RU2355794C1 - Depletion method of converter slags of nickel-cobalt manufacturing - Google Patents
Depletion method of converter slags of nickel-cobalt manufacturing Download PDFInfo
- Publication number
- RU2355794C1 RU2355794C1 RU2007143774A RU2007143774A RU2355794C1 RU 2355794 C1 RU2355794 C1 RU 2355794C1 RU 2007143774 A RU2007143774 A RU 2007143774A RU 2007143774 A RU2007143774 A RU 2007143774A RU 2355794 C1 RU2355794 C1 RU 2355794C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- nickel
- slag
- cobalt
- melt
- pyrite
- Prior art date
Links
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 области металлургии никеля и кобальта.The invention relates to the field of metallurgy of Nickel and cobalt.
Известен способ обеднения конвертерных шлаков никель-кобальтового производства с извлечением никеля и кобальта, включающий заливку расплавленного шлака в обогреваемый агрегат, введение в расплав пирита и восстановителя - кокса, нагрев, отстаивание расплава с образованием сульфидной массы, содержащей никель и кобальт, слив, грануляцию и утилизацию обедненного шлака (1).A known method of depleting converter slag of nickel-cobalt production with the extraction of nickel and cobalt, including pouring molten slag into a heated unit, introducing pyrite and a reducing agent — coke into the melt, heating, settling the melt to form a sulfide mass containing nickel and cobalt, draining, granulating and disposal of lean slag (1).
К недостаткам известного способа, принятого в качестве прототипа, можно отнести следующее:The disadvantages of this method, adopted as a prototype, include the following:
- в известном способе обязательно использование восстановителя (отсеянный кокс);- in the known method, the use of a reducing agent is mandatory (screened coke);
- процесс обеднения необходимо вести при высоких температурах (не менее 1500°С). Для достижения такой температуры обеднение проводят в электропечах.- the depletion process must be carried out at high temperatures (at least 1500 ° C). To achieve this temperature, depletion is carried out in electric furnaces.
Вышеуказанные факторы обуславливают довольно высокую себестоимость процесса.The above factors determine a rather high cost of the process.
Никель в шлаке присутствует как в окисленной форме, так и в виде сульфидов, механически запутавшихся в шлаке. Наличие сульфидов никеля в шлаке приводит к повышенным потерям, снижающим общее извлечение никеля.Nickel in the slag is present both in the oxidized form and in the form of sulfides, which are mechanically entangled in the slag. The presence of nickel sulfides in the slag leads to increased losses, reducing the overall recovery of Nickel.
Повышенное содержание сульфидов никеля в сливаемом с обеднительного агрегата шлаке определяется следующими факторами:The increased content of nickel sulfides in the slag discharged from the depletion unit is determined by the following factors:
- образованием магнетита Fe3O4 из-за недостаточного количества диоксида кремния, что приводит к повышению вязкости шлака и соответственно увеличению механических потерь никеля;- the formation of magnetite Fe 3 O 4 due to the insufficient amount of silicon dioxide, which leads to an increase in slag viscosity and, accordingly, an increase in mechanical losses of nickel;
- сравнительно низкой температурой обедняемого шлака из-за различных технологических нарушений (более холодный шлак имеет большую вязкость);- a relatively low temperature of depleted slag due to various technological violations (colder slag has a higher viscosity);
- недостаточным временем отстаивания обедняемого шлака (мелкие частицы не успевают укрупниться и сконцентрироваться в донной части).- insufficient time for sedimentation of depleted slag (small particles do not have time to enlarge and concentrate in the bottom).
Техническим результатом изобретения является уменьшение массовой доли никеля и кобальта в отвальных конвертерных шлаках и, следовательно, их потерь.The technical result of the invention is to reduce the mass fraction of nickel and cobalt in dump converter slags and, consequently, their losses.
Технический результат достигается тем, что в обогреваемый агрегат (например, конвертер, оборудованный газовой горелкой), заливают жидкий шлак и вводят флюс, представляющий собой смесь кварца (диоксида кремния) с пиритом (FeS2). Расход кварца в смеси составляет от 3 до 10% к массе обедняемого шлака и определяется по конечному содержанию в нем диоксида кремния, составляющему от 28 до 32%, а расход пирита в флюсовой смеси составляет от 5 до 10 сумм масс никеля и кобальта, находящихся в обедняемом шлаке в окисленной форме. Обеднение ведут при температуре от 1200°С до 1350°С.The technical result is achieved by the fact that in a heated unit (for example, a converter equipped with a gas burner), liquid slag is poured and flux is introduced, which is a mixture of quartz (silicon dioxide) with pyrite (FeS 2 ). The consumption of quartz in the mixture is from 3 to 10% by weight of depleted slag and is determined by the final silica content of 28 to 32%, and the consumption of pyrite in the flux mixture is from 5 to 10 sums of the mass of nickel and cobalt in depleted slag in oxidized form. Depletion is carried out at a temperature of from 1200 ° C to 1350 ° C.
Одновременное присутствие кварца и пирита способствует разрушению магнетита, сдвигу вправо реакции:The simultaneous presence of quartz and pyrite contributes to the destruction of magnetite, a shift to the right of the reaction:
5Fe3O4+FeS2+8SiO2→8(2FeO·SiO2)+2SO2 5Fe 3 O 4 + FeS 2 + 8SiO 2 → 8 (2FeO · SiO 2 ) + 2SO 2
При этом изменяются физико-химические свойства шлака, в том числе, уменьшается вязкость и температура плавления, что улучшает условия отстаивания сульфидных частиц, всегда присутствующих в шлаке, в донную часть расплава.In this case, the physicochemical properties of the slag are changed, including the viscosity and melting temperature, which improves the conditions for the sedimentation of sulfide particles, always present in the slag, to the bottom of the melt.
Кроме этого, совместное присутствие кварца и колчедана обеспечивает более полное протекание реакций:In addition, the combined presence of quartz and pyrites provides a more complete reaction:
3NiO+2FeS2+SiO2+1,5O2→Ni3S2+2FeO·SiO2+2SO2 3NiO + 2FeS 2 + SiO 2 + 1,5O 2 → Ni 3 S 2 + 2FeO · SiO 2 + 2SO 2
3CoO+2FeS2+SiO2+0,5O2→3CoS+2FeO·SiO2+SO2,3CoO + 2FeS 2 + SiO 2 + 0,5O 2 → 3CoS + 2FeO · SiO 2 + SO 2 ,
которые способствуют извлечению никеля и кобальта, присутствующих в шлаке в окисленной форме, в сульфидный сплав. За счет этого уменьшаются потери никеля и кобальта со шлаками.which contribute to the extraction of nickel and cobalt present in the slag in the oxidized form into a sulfide alloy. Due to this, losses of nickel and cobalt with slags are reduced.
Время отстаивания шлака 20-30 минут. Отстоявшийся шлак сливают, гранулируют и утилизируют.Slag settling time 20-30 minutes. The settled slag is poured, granulated and disposed of.
ПримерExample
В качестве агрегата для обеднения и отстаивания шлаков использовали 30-тонный горизонтальный конвертер, оборудованный газопламенной горелкой типа ДБВ-225/51. Футеровка конвертера наборная из хромомагнезитового кирпича марок ХПТ-1,9,10,35.As a unit for depletion and sedimentation of slag, a 30-ton horizontal converter equipped with a gas flame burner of the DBV-225/51 type was used. Converter lining type-setting from chromomagnesite brick of the HPT-1,9,10,35 brands.
В пустой конвертор заливали 20 т конвертерного шлака с содержанием никеля 0,25% в форме оксидов и 0,30% в виде сульфидов, кобальта 0,30% в виде оксида и 0,15% в виде сульфида, диоксида кремния 22%. В расплав вводили пирито-кварцевую смесь из расчета получения шлака с массовой долей диоксида кремния 28%. Массу диоксида кремния в загружаемой смеси определяли из равенства.20 tons of converter slag with a nickel content of 0.25% in the form of oxides and 0.30% in the form of sulfides, cobalt of 0.30% in the form of oxide and 0.15% in the form of sulfide, silicon dioxide 22% were poured into an empty converter. A pyrite-quartz mixture was introduced into the melt at the rate of obtaining slag with a mass fraction of silicon dioxide of 28%. The mass of silicon dioxide in the bootable mixture was determined from equality.
20·22:100+Х=(20+Х)·28:100,2022: 100 + X = (20 + X) 28: 100,
где X - количество вводимого со смесью диоксида кремния.where X is the amount of silica introduced with the mixture.
X=1,66, т.е. для обеднения необходимо загрузить диоксида кремния в виде смеси с пиритом в количестве 1,66 т.X = 1.66, i.e. for depletion, it is necessary to load silica in the form of a mixture with pyrite in the amount of 1.66 tons
Массу пирита (у) в пирито-кварцевой смеси определяли для нашего примераThe mass of pyrite (y) in the pyrite-quartz mixture was determined for our example
. .
Таким образом, на 20 т обедняемого шлака загружали смесь пирита с кварцем в соотношении 0,55/1,66=1:3 в количестве 1,66+0,55=2,21 т или 11% к массе обедняемого шлака. Нагрев вели при температуре 1300°С, расплав отстаивали 25 минут, шлак сливали, гранулировали и утилизировали.Thus, a mixture of pyrite with quartz in the ratio of 0.55 / 1.66 = 1: 3 in the amount of 1.66 + 0.55 = 2.21 tons or 11% of the mass of depleted slag was loaded onto 20 tons of depleted slag. Heating was carried out at a temperature of 1300 ° C, the melt was settled for 25 minutes, the slag was drained, granulated and disposed of.
Обедненный шлак содержал: никеля 0,15%, кобальта 0,18%. Образовавшуюся сульфидную массу оставили в конвертере. На нее залили следующую порцию конвертерного шлака, содержащего никеля 0,2% в форме оксидов и 0,20% в виде сульфидов, кобальта 0,22% в виде оксида и 0,12% в виде сульфида, диоксида кремния 24%. На шлак загрузили расчетное количество пирито-кварцевой смеси с соотношением 1:3. После прекращения реакции смеси с обедняемым шлаком и отстоя в течение 25 минут слили и утилизировали обедненный шлак с общим содержанием никеля 0,12%, кобальта 0,15%. Сульфидная масса осталась в конвертере.The lean slag contained: nickel 0.15%, cobalt 0.18%. The resulting sulfide mass was left in the converter. The next portion of converter slag was poured onto it, containing 0.2% nickel in the form of oxides and 0.20% in the form of sulfides, 0.22% cobalt in the form of oxide and 0.12% in the form of sulfide, 24% silicon dioxide. The estimated amount of pyrite-quartz mixture with a ratio of 1: 3 was loaded onto slag. After termination of the reaction of the mixture with depleted slag and sludge for 25 minutes, the depleted slag with a total nickel content of 0.12%, cobalt 0.15% was poured and disposed of. The sulfide mass remained in the converter.
Таким образом, было обеднено 80 т конвертерного шлака. В результате получено сульфидной массы в количестве 2100 кг содержащей никеля 12,7% и кобальта 3%.Thus, 80 tons of converter slag was depleted. The result is a sulfide mass in the amount of 2100 kg containing nickel 12.7% and cobalt 3%.
В обедненном шлаке никель в сульфидной форме отсутствует. Результат подтвержден фазовым анализом шлаков.Nickel in sulfide form is absent in lean slag. The result is confirmed by phase analysis of slag.
Источники информацииInformation sources
1. И.Ф.Худяков, А.И.Тихонов, В.И.Деев, С.С.Набойченко. Металлургия меди, никеля и кобальта, часть II - Металлургия, 1977, стр.212-216.1. I.F. Khudyakov, A.I. Tikhonov, V.I. Deev, S.S. Naboychenko. Metallurgy of copper, nickel and cobalt, part II - Metallurgy, 1977, pp. 212-216.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2007143774A RU2355794C1 (en) | 2007-11-26 | 2007-11-26 | Depletion method of converter slags of nickel-cobalt manufacturing |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2007143774A RU2355794C1 (en) | 2007-11-26 | 2007-11-26 | Depletion method of converter slags of nickel-cobalt manufacturing |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2355794C1 true RU2355794C1 (en) | 2009-05-20 |
Family
ID=41021721
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2007143774A RU2355794C1 (en) | 2007-11-26 | 2007-11-26 | Depletion method of converter slags of nickel-cobalt manufacturing |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2355794C1 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102002598A (en) * | 2010-12-22 | 2011-04-06 | 东北大学 | Method for recovering copper and cobalt from cobalt-containing copper converter slag |
RU2499064C1 (en) * | 2012-03-23 | 2013-11-20 | Александр Александрович Веселовский | Extraction method of nickel and cobalt from waste convertor slags of nickel manufacturing plant |
-
2007
- 2007-11-26 RU RU2007143774A patent/RU2355794C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
ХУДЯКОВ И.Ф. и др. Металлургия меди, никеля и кобальта, ч.II. - М.: Металлургия, 1977, с.212-216. * |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102002598A (en) * | 2010-12-22 | 2011-04-06 | 东北大学 | Method for recovering copper and cobalt from cobalt-containing copper converter slag |
CN102002598B (en) * | 2010-12-22 | 2012-08-29 | 东北大学 | Method for recovering copper and cobalt from cobalt-containing copper converter slag |
RU2499064C1 (en) * | 2012-03-23 | 2013-11-20 | Александр Александрович Веселовский | Extraction method of nickel and cobalt from waste convertor slags of nickel manufacturing plant |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101827951B (en) | Recovery of residues containing copper and other valuable metals | |
JP2966106B2 (en) | Method for producing hydraulic binder and / or alloys such as ferrochrome or ferrovanadium | |
CN109844145B (en) | Method for producing PGM-rich alloys | |
CN102162037B (en) | Method for depleting refining slag of copper | |
RU2633428C2 (en) | Method and device for copper slag collection | |
CN101838718A (en) | Medium frequency furnace internal dephosphorization and desulfurization smelting process | |
CN104302792A (en) | Method for processing slags of non-ferrous metallurgy | |
TWI614349B (en) | Process for the production of a pgm-enriched alloy | |
US5865872A (en) | Method of recovering metals and producing a secondary slag from base metal smelter slag | |
CN103320614A (en) | Lead matte pyrogenic process treatment technology | |
CN113355525A (en) | Method for processing gold-containing waste residues by synergistic matching of copper smelting slag | |
RU2355794C1 (en) | Depletion method of converter slags of nickel-cobalt manufacturing | |
RU2391420C1 (en) | Method of fire copper refinement | |
FI20185910A1 (en) | Method for continuously converting nickel-containing copper sulphide materials | |
FI119774B (en) | Process for the treatment of cobalt-containing copper concentrate | |
WO2005068669A1 (en) | Method of slag fuming | |
CN110184476A (en) | A method of eliminating furnace knot in sedimentation electric furnace | |
US2653868A (en) | Recovery of metals from metallurgical slag | |
JP4525453B2 (en) | Slag fuming method | |
RU2374349C1 (en) | Method of smelting of vanadium-bearing alloys | |
RU2235795C1 (en) | Method for reprocessing of galvanic sludge | |
JP2011032553A (en) | METHOD OF RECOVERING GOLD AND/OR PLATINUM GROUP ELEMENT FROM SiC-BASED SUBSTANCE | |
RU2082785C1 (en) | Process for recovery of metal from slag resulting from foundry ferrosilicon chrome | |
WO1985001750A1 (en) | Smelting nickel ores or concentrates | |
JP4274069B2 (en) | Reuse method of copper alloy and mat obtained by slag fuming method |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20141127 |