RU2555294C2 - Brass foundry sludge pyrometallurgical processing method - Google Patents
Brass foundry sludge pyrometallurgical processing method Download PDFInfo
- Publication number
- RU2555294C2 RU2555294C2 RU2013149965/02A RU2013149965A RU2555294C2 RU 2555294 C2 RU2555294 C2 RU 2555294C2 RU 2013149965/02 A RU2013149965/02 A RU 2013149965/02A RU 2013149965 A RU2013149965 A RU 2013149965A RU 2555294 C2 RU2555294 C2 RU 2555294C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- crucible
- copper
- graphite
- melting
- 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)
- Furnace Details (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии и литейному производству, преимущественно к плавке и литью меди и сплавов на ее основе.The invention relates to ferrous metallurgy and foundry, mainly to the smelting and casting of copper and alloys based on it.
Плавка меди и медных шлаков всегда сопровождается потерями металла вместе со шлаком. Меднолитейные шлаки состоят из металлической и неметаллической части. Металлическая часть представляет собой сплесы и корольки различных размеров, которые имеют такой же состав, что и выплавляемый сплав. Неметаллическая часть состоит из оксидной и флюсовой составляющей, но также может содержать угольно-графитную составляющую. Оксидная составляющая состоит из продуктов окисления компонентов медного сплава. Флюсовая составляющая, как правило, состоит из хлоридов щелочных и щелочно-земельных металлов (натрия, калия, кальция и магния). Угольно-графитная составляющая представляет собой частично или неполностью отработанный материал защитного покрова над расплавом.The smelting of copper and copper slag is always accompanied by metal loss along with slag. Copper slag consists of a metal and non-metallic part. The metal part is splashes and kings of various sizes, which have the same composition as the melted alloy. The non-metallic part consists of an oxide and flux component, but may also contain a carbon-graphite component. The oxide component consists of the oxidation products of the components of the copper alloy. The flux component, as a rule, consists of alkali and alkaline earth metal chlorides (sodium, potassium, calcium and magnesium). The carbon-graphite component is a partially or incompletely exhausted material of the protective cover over the melt.
Известен способ механической переработки меднолитейных шлаков (Патент RU 2104795. Способ разделения медных шлаков / Николайчук В.Ф., Щербатов А.И., Мочалов И.А., Шохин В.И., Новгородцев Ю.П., Денисов Г.А., Шинкоренко С.Ф., Мочалов С.И., опубл. 20.02.1998), согласно которому их дробят и измельчают, а затем путем грохочения из них выделяют металлическую фракцию в виде медного концентрата, которая состоит из металлических частиц размером свыше 1-3 мм, покрытых неметаллической пылью. Недостатком способа является то, что полностью не извлекаются медь и компоненты медных сплавов из оксидной составляющей шлака, не полностью извлекается металлическая часть в виде пылевидных частиц. Кроме того, медный концентрат всегда загрязнен неметаллической пылью в количестве до 10-15%. Поэтому для его вовлечения в шихту для плавки медных сплавов необходим предварительный переплав, что связано с дополнительными затратами энергии и новыми потерями на угар.A known method of mechanical processing of copper casting slag (Patent RU 2104795. A method for the separation of copper slag / Nikolaychuk V.F., Scherbatov A.I., Mochalov I.A., Shokhin V.I., Novgorodtsev Yu.P., Denisov G.A. ., Shinkorenko S.F., Mochalov S.I., publ. 02.20.1998), according to which they are crushed and crushed, and then by screening a metal fraction is isolated from them in the form of a copper concentrate, which consists of metal particles larger than 1 -3 mm coated with non-metallic dust. The disadvantage of this method is that copper and components of copper alloys are not completely extracted from the oxide component of slag, the metal part in the form of dust particles is not completely extracted. In addition, copper concentrate is always contaminated with non-metallic dust in an amount of up to 10-15%. Therefore, for its involvement in the charge for melting copper alloys, preliminary remelting is necessary, which is associated with additional energy costs and new waste losses.
Известен способ пирометаллургической переработки медьсодержащих шлаков, включающий их нагрев и плавление в электродуговой печи с последующим разделением вторичного шлака и черновой меди, с введением известняка до получения основности 1,0-1,1 и проведением плавки при температурах 1330-1350°C (Патент RU 2180692. Способ переработки медьсодержащих шлаков / Майзель С.Г., опубл. 20.03.2002).A known method of pyrometallurgical processing of copper-containing slag, including heating and melting in an electric arc furnace, followed by separation of the secondary slag and blister copper, with the introduction of limestone to obtain a basicity of 1.0-1.1 and melting at temperatures of 1330-1350 ° C (RU Patent 2180692. A method of processing copper-containing slag / Meisel S.G., publ. 20.03.2002).
Недостатком способа является то, что при плавке не используется восстановитель и потому не извлекаются медь и компоненты медных сплавов, которые присутствуют в шлаке в химически связанном (окисленном) состоянии.The disadvantage of this method is that during melting, a reducing agent is not used and therefore copper and components of copper alloys that are present in the slag in a chemically bound (oxidized) state are not extracted.
Известен также способ пирометаллургической переработки меднолитейных шлаков, включающий их плавку в дуговой электропечи с добавкой 5-6% кокса и 8-10% извести или 15-20% известняка (Худяков И.Ф., Дорошкевич А.П., Карелов С.В. Комплексное использование сырья при переработке лома и отходов тяжелых цветных металлов. М.: Металлургия. 1985. - 160 с., стр. 62). В данном способе коксик является восстановителем компонентов медных сплавов из химически связанного состояния, а известь или известняк - шлакообразующим флюсом. Недостатками способа являются недостаточный выход металла, который составляет 15-25% от массы шлака, неясность функционального назначения извести, а также повышенная возгонка цинка (82-86%) в газовую фазу, что обусловлено локальным перегревом жидкого шлака в зоне горения электрической дуги.There is also known a method of pyrometallurgical processing of copper casting slag, including their smelting in an electric arc furnace with the addition of 5-6% coke and 8-10% lime or 15-20% limestone (Khudyakov I.F., Doroshkevich A.P., Karelov S.V. The complex use of raw materials in the processing of scrap and waste of non-ferrous metals. M: Metallurgy. 1985. - 160 p., P. 62). In this method, coke is a reducing agent for components of copper alloys from a chemically bound state, and lime or limestone is a slag-forming flux. The disadvantages of the method are the insufficient yield of metal, which is 15-25% by weight of the slag, the ambiguity of the functional purpose of the lime, as well as the increased sublimation of zinc (82-86%) into the gas phase, which is caused by local overheating of the liquid slag in the burning zone of the electric arc.
Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому способу является способ пирометаллургической переработки медных шлаков, включающий их плавку в дуговой печи с добавкой 10% коксика и 10% кварца, а также кускового (2-4 мм) медного коллектора при расходе последнего 0,7-1,0 от массы шлака (Худяков И.Ф., Дорошкевич А.П., Карелов С.В. Комплексное использование сырья при переработке лома и отходов тяжелых цветных металлов. М.: Металлургия. 1985. - 160 с., стр. 62). Достоинством способа является применение восстановителя коксика в сочетании с медным коллектором, который служит затравкой для формирования металлической фазы из восстановленного металла. Недостатками способа-прототипа являются высокий расход медного коллектора, а также повышенные потери легколетучих компонентов медных сплавов в виде возгонов, в частности до 89-94% цинка из-за применения для плавки электродуговой печи с высокой (свыше 2000°C) температурой в зоне горения электрической дуги.The closest in technical essence to the proposed method is a method of pyrometallurgical processing of copper slag, including melting in an arc furnace with the addition of 10% coke and 10% quartz, as well as lump (2-4 mm) copper collector at a flow rate of 0.7-1 , 0 by mass of slag (Khudyakov I.F., Doroshkevich A.P., Karelov S.V. Complex use of raw materials in the processing of scrap and heavy non-ferrous metal waste. M: Metallurgy. 1985. - 160 p., P. 62 ) The advantage of this method is the use of coxic reducing agent in combination with a copper collector, which serves as a seed for the formation of the metal phase from the reduced metal. The disadvantages of the prototype method are the high consumption of the copper collector, as well as the increased loss of volatile components of copper alloys in the form of sublimates, in particular up to 89-94% zinc due to the use for melting an electric arc furnace with a high (over 2000 ° C) temperature in the combustion zone electric arc.
Техническим результатом является создание технологии переработки меднолитейных шлаков, которая обеспечит наиболее полное извлечение из них меди и компонентов медных сплавов с минимальными потерями легколетучих элементов.The technical result is the creation of a technology for processing copper casting slag, which will ensure the most complete extraction of copper and components of copper alloys from them with minimal loss of volatile elements.
Технический результат заключается в том, что в известном способе пирометаллургической переработки меднолитейных шлаков, включающем плавку шихты, содержащей шлак, графитированный коксик в количестве 10% от массы шлака и медный коллектор, согласно изобретению шихту плавят при температуре 1000-1300°C в индукционной тигельной печи с размещенным в полости тигля графитовым индукционным разогревателем в виде графитового стержня диаметром 0,1-0,2 от диаметра тигля или кусков графита в количестве от 1 до 5% от объема тигля, при этом плавке подвергают шихту с дополнительно введенными в нее карбонатами щелочных и щелочно-земельных металлов в качестве активатора процесса восстановления при расходе медного коллектора 0,1-0,3 от массы шлака. При этом используют графитовый тигель или тигель из огнеупорного графитосодержащего материала.The technical result consists in the fact that in the known method of pyrometallurgical processing of copper casting slag, comprising melting a charge containing slag, graphitized coke in an amount of 10% by weight of slag and a copper collector, according to the invention, the charge is melted at a temperature of 1000-1300 ° C in an induction crucible furnace with a graphite induction heater placed in the crucible cavity in the form of a graphite rod with a diameter of 0.1-0.2 of the diameter of the crucible or pieces of graphite in an amount of 1 to 5% of the volume of the crucible, one with carbonates of alkali and alkaline earth metals additionally introduced into it as an activator of the recovery process at a copper collector flow rate of 0.1-0.3 by weight of slag. A graphite crucible or a crucible made of refractory graphite-containing material is used.
Проведение переработки медных шлаков в индукционной тигельной печи позволяет обеспечить объемный нагрев шихты и исключить локальный перегрев шлака в области пятна электрической дуги, как при электродуговой плавке. Это, в свою очередь, позволяет существенно уменьшить возгонку легколетучих компонентов медных сплавов (цинка, свинца и др.) и создать более благоприятные условия для их перехода в металлический сплав.Conducting the processing of copper slag in an induction crucible furnace allows volumetric heating of the charge and eliminates local overheating of the slag in the area of the electric arc spot, as in electric arc melting. This, in turn, can significantly reduce the sublimation of the volatile components of copper alloys (zinc, lead, etc.) and create more favorable conditions for their transition to a metal alloy.
Проведение плавки при температуре 1000-1300°C позволяет реализовать процесс пирометаллургической переработки меднолитейных шлаков максимально быстро при минимальном возгоне легколетучих компонентов медных сплавов. При температуре плавки ниже 1000°C физико-химические процессы, обеспечивающие извлечение полезных компонентов из шлаков, протекают замедленно и для завершения переработки требуется значительно больше времени. При температуре плавки более 1300°C значительно интенсифицируется процесс испарения легколетучих компонентов (цинка, свинца и др.) и сильно возрастают потери этих элементов.Smelting at a temperature of 1000-1300 ° C allows you to implement the process of pyrometallurgical processing of copper casting slag as quickly as possible with a minimum sublimation of volatile components of copper alloys. At a melting temperature below 1000 ° C, physicochemical processes that ensure the extraction of useful components from slags proceed slowly and it takes much longer to complete the processing. At a melting temperature of more than 1300 ° C, the evaporation of volatile components (zinc, lead, etc.) is significantly intensified, and the loss of these elements is greatly increased.
Размещение в полости тигля графитового индуктивного разогревателя необходимо для быстрого объемного нагрева медного шлака из-за того, что шлак является неэлектропроводным. Наиболее подходящим разогревателем медных шлаков является графит, так как он устойчив как в медном расплаве, так и в жидком шлаке. При этом разогреватель может иметь форму цилиндрического стержня (Фиг. 1: 1 - графитовый тигель, 2 - шихта для плавки, 3 - цилиндрический разогреватель) или состоять из отдельных кусков (Фиг. 2: 4 - кусковой разогреватель).The placement of a graphite inductive heater in the crucible cavity is necessary for fast volumetric heating of copper slag due to the fact that the slag is non-conductive. The most suitable heater for copper slag is graphite, as it is stable both in copper melt and in liquid slag. In this case, the heater can be in the form of a cylindrical rod (Fig. 1: 1 - graphite crucible, 2 - charge for melting, 3 - cylindrical heater) or consist of separate pieces (Fig. 2: 4 - lump heater).
Регламентация размеров графитового стержня в пределах 0,1-0,2 от диаметра тигля обусловлена удобством его размещения в полости тигля. При размере графитовой вставки меньше 0,1 от диаметра тигля его трудно удалить из шлака по окончании плавки, а при размере его больше 0,2 от диаметра в тигле остается мало места для перерабатываемого медного шлака.The regulation of the size of a graphite rod within 0.1-0.2 of the diameter of the crucible is due to the convenience of its placement in the cavity of the crucible. When the size of the graphite insert is less than 0.1 of the diameter of the crucible, it is difficult to remove it from the slag at the end of the smelting, and if it is larger than 0.2 of the diameter in the crucible, there is little space for the processed copper slag.
Регламентация количества кускового графита в пределах от 1 до 5% от объема тигля обусловлено необходимостью быстрого расплавления и последующего перегрева до требуемой температуры обработки шлака. При расходе графитовой вставки меньше 1% замедляется нагрев и расплавление шлака, а при расходе больше 5% значительно уменьшается количество перерабатываемого шлака.The regulation of the amount of lump graphite in the range from 1 to 5% of the volume of the crucible is due to the need for rapid melting and subsequent overheating to the required temperature for processing the slag. When the graphite insert consumption is less than 1%, the heating and melting of the slag slows down, and when the consumption is more than 5%, the amount of processed slag is significantly reduced.
Дополнительное введение в шихту активатора процесса восстановления обусловлено необходимостью активизации процесса восстановления компонентов медных сплавов, находящихся в шлаках в химически связанном, как правило, оксидном состоянии MexOy, где Me - это медь, олово, цинк, свинец и др.An additional introduction to the charge of the activator of the reduction process is due to the need to activate the recovery process of the components of copper alloys located in slags in the chemically bound, as a rule, oxide state Me x O y , where Me is copper, tin, zinc, lead, etc.
В присутствии углеродистого восстановителя они могут восстанавливаться как свободным углеродом, так и монооксидом углерода CO по реакциям:In the presence of a carbon reducing agent, they can be reduced by both free carbon and carbon monoxide CO by the reactions:
Восстановление оксидов по реакции (2) протекает эффективнее, чем по реакции (1). Поэтому для интенсификации процесса восстановления необходим источник генерирования восстановительного газа CO. Для этого используют карбонаты щелочных и щелочно-земельных металлов (CaCO3, MgCO3, Na2CO3, K2CO3 и др.), которые при температурах проведения плавки 1000-1300°C диссоциируют по реакции:The reduction of oxides by reaction (2) proceeds more efficiently than by reaction (1). Therefore, to intensify the reduction process, a source of CO reducing gas is needed. For this, carbonates of alkali and alkaline earth metals (CaCO 3 , MgCO 3 , Na 2 CO 3 , K 2 CO 3 , etc.) are used, which dissociate at the melting temperatures of 1000-1300 ° C by the reaction:
Образовавшийся газ CO2 в присутствии свободного углерода (графита) образует газ CO по реакции:The resulting CO 2 gas in the presence of free carbon (graphite) forms CO gas by the reaction:
Расход активатора процесса восстановления составляет 0,10-0,35 от массы шлака.The activator consumption of the recovery process is 0.10-0.35 by weight of the slag.
Расход медного коллектора в пределах 0,1-0,3 от массы шлака позволяет обеспечить формирование металлической фазы без лимитирования всего процесса. Меньший расход коллектора, чем в прототипе, обусловлен наличием в меднолитейных шлаках значительной доли металлической составляющей в виде корольков. При расходе коллектора менее 0,1 от массы шлака замедляется процесс формирования металлической фазы, а расход коллектора более 0,3 от массы шлака не приводит к увеличению выхода металла и ускорению процесса.The consumption of the copper collector within 0.1-0.3 of the mass of slag allows for the formation of a metal phase without limiting the entire process. The lower consumption of the collector than in the prototype is due to the presence in copper casting slags of a significant proportion of the metal component in the form of kings. When the collector flow rate is less than 0.1 of the slag mass, the formation of the metal phase is slowed down, and the collector flow rate of more than 0.3 of the slag mass does not increase the metal yield and accelerate the process.
Использование в индукционной тигельной плавке графитового или огнеупорного графитосодержащего тигля обеспечивает дополнительный нагрев шлака за счет разогрева самого тигля, что позволяет сократить продолжительность плавки.The use of a graphite or refractory graphite-containing crucible in induction crucible melting provides additional heating of the slag due to the heating of the crucible itself, which reduces the melting time.
Примеры осуществления способаExamples of the method
Пример 1. Плавку осуществляли в индукционной тигельной печи с шамотным тиглем условной емкостью 10 кг меди. Основу шихты составлял шлак бронзы Бр05С25 (состав бронзы по ГОСТ 613-79). В нее в качестве восстановителя, коллектора и активатора вводили графитированный коксик, медную крошку и известняк в количестве соответственно 10%, 25% и 20% от массы шлака. Плавку проводили без графитового индуктивного разогревателя. В результате шихту не удалось нагреть и расплавить.Example 1. Melting was carried out in an induction crucible furnace with fireclay crucible with a nominal capacity of 10 kg of copper. The basis of the charge was Br05C25 bronze slag (bronze composition according to GOST 613-79). Graphitized coke, copper crumb and limestone were introduced into it as a reducing agent, collector, and activator in amounts of 10%, 25%, and 20%, respectively, of the mass of slag. Melting was carried out without a graphite inductive heater. As a result, the charge could not be heated and melted.
Пример 2. Плавку осуществляли, как в примере 1, но с использованием в индукционной тигельной печи графито-шамотного (огнеупорного графитосодержащего) тигля условной емкостью 150 кг меди. В результате удалось разогреть шихту, но не удалось добиться полного расплавления и перегрева всего объема шлака, достаточного для разделения металла и шлака. Выход металла составил 27% от массы шлака.Example 2. Melting was carried out as in example 1, but using an induction crucible furnace graphite-chamotte (refractory graphite-containing) crucible with a nominal capacity of 150 kg of copper. As a result, it was possible to heat the charge, but it was not possible to achieve complete melting and overheating of the entire slag volume, sufficient for the separation of metal and slag. The metal yield was 27% of the mass of slag.
Пример 3. Плавку осуществляли, как в примере 2, но с тем отличием, что шихту составляли без активатора - известняка, но использовали графитовый индуктивный разогреватель в виде стержня диаметром dст 60 мм при диаметре полости тигля Dт 310 мм (dст/Dт=0,2). В результате удалось расплавить шлак и перегреть его до 1150°C. После выдержки в течение 120 мин выход металла составил 38% от массы шлака.Example 3. Melting was carried out as in example 2, but with the difference that the mixture was made without an activator — limestone, but a graphite inductive heater was used in the form of a rod with a diameter of dst 60 mm and a crucible cavity diameter of Dt 310 mm (dst / Dt = 0, 2). As a result, it was possible to melt the slag and overheat it to 1150 ° C. After exposure for 120 minutes, the metal yield was 38% of the mass of slag.
Пример 4. Плавку осуществляли в индукционной печи с графитовым тиглем. В качестве основы шихты использовали шлак бронзы Бр05С25, а в качестве восстановителя - графитированный коксик в количестве 10% от массы шлака. Расход медного коллектора был ниже нижнего предела и составил 5%, расход активатора составил 5% от массы шлака соответственно. Плавку проводили с использованием графитового индуктивного разогревателя в виде стержня диаметром dст 20 мм при диаметре полости тигля Dт 310 мм (dст/Dт=0,07). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1150°C получили выход металла 42,2% от массы шлака.Example 4. Melting was carried out in an induction furnace with a graphite crucible. Br05C25 bronze slag was used as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% of the slag mass was used as a reducing agent. The copper collector flow rate was below the lower limit and amounted to 5%, the activator flow rate was 5% of the slag mass, respectively. Melting was carried out using a graphite inductive heater in the form of a rod with a diameter dst 20 mm and a crucible cavity diameter Dt 310 mm (dst / Dt = 0.07). As a result, after holding for 120 min at a temperature of 1150 ° C, a metal yield of 42.2% of the mass of slag was obtained.
Пример 5. Плавку осуществляли, как в примере 4, в индукционной печи с графитовым тиглем с использованием в качестве основы шихты шлак бронзы Бр05С25, а в качестве восстановителя - графитированного коксика в количестве 10% от массы шлака. При этом расход медного коллектора и активатора составил 10% и 10% от массы шлака соответственно. При плавке использовали графитовый индуктивный разогреватель в виде стержня диаметром 40 мм (dст/Dт=0,13). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1200°C получили выход металла 51% от массы шлака.Example 5. Smelting was carried out, as in example 4, in an induction furnace with a graphite crucible using Br05C25 bronze slag as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% by weight of slag as a reducing agent. The consumption of the copper collector and activator was 10% and 10% of the mass of slag, respectively. When melting, a graphite inductive heater in the form of a rod with a diameter of 40 mm was used (dst / Dt = 0.13). As a result, after holding for 120 min at a temperature of 1200 ° C, a metal yield of 51% of the mass of slag was obtained.
Пример 6. Плавку осуществляли, как в примере 4, в индукционной печи с графитовым тиглем с использованием в качестве основы шихты шлака бронзы Бр05С25, а в качестве восстановителя - графитированного коксика в количестве 10% от массы шлака. При этом расход медного коллектора составил 20%, расход активатора составил 25% от массы шлака соответственно. При плавке использовали графитовый индуктивный разогреватель в виде стержня диаметром 50 мм (dст/Dт=0,16). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1250°C выход металла составил 59% от массы шлака.Example 6. Smelting was carried out, as in example 4, in an induction furnace with a graphite crucible using Br05C25 bronze slag as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% by weight of slag as the reducing agent. The consumption of the copper collector was 20%, the consumption of the activator was 25% of the mass of slag, respectively. When melting, a graphite inductive heater in the form of a rod with a diameter of 50 mm was used (dst / Dt = 0.16). As a result, after holding for 120 min at a temperature of 1250 ° C, the metal yield amounted to 59% of the mass of slag.
Пример 7. Плавку осуществляли, как в примере 4, в индукционной печи с графитовым тиглем с использованием в качестве основы шихты шлака бронзы Бр05С25, а в качестве восстановителя - графитированного коксика в количестве 10% от массы шлака. При этом расход медного коллектора был на уровне верхнего предела и составил 30%, расход активатора составил 35% от массы шлака соответственно. При плавке использовали графитовый индуктивный разогреватель в виде стержня диаметром 60 мм (dст/Dт=0,2). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1200°C получили выход металла 61,5% от массы шлака.Example 7. Melting was carried out, as in example 4, in an induction furnace with a graphite crucible using Br05C25 bronze slag as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% by weight of slag as the reducing agent. At the same time, the consumption of the copper collector was at the upper limit level and amounted to 30%, the activator consumption was 35% of the slag mass, respectively. When melting, a graphite inductive heater was used in the form of a rod with a diameter of 60 mm (dst / Dt = 0.2). As a result, after exposure for 120 min at a temperature of 1200 ° C, a metal yield of 61.5% of the mass of slag was obtained.
Пример 8. Плавку осуществляли, как в примере 4, в индукционной печи с графитовым тиглем с использованием в качестве основы шихты шлака бронзы Бр05С25, а в качестве восстановителя - графитированного коксика в количестве 10% от массы шлака. При этом расход медного коллектора был на уровне выше верхнего предела и составил 35%, расход активатора составил 40% от массы шлака соответственно. При плавке использовали графитовый индуктивный разогреватель в виде стержня диаметром 80 мм (dст/Dт=0,26). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1350°C получили относительный выход металла почти как в примере 7 (63%), но количественно меньше из-за уменьшения полезного объема полости тигля вследствие увеличения объема графитового разогревателя, а также роста потерь металла на возгоны.Example 8. Smelting was carried out, as in example 4, in an induction furnace with a graphite crucible using Br05C25 bronze slag as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% by weight of slag as the reducing agent. The consumption of the copper collector was above the upper limit and amounted to 35%, the activator consumption was 40% of the mass of slag, respectively. When melting, a graphite inductive heater in the form of a rod with a diameter of 80 mm was used (dst / Dt = 0.26). As a result, after exposure for 120 min at a temperature of 1350 ° C, a relative metal yield was obtained almost as in Example 7 (63%), but quantitatively less due to a decrease in the useful volume of the crucible cavity due to an increase in the volume of the graphite heater, as well as an increase in metal losses by sublimates.
Пример 9. Плавку осуществляли в индукционной печи с графитосодержащим тиглем условной емкостью 400 кг меди. В качестве основы шихты использовали шлак латуни Л63 (состав латуни по ГОСТ 15527-2004), а в качестве восстановителя - графитированный коксик в количестве 10% от массы шлака. Расход медного коллектора был ниже нижнего предела и составил 5%, а активатора также 5% от массы шлака. Плавку проводили с индуктивным разогревателем в виде кусков графита суммарным объемом Vгр 300 см3, что при объеме полости тигля печи Vп 45000 см3 составит меньше нижнего предела (Vгр·100/Vп=300·100/45000%=0,67%<1%). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1000°C получили выход металла 19% от массы шлака.Example 9. Melting was carried out in an induction furnace with a graphite-containing crucible with a nominal capacity of 400 kg of copper. L63 brass slag (brass composition according to GOST 15527-2004) was used as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% by weight of slag was used as a reducing agent. The consumption of the copper collector was below the lower limit and amounted to 5%, and the activator also 5% of the mass of slag. Melting was carried out with an inductive heater in the form of pieces of graphite with a total volume of Vgr 300 cm 3 , which, when the volume of the crucible cavity of the furnace, Vp 45000 cm 3 will be less than the lower limit (Vgr · 100 / Vp = 300 · 100/45000% = 0.67% <1 %). As a result, after exposure for 120 min at a temperature of 1000 ° C, a metal yield of 19% of the mass of slag was obtained.
Пример 10. Плавку осуществляли, как в примере 9, в индукционной печи с графитосодержащим тиглем. В качестве основы шихты использовали шлак латуни Л63, а в качестве восстановителя - графитированный коксик в количестве 10% от массы шлака. Расход медного коллектора составил 25%, а активатора - 10% от массы шлака соответственно. Плавку проводили с индуктивным разогревателем в виде кусков графита суммарным объемом на уровне нижнего предела Vгр 450 см3 (Vгр·100/Vп=450·100/45000%=1%). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1200°C получили выход металла 28% от массы шлака.Example 10. Melting was carried out, as in example 9, in an induction furnace with a graphite-containing crucible. L63 brass slag was used as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% of the slag mass was used as a reducing agent. The consumption of the copper collector was 25%, and the activator - 10% of the mass of slag, respectively. Melting was carried out with an inductive heater in the form of pieces of graphite with a total volume at the lower limit of Vgr 450 cm 3 (Vgr · 100 / Vp = 450 · 100/45000% = 1%). As a result, after holding for 120 min at a temperature of 1200 ° C, a metal yield of 28% of the mass of slag was obtained.
Пример 11. Плавку осуществляли, как в примере 9, в индукционной печи с графитосодержащим тиглем. В качестве основы шихты использовали шлак латуни Л63, а в качестве восстановителя - графитированный коксик в количестве 10% от массы шлака. Расход медного коллектора был на среднем уровне и составил 25%, а активатора - 20% от массы шлака. Плавку проводили с индуктивным разогревателем в виде кусков графита при среднем его суммарном объеме Vгр 1120 см3 (Vгр·100/Vп=1120·100/45000%=2,5%). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1300°C получили выход металла 32% от массы шлака.Example 11. Melting was carried out, as in example 9, in an induction furnace with a graphite-containing crucible. L63 brass slag was used as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% of the slag mass was used as a reducing agent. The consumption of the copper collector was at an average level and amounted to 25%, and the activator - 20% of the mass of slag. Melting was carried out with an inductive heater in the form of pieces of graphite with an average total volume of Vgr 1120 cm 3 (Vgr · 100 / Vp = 1120 · 100/45000% = 2.5%). As a result, after holding for 120 min at a temperature of 1300 ° C, a metal yield of 32% of the mass of slag was obtained.
Пример 12. Плавку осуществляли, как в примере 9, в индукционной печи с графитосодержащим тиглем. В качестве основы шихты использовали шлак латуни Л63, а в качестве восстановителя - графитированный коксик в количестве 10% от массы шлака. Расход медного коллектора был на верхнем пределе и составил 30%, а активатора - 35% от массы шлака. Плавку проводили с индуктивным разогревателем в виде кусков графита суммарным объемом на уровне верхнего предела Vгр 2250 см3 (Vгр·100/Vп=2250·100/45000%=5%). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1200°C получили выход металла 33% от массы шлака.Example 12. Melting was carried out, as in example 9, in an induction furnace with a graphite-containing crucible. L63 brass slag was used as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% of the slag mass was used as a reducing agent. The consumption of the copper collector was at the upper limit and amounted to 30%, and the activator - 35% of the mass of slag. The melting was carried out with inductive heaters in a total volume of graphite pieces at the upper limit Vgr 2250 cm 3 (Vgr × 100/2250 = Vp · 100/45000% = 5%). As a result, after holding for 120 min at a temperature of 1200 ° C, a metal yield of 33% of the mass of slag was obtained.
Пример 13. Плавку осуществляли, как в примере 9, в индукционной печи с графитосодержащим тиглем. В качестве основы шихты использовали шлак латуни Л63, а в качестве восстановителя - графитированный коксик в количестве 10% от массы шлака. Расход медного коллектора был выше верхнего предела и составил 35%, а активатора - 40% от массы шлака. Плавку проводили с индуктивным разогревателем в виде кусков графита суммарным объемом Vгр 3500 см3, что составит больше верхнего предела (Vгр·100/Vп=3500·100/45000%=7,8%>5%). В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1350°C получили относительный выход металла 34% от массы шлака, но количественно, как и в примере 8, значительно меньше из-за уменьшения полезного объема полости тигля вследствие увеличения объема графитового разогревателя, а также роста потерь металла на возгоны.Example 13. Melting was carried out, as in example 9, in an induction furnace with a graphite-containing crucible. L63 brass slag was used as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% of the slag mass was used as a reducing agent. The consumption of the copper collector was above the upper limit and amounted to 35%, and the activator - 40% of the mass of slag. Melting was carried out with an inductive heater in the form of pieces of graphite with a total volume of Vgr 3500 cm 3 , which will be more than the upper limit (Vgr · 100 / Vp = 3500 · 100/45000% = 7.8%> 5%). As a result, after exposure for 120 min at a temperature of 1350 ° C, a relative metal yield of 34% of the mass of slag was obtained, but quantitatively, as in Example 8, it was significantly less due to a decrease in the useful volume of the crucible cavity due to an increase in the volume of the graphite heater, as well as growth of metal losses on sublimates.
Пример 14. Плавку осуществляли, как в примере 9, в индукционной печи с графитосодержащим тиглем. В качестве основы шихты использовали шлак латуни Л63, а в качестве восстановителя - графитированный коксик в количестве 10% от массы шлака. Плавку проводили с индуктивным разогревателем в виде кусков графита суммарным объемом на уровне нижнего предела Vгр 450 см3 (Vгр·100/Vп=450·100/45000%=1%) при расходе медного коллектора 30% от массы шлака, но без активатора процесса восстановления. В результате после выдержки в течение 120 мин при температуре 1200°C получили выход металла 14% от массы шлака.Example 14. Melting was carried out, as in example 9, in an induction furnace with a graphite-containing crucible. L63 brass slag was used as the basis of the charge, and graphitized coke in the amount of 10% of the slag mass was used as a reducing agent. Smelting was carried out with an inductive heater in the form of pieces of graphite with a total volume at the lower limit of Vgr 450 cm 3 (Vgr · 100 / Vp = 450 · 100/45000% = 1%) with a copper collector consumption of 30% by weight of slag, but without a process activator recovery. As a result, after holding for 120 min at a temperature of 1200 ° C, a metal yield of 14% of the mass of slag was obtained.
Таким образом, выполнение заявленного способа пирометаллургической переработки меднолитейного шлака обеспечивает наиболее полное извлечение из него металла при сокращении длительности плавки и минимизации потерь легколетучих компонентов в виде возгонов. Способ предусматривает плавку шихты, содержащей шлак, графитированный коксик в количестве 10% от массы шлака и медный коллектор, при температуре 1000-1300°C в индукционной тигельной печи с размещенным в полости тигля графитовым индуктивным разогревателем в виде стержня диаметром 0,1-0,2 от диаметра тигля или кусков графита в количестве от 1 до 5% от объема тигля. При этом плавке подвергают шихту с дополнительно введенными в нее карбонатами щелочных и щелочно-земельных металлов в качестве активатора процесса восстановления при расходе медного коллектора 0,1-0,3 от массы шлака.Thus, the implementation of the claimed method of pyrometallurgical processing of copper foundry slag provides the most complete extraction of metal from it while reducing the melting time and minimizing the loss of volatile components in the form of sublimates. The method involves melting a charge containing slag, graphitized coke in an amount of 10% by weight of slag and a copper collector at a temperature of 1000-1300 ° C in an induction crucible furnace with a graphite induction heater in the form of a rod with a diameter of 0.1-0 in the crucible cavity, 2 from the diameter of the crucible or pieces of graphite in an amount of from 1 to 5% of the volume of the crucible. When this melting is subjected to the charge with additionally introduced into it carbonates of alkali and alkaline earth metals as an activator of the recovery process at a flow rate of a copper collector of 0.1-0.3 by weight of slag.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013149965/02A RU2555294C2 (en) | 2013-11-08 | 2013-11-08 | Brass foundry sludge pyrometallurgical processing method |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013149965/02A RU2555294C2 (en) | 2013-11-08 | 2013-11-08 | Brass foundry sludge pyrometallurgical processing method |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2013149965A RU2013149965A (en) | 2015-05-20 |
| RU2555294C2 true RU2555294C2 (en) | 2015-07-10 |
Family
ID=53283711
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2013149965/02A RU2555294C2 (en) | 2013-11-08 | 2013-11-08 | Brass foundry sludge pyrometallurgical processing method |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2555294C2 (en) |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1000310A (en) * | 1961-10-12 | 1965-08-04 | Siemens Ag | Improvements relating to the melting and refining of metals |
| RU2180692C2 (en) * | 1995-09-07 | 2002-03-20 | Майзель Сергей Гершевич | Method of processing of copper-containing slags |
| RU2407815C1 (en) * | 2009-08-03 | 2010-12-27 | Открытое акционерное общество "Чепецкий механический завод" | Procedure for production of ingots of super-pure copper in vacuum |
-
2013
- 2013-11-08 RU RU2013149965/02A patent/RU2555294C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1000310A (en) * | 1961-10-12 | 1965-08-04 | Siemens Ag | Improvements relating to the melting and refining of metals |
| RU2180692C2 (en) * | 1995-09-07 | 2002-03-20 | Майзель Сергей Гершевич | Method of processing of copper-containing slags |
| RU2407815C1 (en) * | 2009-08-03 | 2010-12-27 | Открытое акционерное общество "Чепецкий механический завод" | Procedure for production of ingots of super-pure copper in vacuum |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ХУДЯКОВ И.Ф. и др., Комплексное использование сырья при переработке лома и отходов тяжелых цветных металлов, М., Металлургия, 1985, с.62. * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2013149965A (en) | 2015-05-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US8088192B2 (en) | Recovery of residues containing copper and other valuable metals | |
| JP5183638B2 (en) | Recovery of non-ferrous metals from zinc and lead industry byproducts using electrothermal smelting in submerged plasma | |
| JP5388398B2 (en) | Microwave direct metal manufacturing method | |
| KR102176989B1 (en) | Plasma induced fuming | |
| WO2022019172A1 (en) | Method for recovering valuable metal | |
| RU2531333C2 (en) | Method of extraction of platinoids from spent automotive catalysts | |
| CN110651054B (en) | Carbothermic direct reduction of chromite with catalyst for production of ferrochrome | |
| JP2012140318A (en) | Method for reusing used carbon-containing refractory | |
| JP3338701B2 (en) | Method for producing chromium-containing metal | |
| Barakat | The pyrometallurgical processing of galvanizing zinc ash and flue dust | |
| CH691685A5 (en) | A process of reduction of electric steel plant dust and to implement it. | |
| JP6516264B2 (en) | Method of treating copper smelting slag | |
| RU2555294C2 (en) | Brass foundry sludge pyrometallurgical processing method | |
| JP4386469B2 (en) | Reuse of brass foundry waste | |
| JP2009167469A (en) | Method for treating copper-containing dross | |
| JP2005126732A (en) | Smelting-reduction method for material containing metallic oxide, and smelting-reduction apparatus | |
| Yusupkhodjaev et al. | METHOD FOR PYROMETALLURGICAL PROCESSING OF COPPER CASTING SLAGS | |
| RU2563612C1 (en) | Method of silver extraction from scrap of silver-zinc batteries containing lead | |
| Sviridova et al. | Determination of the Basic Parameters of the Recovery Process for Extracting Iron from Iron and Steel Slag | |
| JP3935251B2 (en) | Treatment method for waste containing hexavalent chromium | |
| RU2589948C1 (en) | Method of producing cast iron sintegal from red mud | |
| RU2114200C1 (en) | Method for processing lead wastes containing antimony, tin and copper | |
| RU2515414C1 (en) | Method of secondary lead-bearing stock processing for extraction of silver | |
| JPH07216473A (en) | Method of recovering magnesium from magnesium alloy waste | |
| RU2688000C1 (en) | Method of pyrometallurgical processing of oxidised nickel ore to obtain ferronickel in a melting unit |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| TC4A | Change in inventorship |
Effective date: 20151202 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20171109 |