SU1650741A1 - Method of impoverishment of non-ferrous metal slags - Google Patents
Method of impoverishment of non-ferrous metal slags Download PDFInfo
- Publication number
- SU1650741A1 SU1650741A1 SU894696365A SU4696365A SU1650741A1 SU 1650741 A1 SU1650741 A1 SU 1650741A1 SU 894696365 A SU894696365 A SU 894696365A SU 4696365 A SU4696365 A SU 4696365A SU 1650741 A1 SU1650741 A1 SU 1650741A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- ferrous metals
- depletion
- ferrous
- slag
- 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
Изобретение относитс к цветной металлургии,, в частности к обеднению шлаков по цветным металлам. Цель изобретени - повышение извлечени цветных металлов, снижение расхода сульфидизатора и обогащение по цветным металлам гатейна. Способ обеднени ишаков цветных металлов включает совместное введение в расплав восстановител и сульфидизатора в виде гранул из твердого углеродистого восстановител с накатанным на него тон .коизмельченным сульфидизатором и св зующим , причем гранулы ввод т в количестве , обеспечивающем расход сульфидизатора 1-10% от массы плака. Шихту, состо щую из дробленого угл или кокса (1-100 мм), св зующего (лигнин, сульфатцеллюлозный щелок и др.) и тонкоизмельченного бедного по цветным металлам концентрата (в т.ч. пирит), предварительно окатывают в гранул торах и затем загружают в выносные отстойные агрегаты или специальные обеднительные зоны плавильных печей (печь Ванюкова, КИВЦЗТ и др.). Новым вл етс введение окатанной шихты в шлаковый расплав, при этом промывка обедн емого расплава осуществл етс капл ми сульфида железа при максимальном контакте их со всем объемом галака. В результате происходит коалесценци капель сульфида железа или капель бедного штейна с корольками богатого штейна и отделение их в донную фазу, что приводит к снижению содержани цветных металлов в галаке. сл о 4J 4ьThe invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to the depletion of slags on non-ferrous metals. The purpose of the invention is to increase the recovery of non-ferrous metals, reduce the consumption of sulphidization and enrichment of non-ferrous metals by production. The method of depletion of non-ferrous metal donkeys includes the joint introduction of a reducing agent and a sulfidizing agent into the melt in the form of granules from a solid carbonaceous reducing agent with a finely ground sulfidizing agent and a binder rolled on it, and the granules are introduced in an amount that ensures the consumption of sulfidizing agent 1-10% of the mass of plaque. The mixture consisting of crushed coal or coke (1-100 mm), a binder (lignin, sulphate-cellulose lye, etc.) and finely divided concentrate poor in non-ferrous metals (including pyrite) is pre-pelted in granulators and then load into the external settling units or special depletion zones of the smelting furnaces (Vanyukov furnace, KIVTSZT, etc.). The introduction of the rounded charge into the slag melt is new, while the washing of the depleted melt is carried out with drops of iron sulfide at the maximum contact with the entire volume of the galaxy. As a result, there is a coalescence of iron sulfide droplets or poor matte droplets with rich mattes and their separation into the bottom phase, which leads to a decrease in the content of nonferrous metals in the galaxy. sl about 4J 4
Description
Изобретение относитс к цветной металлургии, в частности к способам извлечени цветных металлов из жидких шлаков.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods for extracting non-ferrous metals from liquid slags.
Целью изобретени вл етс повышение извлечени цветных металлов, снижение расхода сульфидизатора и обогащени по цветным металлам штейна .The aim of the invention is to increase the recovery of non-ferrous metals, reduce the consumption of sulfidization and enrichment of non-ferrous metals in matte.
На ,дробленый уголь или кокс крупностью 1-100 мм в присутствии св зующего (лигнин, сульАатцеллю- лозный щелок и др.) в чашевых или барабанных гранул торах накатывают тонкоизмельченную руду или тонкоизмельченный бедный по цветным металлам концентрат (в т.ч. и пиритный концентрат ) .Crushed coal or coke with a particle size of 1-100 mm in the presence of a binder (lignin, sulAatcellulose lye, etc.) in a pan-type or drum granule torus roll fine ore or fine ground poor in non-ferrous metals concentrate (including pyrite concentrate).
Подготовленную таким образом шихту необходимо загружать дл обеднени шпаков в выносные отстойные агрегаты или в специальные обеднительные зоны печей Ванюкова и КИВЦЭТ.The mixture prepared in this way must be loaded for depleting the shpaks into remote settling units or into special depletion zones of the Vanyukov and KIVCET furnaces.
Улучшение условий обеднени шла- ов в этом случае должно произойти за счет ут желени кусков угл или кокса от налипшего на них сульфидного материала. При этом подготовленные таким образом куски погружаютс вглубь обедн емого шлака, обеспечива тем самым больший контакт между . жидким шлаком и твердым углеродом. R то же врем происходит равномерна промывка обедн емого шпака мелкими капл ми FeS или бедными по цветным металлам мелкими капл ми штейна,который 9 слива сь с капл ми богатого штейна, взвешенных в промышленных шлаках, либо заставл ет их опускатьс на дно, либо разубоживает их по цветным металламImprovement of depletion conditions in this case should occur due to the relaxation of the pieces of coal or coke from the sulfide material adhered to them. In this case, the pieces prepared in this way are submerged deep into the depleted slag, thereby providing greater contact between. liquid slag and solid carbon. At the same time, the depleted spit is evenly washed with small drops of FeS or with small drops of matte that are poor in nonferrous metals, which merge with rich matte suspended in industrial slags, or causes them to sink to the bottom, or dilutes them. on non-ferrous metals
Предлагаемый способ обеднени шлаков может быть использован в следующих процессах: во всех вариантах (медной,никелевой5 свинцовой и др.) плавки Ванюкова (ПВ)| в процессе КИВЦЭТ; при обеднении кобальт- содержащих шлаков в электропечах; при обеднении шлаков шахтных печей медного, никелевого и свинцового производства в выносных отстойниках при обеднении конвертерных шлаков в конвертерах.The proposed slag depletion method can be used in the following processes: in all variants (copper, nickel-5 lead, etc.) Vanukov smelting (PV) | in the process of KIVCET; in the depletion of cobalt-containing slags in electric furnaces; at depletion of slags from shaft furnaces of copper, nickel and lead production in remote clarifiers at depletion of converter slags in converters.
Состав гранул (соотношение восстановител и сульфидизатора) в каждом отдельном случае определ етс составом тлакообразующих, содержание магнетика в шлаке и содержанием цветных металлов в шлакеThe composition of the granules (the ratio of the reducing agent and sulfidization) in each individual case is determined by the composition of the tlakoobraznye, the content of the magnetic in the slag and the content of non-ferrous metals in the slag
В лабораторных услови х провод т проверку предлагаемого способа.Under laboratory conditions, the proposed method is tested.
Угольную крошку размером 1-10 мм смешивают с пиритным концентратом с добавкой 3% лигнина в фарфоровой вращающейс мельнице. Состав пиритного концентрата,%: Пи 0,88; Zn 3,0; РЪ 0/58; Fe 32, 39,1} SiO-j 16,0; CaO 0,6; 2,6. Состав окатышей (гранул), %; уголь 80; пиритный концентрат 17; лигнин 3. После приготовлени окатыши загружают в тигли, в которых наход тс расплавленные пр мыгаленные галаки никелевой плавки. Пример 1„ Отвальный тлак (90 г) и тгейн (9 г) шахтной плавки загружают в алундовый тигель, кото0Coal chips 1-10 mm in size are mixed with pyrite concentrate with the addition of 3% lignin in a porcelain rotating mill. The composition of pyrite concentrate,%: Pi 0.88; Zn 3.0; Pb 0/58; Fe 32, 39.1} SiO-j 16.0; CaO 0.6; 2.6. The composition of the pellets (granules),%; coal 80; pyrite concentrate 17; lignin 3. After preparation, the pellets are loaded into crucibles in which the molten branded galaxies of the nickel melt are located. Example 1 “Dump tlak (90 g) and tegne (9 g) of mine smelting are loaded into an alundum crucible, which
5five
00
5five
00
5five
00
5five
00
5five
рый устанавливают в предварительно разогретую до 1300°С силитовую печь.They are installed in a silitic furnace preheated to 1300 ° C.
Состав шлака, %: Ni 0,15; Со 0,031; Fe 17,0; MgO 10,37; CaO 15,33; Si02 48,08; А1г03 3,19.The composition of the slag,%: Ni 0,15; Co 0.031; Fe 17.0; MgO 10.37; CaO 15.33; Si02 48.08; A1g03 3.19.
Состав штейна, %: Ni 14,6; Со 0,34; Fe 59,7; S 24,5.The composition of the matte,%: Ni 14,6; Co 0.34; Fe 59.7; S 24.5.
Расплавление материалов завершают через 15 мин. Затем загружают окатыши пиритного концентрата с углем на лигнине, затаренные в бумажный пакет, и приступают к барботажу шлака потоком очищенного аргона через алундо- вую трубку. Перемешивание шихты завершают через 20 мин, затем, сделав выдержку расплава в печи при 1300РС в течение 10 мин, тигель извлекают из печи и охлаждают на воздухе.The melting of materials is completed in 15 minutes. Then, pellets of pyrite concentrate with coal on lignin, packed in a paper bag, are loaded, and the slag is bubbled with a stream of purified argon through an alundum tube. Mixing the mixture is completed after 20 minutes, then, after making the melt in the furnace at 1300RS for 10 minutes, the crucible is removed from the furnace and cooled in air.
Расход окатышей 5,3 г (0,9 г пиритного концентрата или 1% от массы обедн емого шлака).The consumption of pellets is 5.3 g (0.9 g of pyrite concentrate or 1% of the weight of the depleted slag).
В результате опыта получены шлак следующего состава, %: Ni 0,05; Fe 16,44; S 0,51; Со 0,01, и штейн состава , %: N1 17,12; Fe 48,23; Со 0,45; S 30,05.As a result of the experiment, slag of the following composition was obtained,%: Ni 0.05; Fe 16.44; S 0.51; Co 0.01, and matte composition,%: N1 17,12; Fe 48.23; Co 0.45; S 30.05.
Пример 2. Опыт аналогичен примеру 1.Example 2. Experience similar to example 1.
Расход окатышей 2,7 г (0,46 г пиритного концентрата или 0,5% от массы шлака).The pellet consumption is 2.7 g (0.46 g of pyrite concentrate or 0.5% by weight of slag).
В результате опыта получены: тлак состава,%: Ni 0,083; Fe 16,64; Со 0,02; S 0,54, и штейн состава, %: Ni 15,12; Fe 54,81; Со 0,38; 826,53.As a result of the experience obtained: tlak composition,%: Ni 0,083; Fe 16.64; Co 0.02; S 0.54, and matte composition,%: Ni 15,12; Fe 54.81; Co 0.38; 826.53.
Пример 3. Опыт аналогичен примеру 1.Example 3. Experience similar to example 1.
Расход окатыией 27 г (9,0 г пиритного концентрата или 5% от массы шлака).Consumption of okaty 27 g (9.0 g of pyrite concentrate or 5% by weight of slag).
В результате опыта получены шлак состава,%: Ni 0,02; Fe 15,83; S 0,38 (Со не обнаружен), и штейн состава , %: Ni 12,05; Fe 61,1; Со 0,4; S 23,52.As a result of the experiment, slag composition was obtained,%: Ni 0.02; Fe 15.83; S 0.38 (Co not detected), and matte composition,%: Ni 12.05; Fe 61.1; Co 0.4; S 23.52.
Пример 4. Плак (90 г) и штейн (9 г) конвертировани никеле- I вого производства (плавка в печи ПВ) загружают в алундовый тигель и ( устанавливают в предварительно разогретую до 1300°С силитовую печь.Example 4. Plak (90 g) and matte (9 g) of the conversion of nickel-I production (furnace melting in a furnace) are loaded into an alundum crucible and (set in a preheated 1300 ° C furnace.
Состав ишака, %: Ni 1,81; Fe 50,8; Со 0,35; S 3,10; Си 2,51; MgO 0,54; А1203 2,56; SiOe 20,31.The composition of the ass,%: Ni 1,81; Fe 50.8; Co 0.35; S 3,10; Si 2.51; MgO 0.54; A1203 2.56; SiOe 20.31.
Состав штейна, %: Ni 23,21; Си 21,91; Со 0,10; Fe 34,01; S 18,51.The composition of the matte,%: Ni 23,21; Si 21.91; Co 0.10; Fe 34.01; S 18,51.
После расплавлени материалов в тигель загружают окатыши пиритно516After melting the materials, pyrite pellets are loaded into the crucible516
го концентрата с углем на лигнине, затаренные в бумажный пакет,и бар- ботирупт опак потоком аргона через алундов-ую трубку так,как и в примере 1. После перемешивани в течение 20 мин и выдержки в печи в течение 10 мин тигель извлекают из печи и охлаждают на воздухе.concentrate with charcoal on lignin, packaged in a paper bag, and a barbotirup opaque stream of argon through the alundum tube, as in Example 1. After stirring for 20 minutes and holding in a furnace for 10 minutes, the crucible is removed from the furnace and cooled in air.
Расход окатыгаей 27,0 г (4,5 г пириткого концентрата или 5% от массы шлака).Okaty consumption is 27.0 g (4.5 g pyrite concentrate or 5% by weight of slag).
В результате опыта получены штейн состава, %: Ni 21,24; Си 21,12; Со 0,82; Fe 38,5; S 18,05, и шлак состава, Ni 0,05; Си 0,58; Со 0,07; Fe 40,0; S 1,01.As a result of the experiment, the matte composition was obtained,%: Ni 21.24; Si 21.12; Co 0.82; Fe 38.5; S 18.05, and slag composition, Ni 0.05; Si 0.58; Co 0.07; Fe 40.0; S 1.01.
Пример 5. Ылак (120 г) и штейн (40 г) медной плавки в печи ПВ загружают в алундовый тигель, который устанавливают в предварительно разогретую до 1250°С силито- вую печь.Example 5. Ylak (120 g) and matte (40 g) of copper smelting in a PV furnace are loaded into an alundum crucible, which is placed in a silicon furnace preheated to 1250 ° C.
Состав шлака, %: Си 1,52; Fe 34,4; 810Л 31,8; MgO 1,59; CaO 5,45.The composition of the slag,%: Si 1.52; Fe 34.4; 810L 31.8; MgO 1.59; CaO 5.45.
Состав штейна, %: Си 48,3; Fe 24,7; S 23, 9.Composition of matte,%: C 48.3; Fe 24.7; S 23, 9.
После расплавлени материалов в тигель загружают окатыши пиритно- го концентрата, затаренные D бумаж,- ный пакет, и барботируют шлак потоком аргона через алундовую трубку в течение 1 ч с последующей выдержкой расплава в печи л течение 10 мин. Затем тигель извлекают из печи и охлаждают на воздухе.After the materials are melted, pellets of pyrite concentrate packed with D paper are loaded into the crucible, and slag is bubbled with a stream of argon through an alundum tube for 1 h, followed by holding the melt in a furnace for 10 minutes. Then the crucible is removed from the furnace and cooled in air.
Расход окатышей 35,3 г (6,0 г пиритного концентрата или 5% от массы галака).Pellet consumption of 35.3 g (6.0 g of pyrite concentrate or 5% by weight of galaxy).
В результате опыта получены шлак, содержащий 0,49% Си и 35,74% Fe, и штейн состава,%: Си 41,68; Fe 30,77; S 24,39.As a result of the experiment, slag containing 0.49% of Cu and 35.74% of Fe, and matte of composition,%: Cu 41.68; Fe 30.77; S 24.39.
Пример 6. Опыт аналогичен примеру 5.Example 6. Experience similar to example 5.
Расход окатышей 70,6 г (12,0 г пиритного концентрата или 10% от массы галака).Pellet consumption of 70.6 g (12.0 g of pyrite concentrate or 10% by weight of galaxy).
В результате получены шлак, содержащий 0,45% Си и 36,4% Fe и штейн состава, %: Си 39,11; Fe 35,15; S 23,47.The resulting slag containing 0.45% of Cu and 36.4% of Fe and matte composition,%: Cu 39.11; Fe 35.15; S 23.47.
Пример 7. Опыт аналогичен римеру 5.Example 7. Experience similar to example 5.
Расход окатышей 84,7 г (14,4 г иритного концентрата или 12% от масы илака).Consumption of pellets 84.7 g (14.4 g iritis concentrate or 12% of the mass of sludge).
10ten
0741607416
И результате опыта получены шлак,And the result of the experience obtained slag
содержащий 0,44% Си и 37,5% Fe, и штейн состава, %: Си 37,36; Fe 36,7; S 23,58.containing 0.44% Cu and 37.5% Fe, and matte composition,%: Cu 37.36; Fe 36.7; S 23.58.
Приведенные примеры свидетельствуют о том, что предлагаемый способ обеднени различных по составу про- мыгаленных шлаков достаточно эффективен . Сравнение результатов медной плавки материалов печи ПВ показывает , что одинаковый уровень обеднени шлака достигаетс при применении окатыгаей с расходом пиритного концен15 трата 10% (пример 6) и 12% (пример 7) от массы обедн емого шлака, однако в последнем случае происходит разубо- живание штейна железом, что приводит к увеличению потерь меди при конвер20 тировании штейна. Сравнение результатов плавки материалов шахтной печи показывает, что промывка отвальных шлаков пиритным концентратом приводит к резкому снижению потерь цвет5 ных металлов (примеры 1 и 3), однако при расходе окатышей в расчете 0,5% пиритного концентрата от веса шлака , по-видимому, эффект процесса обеднени шлака снизилс из-за то0 го, что сульфидизатора не хватило дл коалесценции к осаждени взвеси механических потерь штейна в донную фазу (пример 2). Результаты плавки материалов конвертировани никелевого производства (плавка в печи ПВ) показывает, что применение предлагаемого способа обеднени шла-4 ков позвол ет получить отвальный ипак (пример 4).The given examples show that the proposed method of depletion of scrubbed slags of various composition is rather effective. Comparison of the results of copper smelting of the PW furnace material shows that the same level of slag depletion is achieved by using okaty with a pyrite consumption of 10% (example 6) and 12% (example 7) of the weight of the depleted slag, but in the latter case dilution occurs. matte by iron, which leads to an increase in copper losses during matte conversion. Comparison of the results of smelting materials from the shaft furnace shows that washing the dump slags with pyrite concentrate leads to a sharp decrease in the loss of non-ferrous metals (examples 1 and 3), however, when pellets are consumed in the calculation of 0.5% pyrite concentrate by weight of slag, The slag depletion process was reduced due to the fact that the sulfidization agent was not sufficient for coalescence to precipitate a suspension of mechanical losses of matte into the bottom phase (Example 2). The results of the melting of nickel production converting materials (melting in the furnace PV) shows that the use of the proposed method of depletion of slag allows obtaining a dump ipak (example 4).
00
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU894696365A SU1650741A1 (en) | 1989-05-29 | 1989-05-29 | Method of impoverishment of non-ferrous metal slags |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU894696365A SU1650741A1 (en) | 1989-05-29 | 1989-05-29 | Method of impoverishment of non-ferrous metal slags |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU1650741A1 true SU1650741A1 (en) | 1991-05-23 |
Family
ID=21449960
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU894696365A SU1650741A1 (en) | 1989-05-29 | 1989-05-29 | Method of impoverishment of non-ferrous metal slags |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU1650741A1 (en) |
-
1989
- 1989-05-29 SU SU894696365A patent/SU1650741A1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР N 777074. кп. С 22 R 7/04, 1480. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2476611C2 (en) | Extraction of metals from wastes containing copper and other metals of value | |
| KR101629598B1 (en) | Method for processing slags of non-ferrous metallurgy | |
| RU2360984C1 (en) | Extraction method of platinum metals | |
| CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| CA2137714C (en) | Method for producing high-grade nickel matte from at least partly pyrometallurgically refined nickel-bearing raw materials | |
| US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
| SU1650741A1 (en) | Method of impoverishment of non-ferrous metal slags | |
| JPS6092434A (en) | Treatment of copper sulfide and/or copper sulfide-zinc rich ore | |
| NO163061B (en) | PROCEDURE FOR THE PREPARATION OF PERROMANGANE. | |
| US3577231A (en) | Process for preparing metal sulfides | |
| KR101275827B1 (en) | Contained with melt slag for reducing method of raluableness metals and and reducing device | |
| SU1098968A1 (en) | Method for depleting slags from copper and copper and nickel production | |
| RU2055922C1 (en) | Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material | |
| US4120697A (en) | Segregation-separation of copper from nickel in copper-nickel sulfide concentrates | |
| Pickles et al. | Production of Ferronickel and Ferrovanadium from Fly Ash in an Extended Arc Flash Reactor | |
| SU1696537A1 (en) | Method of depletion of copper-nickel slags | |
| US4274868A (en) | Recovery of tin from ores or other materials | |
| RU2755136C1 (en) | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace | |
| CN113000218B (en) | Collecting agent for cobalt-manganese multi-metal oxide ores and preparation method and application thereof | |
| SU1735409A1 (en) | Method for impoverishment of converter slag | |
| CN110205432B (en) | Method for producing iron-sulfur alloy | |
| RU2193605C1 (en) | Method of processing iron-manganese concretions containing phosphorus | |
| US4076523A (en) | Pyrometallurgical process for lead refining | |
| SU1406196A1 (en) | Method of producing blister copper | |
| CN112458278A (en) | Application and preparation method of cobalt-nickel-iron multi-element alloy concentrate and cobalt-manganese multi-metal oxide ore dressing-smelting combined method for solid-phase metallization reduction |