carbon residues are removed from ferronickel, again resulting bezugler kyanite ferronickel removed from the melting unit, and the remaining part of the melt again carburized to 2.5%, after which the operations are repeated. 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что ферроникель удаляют из плавильного агрегата после науглероживания ферроникеля с 1-1,2 до 2,5%, в периоды между операциями по науглероживанию ферроникеля повторяют операции по восстановлению основной части никеля и части железа из их оксидов в нескольких расплавляемых порциях шихты. 2. The method according to p. 1, characterized in that the ferronickel is removed from the melting unit after carburizing the ferronickel from 1-1.2 to 2.5%, in the periods between carbonization of the ferronickel repeat operations to restore the main part of Nickel and part of iron from their oxides in several molten portions of the charge. 3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для освобождения ферроникеля от остатков углерода в углеродистый ферроникель вводят закись никеля, кислородом которой углерод окисляют и переводят в удаляемую газовую фазу. 3. The method according to p. 1, characterized in that in order to liberate the ferronickel from carbon residues, nickel oxide is introduced into the carbon ferronickel, the oxygen of which carbon is oxidized and transferred to the removed gas phase. 4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что вращение массы ферроникеля осуществляют электромагнитным полем, которое создают магнитно-гидродинамическим устройством. 4. The method according to p. 1, characterized in that the rotation of the mass of the ferronickel is carried out by an electromagnetic field, which is created by a magneto-hydrodynamic device. 5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что подачу энергии от поверхности углеродистого ферроникеля осуществляют за счет постоянного отвода части ферроникеля из плавильной части агрегата, который нагревают индукционным током и возвращают в плавильную камеру. 5. The method according to p. 1, characterized in that the energy supply from the surface of the carbon ferronickel is carried out by constantly removing part of the ferronickel from the melting part of the unit, which is heated by induction current and returned to the melting chamber. 6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что осуществляют ввод энергии через поверхность образующегося шлакового расплава за счет сжигания топлива над поверхностью шлакового расплава. 6. The method according to p. 1, characterized in that the energy is introduced through the surface of the resulting slag melt by burning fuel above the surface of the slag melt. 7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что удаляют из плавильного агрегата обедненный по никелю шлак в жидком виде и подают в другой агрегат, содержащий расплавленный чугун с заданным содержанием углерода, и углеродом чугуна восстанавливают содержащиеся в шлаке оксиды железа и остатки оксида никеля, после чего освобожденный от железа шлак обрабатывают добавками и удаляют из агрегата, а в чугун вводят углерод до содержания, соответствующего заданному содержанию в товарном чугуне, выплавленный из поданной порции шлака чугун удаляют из агрегата, в оставшуюся часть чугуна вводят углерод до заданного содержания и операции по переработке обедненного по никелю шлака повторяют. 7. The method according to p. 1, characterized in that the nickel-depleted slag is removed from the melting unit in liquid form and fed to another unit containing molten iron with a given carbon content, and iron oxides and nickel oxide residues contained in the slag are recovered by carbon iron after which the slag freed from iron is treated with additives and removed from the unit, and carbon is introduced into cast iron to the content corresponding to the specified content in commodity cast iron, the pig iron smelted from the supplied portion of slag is removed from the unit , The remainder of the iron is introduced to a desired carbon content and processing operations on nickel depleted slag is repeated. 8. Способ по любому из пп. 1 и 7, отличающийся тем, что товарный чугун удаляют из агрегата после повторения операций по восстановлению железа из оксидов из подаваемых порций обедненного по никелю шлака. 8. The method according to any one of paragraphs. 1 and 7, characterized in that the commodity iron is removed from the unit after repeating operations to restore iron from oxides from the supplied portions of nickel depleted slag.
RU2000113705A 2000-05-26 2000-05-26 Method of processing oxide-bearing nickel ore RU2185457C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2000113705A RU2185457C2 (en) 2000-05-26 2000-05-26 Method of processing oxide-bearing nickel ore

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2000113705A RU2185457C2 (en) 2000-05-26 2000-05-26 Method of processing oxide-bearing nickel ore

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2000113705A RU2000113705A (en) 2002-03-20
RU2185457C2 true RU2185457C2 (en) 2002-07-20

Family

ID=20235489

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2000113705A RU2185457C2 (en) 2000-05-26 2000-05-26 Method of processing oxide-bearing nickel ore

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2185457C2 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2682197C1 (en) * 2018-05-31 2019-03-15 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of pyrometallurgical processing of oxidated nickel ore
RU2688000C1 (en) * 2018-04-04 2019-05-17 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of pyrometallurgical processing of oxidised nickel ore to obtain ferronickel in a melting unit

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
ТАРАСОВ Л.В. и др. Общая металлургия. - М.: Металлургия, 1997, с.286-288. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2688000C1 (en) * 2018-04-04 2019-05-17 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of pyrometallurgical processing of oxidised nickel ore to obtain ferronickel in a melting unit
RU2682197C1 (en) * 2018-05-31 2019-03-15 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of pyrometallurgical processing of oxidated nickel ore

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4110107A (en) Process for reducing molten furnace slags by carbon injection
CN102388154A (en) Plasma method and apparatus for recovery of precious metals
JP2009079303A (en) Manufacturing method of stainless steel by reutilizing waste in stainless steel manufacturing process
Zhou et al. Effect of iron phase evolution on copper separation from slag via coal-based reduction
WO2013070121A1 (en) Pyrometallurgical red mud processing method
RU2185457C2 (en) Method of processing oxide-bearing nickel ore
RU2250271C1 (en) Method of high-titanium-bearing foundry alloy production
US4155753A (en) Process for producing silicon-containing ferro alloys
US6689189B1 (en) Metallurgical product
JP4097010B2 (en) Molten steel manufacturing method
CN112899530A (en) Aluminum alloy conductor material and preparation method thereof
RU2206630C2 (en) Method of converting titanomagnetite vanadium- containing ore into titanic iron, vanadium slag and titanium-containing alloy
US3150961A (en) Process of reducing metal oxides
CN101545044B (en) Method for producing ferro-silicon by using a ferrous metasilicate electric stove integral deoxidation and reduction
CN104878212A (en) Method and system for treating gold-containing slag
US4021232A (en) Cast iron melting process
WO2017026918A1 (en) Method for making steel in an electric arc furnace
RU119742U1 (en) TECHNOLOGICAL LINE FOR PROCESSING VANADIUM CONTAINING TITANOMAGNETITE ORE (OPTIONS)
RU2261285C1 (en) Method of production of blister copper and zinc
RU2287024C1 (en) Method of production of iron from charge containing silicon and iron oxides
CN101545045B (en) Method for producing microalloy ferro-silicon by using a ferrous metasilicate electric stove integral deoxidation and reduction
US20030164062A1 (en) Method relating to manufacturing of steel
RU2228967C2 (en) Method of production of titanium-containing master alloy
Mimura et al. Recent developments in plasma metal processing
JPS59113131A (en) Treatment of slag formed in smelting of ferrochromium

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20050527