SU1098968A1 - Способ обеднени шлаков медного и медно-никелевого производств - Google Patents
Способ обеднени шлаков медного и медно-никелевого производств Download PDFInfo
- Publication number
- SU1098968A1 SU1098968A1 SU833607118A SU3607118A SU1098968A1 SU 1098968 A1 SU1098968 A1 SU 1098968A1 SU 833607118 A SU833607118 A SU 833607118A SU 3607118 A SU3607118 A SU 3607118A SU 1098968 A1 SU1098968 A1 SU 1098968A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- slag
- copper
- slags
- matte
- consumption
- 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
1. СПОСОБ ОБЕДНЕНИЯ ШЛАКОВ. МЕДНОГО И МЕДНО-НИКЕЛЕВОГО ПРОИЗВОДСТВ, включаюошй обработку жидкого шлака восстановителем и сульфидизатором , отстаивание образовавшейс массы и слив обедненного шлака и штейна, отличающийс тем, что, с целью снижени потерь цветных металлов со шлаками и исключени расхода ферросилици и флюса, в качестве восстановител используют отходы производства алюмини электролизом в виде анодного осадка в количестве 2-10% от массы обедн емого шлака. 2. Способ по п. 1,отличающ и и с тем, что анодный осадок предварительно измельчают до крупности 0,5-5 мм. (Л с
Description
:о
00
со а:
00 Изобретение относитс к цветной металлургии, к способам обеднени шлаков и может быть использовано дл извлечени цветных металлов из шлаков медного и медно-никелевого производства . Известен способ обеднени медьсо держащих шлаков, состо щий в том, что измельченные до 15 мм твердые шлаки медеплавильного производства смешивают с измельченными до 3 мм отвальными солевыми шлаками алюмини евого производства и пиритом. Содер жание в полученной таким образом шихте отвальных солевых шпаков 5-20 пирита - до 10%. Шихту расплавл ют и выдерживают при температуре плавлени дл взаимодействи реакционно способных компонентов. При перерабо ке жидкого шлака медеплавильного производства смесь отвальных солевы шлакйв алюминиевого производства и пирита в тех же процентных содержани х загружают на поверхность жидко ванны и вдувают в расплав -с помощью инертного газа. После загрузки смес шлак нагревают до 1300°С и отстаива ют с последующим раздельным удалени ем штейна и обедненного шлака. В ре зультате обеднени получены шлаки с содержанием 0,08-0,1% и штейны 3 ,7-6,1% меди l . Однако этим способом получают, при глубоком обеднении шлака, штейны с низким содержанием меди, дл кото рых процесс конвертировани не рацио нален из-за повышенного выхода конвертерных шлаков . Дл глубокого извлечени цветных металлов из шлаков медеплавильного производства необходимо полностью восстановить мёгнети и получить металлизированный железом штейн, что не достигаетс указанными добавками солевых алюминиевых шпаков (менее 2% металлического алюмини от массы обедн емого шлака), Наиболее близким к изобретению по технической сути вл етс способ обе нени шлаков медноникелевого производства , состо щий в том, что в качестве восстановит.ел шлака используют смесь ферросилици и твердого углеродистого топлива при их весовом отношении 1:(2-8), и процесс ведут при 1200-1300°С. Целесообразно вводить ферросилиций с содержанием кремни 50-75% (например, ФС-45, ФС-75) или некондиционный ферросилиций, содержащий 50-70% кремни . Расход дробленого (0,1-5мм) ферросилици поддерживают в пределах 0,3-0,9% от массы обедн е мого шлака. При обеднении конверторного шлака смесью антрацитового штыба и ферросилици , содержащего 75% кремни , в весовом отношении 8:1 с последующей заливкой в печь штейна (20-30% от веса шлака) или загрузкой сульфидного материала (высокосернистой сульфидной руды в количестве 25-35% от веса шлака ) и 1,5-2,0 ч выдержки при 12001250С извлечение кобальта достигает 80-85%, никел 95-98%. При обеднении шлака в печь загружеиот кварцевый флюс 2 . К недостаткам известного способа следует отнести расход дефицитного и дорогосто щего ферросилици и относительно невысокое извлечение кобальта . Цель изобретени - снижение потерь цветных металлов со шлаками и исключение расхода ферросилици и флюса. Поставленна цель достигаетс тем/ что согласно способу обеднени шлаков медного и медно-никелевого производств , включающему обработку жидкого шлака восстановителем и сульфидизатором , отстаивание образовавшейс массы и слив обедненного шлака и штейна, в качестве восстановител используют отходы производства алюмини элекролизом в виде анодного осадка в количестве 2-10% от массы обедн емого шлака. Причем анодный осгщок предварительно измельчают до крупности 0,5-5 мм. Анодный осадок, содержащий, %;А1 25-55; Си 15-50; Ре 1-30; Si 1-15 в насто щее врем используют дл производства черновой меди. При этом за счет окислени кислородом воздуха со шлаками безвозвратно тер ютс алюминий и железо, которые могли бы быть использованы в качестве восстановительных агентов обеднительной смеси. Способ осуществл ют следующим образом , В плавильный агрегат, например электропечь, заливают жидкий (Т 1200-1250°С) шлак. После чего ввод т измельченный до 0,5-5 мм анодный осадок в количестве 2-10% от массы обедн емого шлака. За счет присутствующих в анодном осадке алш1иини , кремни и отчасти железа проход т процессы восстановлени окислов цветных металлов (в основном NiO и СоО), а также разрушение: магнетита. Наход щиес в анодном осадке сплавы меди и железа способствуют коагул ции взвеси цветных металлов, повыша степень их извлечени в штейн. Степень металлизации штейна регулируют подачей в шлаковый расплав сульфидизатора (пиритный концентрат, высокосерниста сульфидна руда, бедный штейн и др.), расход которого состошл ет 5-10% от массы шлака и ниже, чем в известном способе в 3-6 раз. После отстаивани расплава в
течение 60-90 мин обедненный шлак и штейн сливают.
При обеднении твердых шлаков их предварительно измельчают до 20-50 мм и направл ют в печь дл расплавлени (Т 1200-1250 С) . Дальнейшие технологические операции провод т аналогично .
Реакции восстановлени окислов металлов алюминием и кремнием экзотермичны , в результате чего температура шлакового расплава возрастает на 50-100°G (до 1300-1350°С), сокращаютс тепловые затраты на обеднение. Возрастает также теклература штейновой фазы, повЕЗша его жидкотекучесть и улучша услови выпуска из плавильного агрегата.
Измельчение анодного осадка до 0,5-5 мм обеспечивает при введении его в расплав увеличение относительной поверхности соприкосновени шлаквосстановитель и высокую эффективность процесса восстановлени .
Расход анодного осадка, как восстановител , определ етс количеством в шлаке магнетита и окислов цветных металлов. Оптимальный расход, определенный экспериментальным путем, составл ет 2-10% от массы перерабатываемого шлака. Уменьшение расхода , анодного.осадка (менее 2%) снижает степень извлечени цветных металлов, а увеличение расхода (более 10%) приводит к чрезмерной металлизации штейна за счет восстановленного из шлака железа, что нежелательно, так как может привести к настылеобразованию.
Пример 1.В лабораторной электропечи сопротивлени в нейтральной атмосфере плав т 500 г измельченного конвертерного шлака медно-никел вого производства, содержащего, %: Си 1,14 ; Ni 1,15 ; Со .0,30 . В расплав шлака при 1250 С ввод т 20 г анодного осадка производства алюмини электролизом, измельченного до 0,55 мм и содержащего, %: Al 55, Си 43, Fe 1, Si 1. Дополнительно в шлаковый расплав загружают 25 г пиритного концентрата . Расплав шлака отстаивают в течение 60 мин, после чего отбирают пробы шлака и штейна дл химического анализа.
Пример услови х по примеру 1 в расплав шлака ввод т 50 г анодного осадка, содержащего, %:
А1 25 Си 50) Fe 22; Si 3. Дополнительно в шлаковый расплав загружают 40 г пиритного концентрата.
Пример 3. В услови х по примеру 1 в расплав шлака ввод т 10 г анодного осадка, содержащего, %: А1 45; Си 15; Fe 30, Si 10. Дополнительно в шлаковый расплав загружают 50 г пиритного концентрата.
Пример 4.В услови х по примеру 1 в расплав шлака ввод т 40 г анодного осадка, содержащего, %: А1 41V Си ЗЗ; Fe 19; Si 7. Дополнительно в шлаковый расплав загружают 40 г пиритного концентрата.
Пример 5.В услови х по примеру 1 в расплав шлака ввод т 3р. г анодного осадка, содержащего, %: А1 30; Си 29; Fe 26; Si 15. Дополнительно в шлаковый расплав загружают. 40 г пиритного концентрата.
Результаты опытов по примерам 1-5 приведены в табл, 1.
Предлагаемый способ обеднени шлаков по сравнению с известным обладае следующими преимуществами.
За счет использовани более сильного комплексного восстановител в анодном осадке сплавов меди и железа промывающих шлаковый расплав, и снижени механических потерь цветных металлов по предлагаемому способу извлечени цветных металлов, %: медь 89-94; никель 97-98,3; кобальт 9697 ,5 (по известному способу, %: никель 95-98; кобальт 80-85).
По известному способу расход кварцевого флюса 4% от массы обедн емого шлака, а по предлагаемому, за счет образовани окислов кремни и алюмини при реакции восстановлени , повышающих межфазное нат жение на границе раздела фаз шлак - штейн и улучшающих разделение, продуктов плавки, расход флюса исключен.
По известному способу расход компонентов обеднительной смеси, кг/т шлака: ферросилиций 4; углеродистое топливо 32, а по предлагаемому, за счет замены смеси ферросилици и углеродистого топлива анодным осадком с расходом 20-100 кг/т шлака, расход указанных компонентов исключен.
По известному способу расход сульфидного материала 350 кг/т шлака, а по предлагаемому за счет содержани в анодном осадке сплавов меди и железа , промывающих шлаковый расплав 50-100 кг/т шлака.
Технико-экономические преимущества предлагаемого способа по сравнени с известным-приведены в табл. 2.
Таблица
Claims (2)
1. СПОСОБ ОБЕДНЕНИЯ ШЛАКОВ. МЕДНОГО И МЕДНО-НИКЕЛЕВОГО ПРОИЗВОДСТВ, включающий обработку жидкого шлака восстановителем и сульфидизатором, отстаивание образовавшейся массы и слив обедненного шлака и штейна, отличающийся тем, что, с целью снижения потерь цветных металлов со шлаками и исключения расхода ферросилиция и флюса, в качестве восстановителя используют отходы производства алюминия электролизом в виде анодного осадка в количестве 2-10% от массы обедняемого шлака,
2. Способ поп. ^отличающийся тем, что анодный осадок предварительно измельчают до крупности 0,5-5 мм. $ ω с □о со
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU833607118A SU1098968A1 (ru) | 1983-04-04 | 1983-04-04 | Способ обеднени шлаков медного и медно-никелевого производств |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU833607118A SU1098968A1 (ru) | 1983-04-04 | 1983-04-04 | Способ обеднени шлаков медного и медно-никелевого производств |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1098968A1 true SU1098968A1 (ru) | 1984-06-23 |
Family
ID=21069067
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU833607118A SU1098968A1 (ru) | 1983-04-04 | 1983-04-04 | Способ обеднени шлаков медного и медно-никелевого производств |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU1098968A1 (ru) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4927459A (en) * | 1989-03-17 | 1990-05-22 | Imco Recycling Inc. | Treatment of aluminum reduction cell linings combined with use in aluminum scrap reclamation |
CN108265178A (zh) * | 2018-03-08 | 2018-07-10 | 蒋央芳 | 一种钴镍冶金废水渣的处理方法 |
WO2022205498A1 (zh) * | 2021-03-29 | 2022-10-06 | 东北大学 | 一种铜镍熔炼熔渣和 / 或吹炼熔渣的贫化药剂及方法 |
-
1983
- 1983-04-04 SU SU833607118A patent/SU1098968A1/ru active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
1. Авторское свидетельство СССР 791781, кл. С 22 В 7/04, 1979. 2. Авторское свидетельство СССР 926047, Kji. С 22 В 7/04, 1979. . * |
Cited By (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4927459A (en) * | 1989-03-17 | 1990-05-22 | Imco Recycling Inc. | Treatment of aluminum reduction cell linings combined with use in aluminum scrap reclamation |
EP0417216A1 (en) * | 1989-03-17 | 1991-03-20 | Imco Recycling Inc | PROCESSING OF THE LINING OF ALUMINUM REDUCTION CELLS DURING THE USE OF ALUMINUM SCRAP. |
EP0417216B1 (en) * | 1989-03-17 | 1994-05-11 | Imco Recycling, Inc. | Treatment of aluminum reduction cell linings combined with use in aluminum scrap reclamation |
CN108265178A (zh) * | 2018-03-08 | 2018-07-10 | 蒋央芳 | 一种钴镍冶金废水渣的处理方法 |
CN108265178B (zh) * | 2018-03-08 | 2019-10-01 | 蒋央芳 | 一种钴镍冶金废水渣的处理方法 |
WO2022205498A1 (zh) * | 2021-03-29 | 2022-10-06 | 东北大学 | 一种铜镍熔炼熔渣和 / 或吹炼熔渣的贫化药剂及方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
AU2008313799B2 (en) | Recovery of residues containing copper and other valuable metals | |
JPH0776388B2 (ja) | 白金族金属の抽出法 | |
AU717488B2 (en) | Method of recovering metals from slags | |
JPS6056219B2 (ja) | 鉛−銅−硫黄装入物の処理法 | |
SU1098968A1 (ru) | Способ обеднени шлаков медного и медно-никелевого производств | |
JP2012082505A (ja) | 転炉スラグの処理方法及び銅の製錬方法 | |
CN114051539A (zh) | Pgm的回收方法 | |
US3577231A (en) | Process for preparing metal sulfides | |
RU2219264C2 (ru) | Способ переработки концентратов, содержащих цветные и благородные металлы | |
US2653868A (en) | Recovery of metals from metallurgical slag | |
RU2553117C2 (ru) | Способ переработки катализаторов, содержащих металлы платиновой группы на носителях из оксида алюминия | |
US4108638A (en) | Process for separating nickel, cobalt and copper | |
CN112813278A (zh) | 一种铜浮渣的回收处理方法 | |
US4021235A (en) | Operating method for slag cleaning furnace in copper refining | |
CA1060217A (en) | Process for separating nickel, cobalt and copper | |
JP2587814B2 (ja) | 銅転炉からみ精鉱の処理方法 | |
RU2150523C1 (ru) | Способ алюминотермического переплава пылевидной фракции изгари цинка | |
US3232742A (en) | Using iron-iron sulfide product to precipitate copper from a copper-bearing solution | |
RU2484154C1 (ru) | Способ переработки отходов, содержащих цветные и платиновые металлы | |
US4192674A (en) | Method of obtaining tantalum-niobium from ores having a high titanium content | |
RU2818710C1 (ru) | Способ получения графита при переработке труднообогатимой железосодержащей руды | |
CN114058878A (zh) | 一种在含锡物料冶炼过程中有效降低铜渣中锡含量的方法 | |
US2364815A (en) | Method of treating tin hardhead to recover tin | |
SU1650741A1 (ru) | Способ обеднени шлаков цветных металлов | |
JPS6372834A (ja) | スラグ処理方法 |