SU697585A1 - Method of refining sulfide materials containing non-ferrous metals - Google Patents

Method of refining sulfide materials containing non-ferrous metals

Info

Publication number
SU697585A1
SU697585A1 SU782594606A SU2594606A SU697585A1 SU 697585 A1 SU697585 A1 SU 697585A1 SU 782594606 A SU782594606 A SU 782594606A SU 2594606 A SU2594606 A SU 2594606A SU 697585 A1 SU697585 A1 SU 697585A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
copper
slag
ratio
content
flux
Prior art date
Application number
SU782594606A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Владимир Михайлович Федотов
Юрий Иванович Санников
Владимир Иванович Ярыгин
Вячеслав Петрович Куур
Надежда Ивановна Синько
Original Assignee
Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Горно-Металлургический Институт Цветных Металлов "Вниицветмет"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Горно-Металлургический Институт Цветных Металлов "Вниицветмет" filed Critical Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Горно-Металлургический Институт Цветных Металлов "Вниицветмет"
Priority to SU782594606A priority Critical patent/SU697585A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU697585A1 publication Critical patent/SU697585A1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

1one

Изобретение относитс  к цветной металлургии и может быть использовано при переработке сульфидных руд и концентратов, содержащих цветные металлы , кивцэтным процессом. : Известен способ переработки сульфидных материалов, содержащих цветные металлы, включающий обжиг-плавку и электротермическую доработку штейнО-L-ina.KOBoro расплава с добавкой пшакообразующих, содержащих окилы щелочно-земельных металлов и кремни  1.The invention relates to non-ferrous metallurgy and can be used in the processing of sulphide ores and concentrates containing non-ferrous metals by a kivtset process. : There is a method of processing sulfide materials containing non-ferrous metals, including roasting-smelting and electrothermal refining of the melt-L-ina.KOBoro melt with the addition of pshakoobrazuyuschih, containing oxides of alkaline-earth metals and silicon 1.

Способ сопровождаетс  большими механическими потер ми с шдаковым расплавом.The method is accompanied by large mechanical losses with a Sdakov melt.

Цель изобретени  - снижение механических потерь меди со шлаком.The purpose of the invention is to reduce the mechanical losses of copper with slag.

Достигаетс  это тем, что шлакообразующие добавки 17-40% от веса штейно-шлакового расплава подают на его поверхность на стадии электротермической обработки при соотношении окислов щелочно-земельных мета.плов к окиси кремни  0,01-1, причем в качестве шлакообразующей добавки может быть использован шлак электроплавки медных концентра тов.This is achieved by the fact that slag-forming additives of 17-40% by weight of the matte-slag melt are fed to its surface at the electrothermal processing stage with a ratio of alkaline-earth oxides of meta-flux to silicon oxide 0.01-1. slag used for electric smelting of copper concentrates.

Способ осуществл етс  следующим образом.The method is carried out as follows.

Измельченный медно-цинковый сульфидный концентрат автогенно плав т в токе технического кислорода, полученный штейно-шлаковый расплав пере:текает в электротермическую часть агрегата, где на поверхность расплава подают смесь окислов. При этом в качестве смеси окислов можно использовать шлаки, например, получае0 мые при электротермической переработке медных концентратов и имеющие сортав, %: SiO, 56,78, СаО 12,61, Ре 9,25.The crushed copper-zinc sulphide concentrate is autogenously melted in the stream of technical oxygen, the resulting matte-slag melt peat flows into the electrothermal part of the unit, where a mixture of oxides is fed to the surface of the melt. At the same time, slags can be used as a mixture of oxides, for example, obtained during electrothermal processing of copper concentrates and having grade,%: SiO, 56.78, CaO 12.61, Pe 9.25.

П р им е р. Сульфидно-окисную PRI im p Sulphide oxide

5 смесь состава, вес.%: Cu2O 4, CujjS 34,6, FeO 38,2, .S, FeS 0,9, ZnS 0,6, плав т в корундизовых тигл х в электропечи сопротивлени  в атмосфере аргона при 1300с.5 mixture of composition, wt.%: Cu2O4, CujjS 34.6, FeO 38.2, .S, FeS 0.9, ZnS 0.6, melted in corundum crucibles in an electric resistance furnace in an argon atmosphere at 1300 s.

0 Приведенна  cyJiьфиднo-oкиcнa  смесь по составу соответствует штейно-шлаковому расплаву, получаемому в случае обжига-плавки шихты, не содержащей СаО и SlOg,(опыт 1) .0 The composition given by cyJif-acid oxide corresponds in its composition to the matte-slag melt obtained in the case of roasting-smelting of a charge that does not contain CaO and SlOg (experiment 1).

5five

Дл  вы снени  вли ни  добавок SiOj и СаО на процесс расслаивани  штейно-шлакового расплава опытн провод т при различных количествах добавл емого флюса к исходному материалу, %: 6, 12 25, 40, при этомTo clarify the effect of SiOj and CaO additives on the delamination process of the matte-slag melt, the experiment was carried out with different amounts of added flux to the starting material,%: 6, 12, 25, 40, while

используют флюс состава, вес.%: СаО 17, SiO283, (опыты З-б). Кроме того, дл  сравнени  провод т опыт (2), который восппоизводит результаты обжига-плавки шихты с добавкой СаО и SiO (т.е. шихты, котора  подвергаетс - обжигу-плавке на действующих промышленных кивцэтных установках ) .using the flux composition, wt.%: CaO 17, SiO283, (experiments B). In addition, for comparison, experiment (2) is carried out, which reproduces the results of roasting-smelting the mixture with the addition of CaO and SiO (i.e., the mixture that is subjected to roasting-smelting on operating industrial cement plants).

Методически указанные опыты поставлены следующим образом.Methodically indicated experiments were set as follows.

.1 - Исходную сульфидно-окисленную смесь вышеуказанного состава плав т.1 - The initial sulfide-oxidized mixture of the above composition is melted

и выдерживают при в течение 15 мин (без флюса).and incubated for 15 minutes (without flux).

2- К исходной сульфидно-окисной смеси добавл ют флюс в количестве 25% от веса исходного материала и плав т с последующей выдержкой расплава при в течение 15 мин2- To the initial sulfide-oxide mixture, the flux is added in the amount of 25% by weight of the initial material and melted, followed by holding the melt for 15 minutes

3- б - На поверхность расплавленной сульфидно-окисной смеси подают флюс в количестве б% (3), 12%3- b - flux in the amount of b% (3), 12% is fed to the surface of the molten sulphide-oxide mixture.

(4), 25% (5) и 40% (6) от веса расплава и выдерживают 15 мин при Результаты проведенных опытов приведены в тaблi 1.(4), 25% (5) and 40% (6) by weight of the melt and incubated for 15 min. The results of the experiments are given in Table 1.

.Таблица 1.Table 1

Как видно из табл. 1, при внесении флюса после расплавлени  исходного материала (опыты 5-6) значительно снижаетс  содержание меди в шлаке (по сравнению с результатами опыта 2, услови  проведени  кото рого близки к существующей технологии переработки сульфидных свинец-, медь- и цинкосодержащих материалов) причем, согласно микроскопических исследований застывших шлаков, это достигаетс  за счет уменьшени  коли чества взвеси штейна в силикатной фазе. Данные, приведенные в табл. 1 свидетельствуют и о том, что содерж ние меди в шлаке измен етс  в зависимости от отношени  флюса к исходн му материалу. Однако наблюдаемое уменьшение содержани  меди в шлаке с увеличением указанного отношени  может происходить за счет разбавлен шлака (при условии, что количество меди в шлаке остаетс  на одном уров не) . В СВЯЗИ с этим необходимо у итывать при оценке потерь меди со шлаком и отношение штейн-шлак. Ми15 15 15 15As can be seen from the table. 1, when the flux is added after the initial material is melted (tests 5-6), the copper content in the slag significantly decreases (as compared with the results of experiment 2, the conditions for which are close to the existing technology for processing sulfide lead, copper and zinc-containing materials) According to microscopic studies of frozen slags, this is achieved by reducing the amount of matte suspension in the silicate phase. The data given in table. 1 also indicate that the copper content in the slag varies depending on the ratio of the flux to the starting material. However, the observed decrease in the copper content in the slag with an increase in this ratio may occur due to the diluted slag (provided that the amount of copper in the slag remains at the same level). In connection with this, it is necessary to evaluate the loss of copper with slag and the ratio of matte-slag. Mi15 15 15 15

1,01.0

0.7. 0,40.7 0.4

0,010.01

Claims (2)

80 80 80 80 нимальные абсолютные потери меди со шлаком (не более 3,4%) соответствуют области с отношением флюса к исходному материалу в пределах 17-40%, а предпочтительным оказываетс  .отношение 24% (абсолютные потери меди со шлаком - 3,1%).i Довольно широкий диапазон отношений флюса к исходному материалу, позвол ющий реализовать минимальные потери меди, свидетельствует о том, что предлагаемым способом можно получить богатые по меди штейны из сырь  с различньм содержанием Си . С целью определени  вли ни  содержани  СаО и SiO во флюсующей добавке на содержание меди с силикатной фазе проведены опыты (по такой же методике, как опыты З-б), в которых отношение флюс - исходный материал составл ет 25%, а отношение СаО ( ( SiO2 измен етс  в диапазоне: 1,0 + + 0,01. , Результаты опытов представлены в табл. 2. Таблица2 Как видно из табл. 2, с уменьши нием отношени  Cao/SiOj, от 1 до 0, содержание меди в шлаке уменьшает . с  с 3,28 до 0,97%. -Указанные пред лы изменени  содержани  Мео в сост ве флюса относ тс  к случаю, когда содержание окиси цинка в шлаковом расплаве не превыпает величины пор дка 3%. Если же содержание ZnO в шлаке превышает эту величину, то диапазонизменений количества МеО в составе флюса сокращаетс . Это св зано в тем, что s eны Jeни  количества щелочно-земельных окислов, например СаО, в шихте приводит к увеличению потерь цинка со шлаком, т.е. к уменьшению скорости отгонки цинка при восстановлении силикатног расплава. Исход  из данных (см. табл. 2) и-представленных выше результатов следует, что дл  обеспече ни  минимальных потерь одновременно меди и цинка при переработке высокоцинковистых концентратов отношение CaO/SiOj, в составе шихты должно быть в пределах 0,11-0,57, предпочтительно 0,4, В услови х промышленной перерабо ки медных и медно-цинковых сульфидных концентратов снижение содержани  меди в шлаке за счет более полного разделени  штейно-шлакового расплава позволит сократить потери меди со Шлаком примерно в 2 раза. Применительно к кивцэтной технологии переработки медно-цинковых суль фидных концентратов такое сокращени потерь меди с отвальным шлаком позволит дополнительно получать 43,7 т меди на каждые 1000 т перерабатывае мого сырь . Преимущества предлагаемого спосо ба по сравнению с известными способами: уменьшение потерь меди, благородных и редких металлов со шлаком за счет сокращени  количества взвеси сульфидной фазы в силикатном расплаве; возможность получени  богатых по меди штейнов при малых абсолютных потер х меди с отвальным шлаком; вовлечение в процесс отходов цветной металлургии; возрастание теплотворной способности исходного материала, что при обжиг-плавке позволит повысить содержание сернистого ангидрида в отход щих газах. Формула изобретени  1.Способ переработки сульфидных материалов, содержащих цветные металлы , включающий обжиг-плавку и электротермическую доработку штейно-шлакового расплава с добавкой шлакообразующих, содержащих окислы щелочно-земельных металлов и кремни  отличающийс  тем, что, с целью снижени  механических потерь меди со шлаком,шлакообразующие добавки 17-40% от веса штейно-шлакового расплава подают на его поверхность на стадии электротермической обработки при соотношении окислов щелочноземельных металлов к окиси кремни  0,01-1, 80 80 80 80 minimum absolute losses of copper with slag (no more than 3.4%) correspond to areas with a ratio of flux to the starting material in the range of 17-40%, and the preferred ratio is 24% (absolute losses of copper with slag - 3.1 %). A rather wide range of flux-to-raw material ratios, which allows for minimal copper losses to be realized, suggests that the proposed method can produce copper-rich mattes from raw materials with different C contents. In order to determine the effect of the CaO and SiO content in the flux additive on the copper content from the silicate phase, experiments were carried out (using the same procedure as the W-b experiments), in which the flux ratio — the starting material is 25%, and the CaO ratio (((( SiO2 varies in the range: 1.0 + + 0.01., The results of the experiments are presented in Table 2. Table2 As can be seen from Table 2, with decreasing Cao / SiOj ratio, from 1 to 0, the copper content in the slag decreases from 3.28 to 0.97%. The indicated changes in the content of Meo in the flux ratio refer to the case when the content of zinc oxide in the slags The melt does not exceed the order of 3%. If the ZnO content in the slag exceeds this value, the range of changes in the amount of MeO in the composition of the flux is reduced. This is due to the fact that alkaline earth oxides, such as CaO, are in the charge leads to an increase in the loss of zinc with slag, i.e., a decrease in the rate of distillation of zinc during the recovery of silicate melt.Based on the data (see Table 2) and the above results, it follows that to ensure minimum losses of copper and zinc simultaneously recyclable high CaO / SiOj ratio in the composition of the charge should be in the range of 0.11-0.57, preferably 0.4, Under the conditions of industrial processing of copper and copper-zinc sulfide concentrates, the copper content in the slag is reduced due to a more complete separation matte-slag melt will reduce the loss of copper with slag by about 2 times. As applied to the copper technology of processing copper-zinc sulfide concentrates, such a reduction in copper losses from waste slag will make it possible to additionally receive 43.7 tons of copper per 1000 tons of processed raw material. The advantages of the proposed method compared with the known methods are: reduction of copper losses, noble and rare metals with slag by reducing the amount of sulfide phase suspension in silicate melt; the possibility of obtaining copper-rich mattes with small absolute copper losses with waste slag; involvement of non-ferrous metallurgy in the process; an increase in the calorific value of the source material, which, during roasting-smelting, will allow an increase in the content of sulfur dioxide in the exhaust gases. Claim 1. Method of processing sulfide materials containing non-ferrous metals, including roasting-smelting and electrothermal processing of matte-slag melt with the addition of slag-forming, containing oxides of alkaline earth metals and silicon, in order to reduce the mechanical loss of copper with slag, slag-forming additives of 17-40% by weight of the matte-slag melt are fed to its surface at the stage of electrothermal treatment with a ratio of alkaline earth metal oxides to silica 0.01-1, 2.Способ по п. 1, отличающийс  тем, что в качестве шлакообразующей добавки используют шлак электроплавки медных концентратов. Источники информации, прин тые во внимание при экспертизе 1. Авторское свидетельство СССР 492573, кл. С 22 В. 5/08, 1975.2. A method according to claim 1, characterized in that slag is used as a slag-forming additive for electric smelting of copper concentrates. Sources of information taken into account in the examination 1. USSR author's certificate 492573, cl. C 22 V. 5/08, 1975.
SU782594606A 1978-03-22 1978-03-22 Method of refining sulfide materials containing non-ferrous metals SU697585A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU782594606A SU697585A1 (en) 1978-03-22 1978-03-22 Method of refining sulfide materials containing non-ferrous metals

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU782594606A SU697585A1 (en) 1978-03-22 1978-03-22 Method of refining sulfide materials containing non-ferrous metals

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU697585A1 true SU697585A1 (en) 1979-11-15

Family

ID=20755320

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU782594606A SU697585A1 (en) 1978-03-22 1978-03-22 Method of refining sulfide materials containing non-ferrous metals

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU697585A1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO1994012674A1 (en) * 1992-11-30 1994-06-09 Berenshtein Mikhail Alexandrov Process for obtaining metals, and compounds and alloys thereof, from ores

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO1994012674A1 (en) * 1992-11-30 1994-06-09 Berenshtein Mikhail Alexandrov Process for obtaining metals, and compounds and alloys thereof, from ores

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR20180102092A (en) Lithium-rich metallurgical slag
CA2258147A1 (en) Method of recovering metals from slags
CA1245460A (en) Oxidizing process for sulfidic copper material
CA1185095A (en) Process for autogenous oxygen smelting of sulphide materials containing base metals
JPS61221339A (en) Flash refining method
SU697585A1 (en) Method of refining sulfide materials containing non-ferrous metals
US4521245A (en) Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates
DE3172268D1 (en) A method for recovering the metal content of complex sulphidic metal raw materials
CA2355443A1 (en) Method of smelting copper sulfide concentrate
US2932566A (en) Blast furnace smelting of zinciferous materials
US2111789A (en) Treatment of sulphide ores
RU2096486C1 (en) Method recovering iron from steel-casting foundry slag
JPH0515769B2 (en)
RU2227168C2 (en) Method of processing of zinc sediments containing noble metals
RU2219266C1 (en) Method of pyrometallurgical processing of copper- nickel converter matte
SU1084575A1 (en) Method of removing accretion in metallurgical furnaces
SU1684349A1 (en) Method of processing nickel matte
US4101316A (en) Conversion of molybdenite concentrate to ferro-molybdenum and simultaneous removal of impurities by direct reduction with sulfide forming reducing agents
JPH0152454B2 (en)
SU1038373A1 (en) Method for processing tin-containing converter slags
RU2094505C1 (en) Charge for gold-silver alloy producing
SU1557183A1 (en) Charge for melting sulfide copper materials in liquid bath
SU540929A1 (en) A method of processing zinc-containing tin dusts
SU1121307A1 (en) Charge for electrothermal smelting
US1976736A (en) Recovery of sulphur from sulphide ores