SU777074A1 - Method of working up slag of nickel and copper production - Google Patents

Method of working up slag of nickel and copper production Download PDF

Info

Publication number
SU777074A1
SU777074A1 SU782676285A SU2676285A SU777074A1 SU 777074 A1 SU777074 A1 SU 777074A1 SU 782676285 A SU782676285 A SU 782676285A SU 2676285 A SU2676285 A SU 2676285A SU 777074 A1 SU777074 A1 SU 777074A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
nickel
copper
slag
cobalt
content
Prior art date
Application number
SU782676285A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Владислав Казимирович Пиотровский
Татьяна Николаевна Ганова
Яков Леопольдович Серебряный
Андрей Алексеевич Иванов
Виктор Георгиевич Зилов
Валерий Леонидович Пичкур
Николай Вячеславович Соболев
Владимир Яковлевич Зайцев
Original Assignee
Государственный проектный и научно-исследовательский институт "Гипроникель"
Горно-Металлургический Комбинат "Печенганикель"
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 Государственный проектный и научно-исследовательский институт "Гипроникель", Горно-Металлургический Комбинат "Печенганикель" filed Critical Государственный проектный и научно-исследовательский институт "Гипроникель"
Priority to SU782676285A priority Critical patent/SU777074A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU777074A1 publication Critical patent/SU777074A1/en

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

Description

1one

Изобретение относитс  к цветной металлургии и может быть использовано дл  извлечени  цветных металлов, в основном кобальта, из шлаков, получаемых при конвертировании медных и никелевых штейнов .The invention relates to non-ferrous metallurgy and can be used to extract non-ferrous metals, mainly cobalt, from slags obtained by converting copper and nickel mattes.

пзвестен способ обеднени  шлаков никелевого и медного производств, включаюш ,ий в себ  обработку их твердым или жидким сульфидным материалом, твердым углеродистым восстановителем, подачу флюса и выпуск обогащенного кобальтом штейна и обедненногошлака ij.There is a well-known method of depleting slags from nickel and copper industries, including their treatment with solid or liquid sulfide material, solid carbonaceous reducing agent, flux delivery and production of coke-rich matte and depleted slag ij.

Недостатком способа  вл етс  недостаточный переход кобальта в извлекающую фазу.The disadvantage of this method is the insufficient transition of cobalt to the extraction phase.

Цель изобретени  - повышение извлечени  кобальта из шлака.The purpose of the invention is to increase the recovery of cobalt from slag.

Поставленна  цель достигаетс  тем, что в качестве сульфидного материала используют руду с соотношением содержаний меди к никелю (1,5-5) : 1. . Способ осуществл етс  следующим образом . Переработка шлака осуществл етс , например, в электропечи, жидкий шлак заливают в печь и периодически загружают углеродистый восстановитель - угольный щтыб, кварцевый флюс и сульфидизатор-This goal is achieved by using ore with a ratio of copper to nickel (1.5-5): 1. as ore sulfide material. The method is carried out as follows. Slag processing is carried out, for example, in electric furnaces, liquid slag is poured into the furnace, and periodically the carbonaceous reducing agent — coal coal, quartz flux, and sulfidizing agent — is charged into the furnace.

богатую медно-никелевую руду дл  образовани  штейноБой извлекающей фазы.rich copper-nickel ore to form a matte-extracting phase.

Обогащенный кобальтом штейн и обедненный шлак периодически выпускают изCobalt-enriched matte and depleted slag are periodically released from

5 печи.5 ovens.

Снижение остаточного содержани  кобальта в щлаке обусловливаетс  повышением активности железа в штейновой фазе под вли нием увеличени  концентрацииThe decrease in the residual cobalt content in the sclac is due to an increase in the activity of iron in the matte phase under the influence of an increase in the concentration

10 в ней меди, что улучшает распределение кобальта в системе шлак-металлизованный штейн, и кроме того, более низким содержанием кобальта в штейнах, получаемых из руд такого состава. Факт указанного вли ни  концентрации меди в штейновой фазе на извлечение в последнюю кобальта из шлака был установлен в лабораторном исследовании и подтвержден в услови х промышленной электро20 плавки конвертерного шлака.10 in her copper, which improves the distribution of cobalt in the system slag-metallized matte, and in addition, a lower content of cobalt in mattes obtained from ores of this composition. The fact of the indicated effect of the copper concentration in the matte phase on the extraction of cobalt from the slag to the last was established in a laboratory study and confirmed under the conditions of industrial electro20 of converter slag.

Пример.Example.

Claims (1)

Конвертерный шлак, содержащий вереднем около Г% никел , 0,8% меди и 0,25% 25 кобальта, заливали порци ми 60-75 т в пр моугольную трехфазную электропечь с самоспекающимис  электродами. В печь периодически загружали: -угольный штыб (в количестве 4-6% от шлака); -кварцевый .песок с содержанием 68- 69% кремнекислоты в количестве, обеспечивающем содержание ее в печном шлаке в пределах 30-35%; -жильную медно-никелевую руду со средним содержанием, никел  3,23%, меди 9,02%, т. е. с отношением меди и никел , равным 2,8. Продолжительность плавки конвертерного шлака с этой рудой составила в обш ,ей сложности 147 шестичасовых смен, при средне-сменной переработке шлака 144 т и средней рабочей мощности печи 8,44 МВт. is Полученный за это врем  отвальный шлак имел среднее содержание кобальта 0,05% и никел  0,066%. Переработка в той же печи конвертерного шлака такого же среднего состава за20 врем , близкое к указанному (149 шестичасовых смен), при почти тех же значени х производительности (148 т) в сутки и рабочей мощности 8,86 МВт, но при использовании в качестве сульфидной добавки25 руды с содержанием никел  3,92%, меди 3,81%, т. е. с отношением меди и никел  около 1%, дала отвальный шлак, содержаший в среднем при тех же пределах содержани  кремнекислоты 0,068% кобальтазо и 0,082% никел . Полученные результать показывают уменьшение потерь кобальта 5 10 в процессе электропечной переработки конвертерного шлака при добавке к последнему медно-никелевой руды с почти трехкратным преобладанием меди над никелем по сравнению с ведением процесса при добавке руды с примерно одинаковым содержанием обоих металлов более чем на 25% относительных. В услови х данного предпри ти  это означает повышение извлечени  кобальта из сырь  почти на 3% абсолютных . Формула изобретени  Способ обеднени  шлаков никелевого и медного производств, включающий в себ  обработку их твердым или жидким сульфидным материалом, твердым углеродистым восстановителем, подачу флюса и выпуск обогащенного кобальтом щтейна и обедненного шлака, отличающийс  тем, что, с целью повышени  извлечени  кобальта из шлака, в качестве сульфидного материала используют медно-никелевую РУДУ с соотношением содержаний меди к никелю (1,5-5) : 1. Источники информации, прин тые во внимание при экспертизе 1. Смирнов В. И. и др. Извлечение кобальта из медных и никелевых руд и концентратов. М,, Металлурги , 1970, с. 163-165.The converter slag, containing foreground about H% nickel, 0.8% copper and 0.25% 25 cobalt, was poured in portions of 60-75 tons into a rectangular three-phase electric furnace with self-interrupting electrodes. The furnace was periodically loaded with: - coal plug (in the amount of 4-6% of slag); -quartz sand with a content of 68-69% silica in an amount to ensure its content in the furnace slag in the range of 30-35%; - vein copper-nickel ore with an average grade, nickel 3.23%, copper 9.02%, i.e., with a ratio of copper and nickel, equal to 2.8. The duration of the smelting of converter slag with this ore was 14.7 six-hour shifts, with a complexity of slag processing of 144 tons and an average furnace operating capacity of 8.44 MW. is Waste slag obtained during this time had an average cobalt content of 0.05% and nickel 0.066%. Processing in the same furnace converter slag of the same average composition for 20 times close to the specified (149 six-hour shifts), with almost the same performance values (148 tons) per day and working capacity of 8.86 MW, but when used as sulphide Additives of 25 ores with a nickel content of 3.92%, copper of 3.81%, i.e., with a ratio of copper and nickel of about 1%, gave waste slag containing, on average, with the same silica content 0.068% cobaltazo and 0.082% nickel. The results show a decrease in cobalt 5 10 losses in the process of electric furnace processing of converter slag when copper-nickel ore is added to the latter with almost threefold predominance of copper over nickel compared to the process when ore is added with approximately the same content of more than 25% relative to both metals. Under the conditions of this plant, this means an increase in the extraction of cobalt from the raw material by almost 3% absolute. DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION A method for depleting slags from nickel and copper production, including treating them with solid or liquid sulfide material, solid carbonaceous reducing agent, supplying flux and producing cobalt rich depleted slag, in order to increase the recovery of cobalt from the slag, Copper-nickel ore with a ratio of copper to nickel (1.5-5) is used as a sulfide material: 1. Sources of information taken into account during the examination 1. V. Smirnov et al. Extraction of cob viola from copper and nickel ores and concentrates. M ,, Metallurgists, 1970, p. 163-165.
SU782676285A 1978-07-12 1978-07-12 Method of working up slag of nickel and copper production SU777074A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU782676285A SU777074A1 (en) 1978-07-12 1978-07-12 Method of working up slag of nickel and copper production

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU782676285A SU777074A1 (en) 1978-07-12 1978-07-12 Method of working up slag of nickel and copper production

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU777074A1 true SU777074A1 (en) 1980-11-07

Family

ID=20790223

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU782676285A SU777074A1 (en) 1978-07-12 1978-07-12 Method of working up slag of nickel and copper production

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU777074A1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4717419A (en) * 1982-03-18 1988-01-05 Outokumpu Oy Method for treating iron-bearing slags containing precious metals, particularly slags created in the smelting process of copper and nickel

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4717419A (en) * 1982-03-18 1988-01-05 Outokumpu Oy Method for treating iron-bearing slags containing precious metals, particularly slags created in the smelting process of copper and nickel

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Jones South Africca
RU2476611C2 (en) Extraction of metals from wastes containing copper and other metals of value
GB2205559A (en) Microwave irradiation of composities
CN102352423A (en) Method for selecting and smelting titanium from vanadium titanomagnetite at low temperature
US4741770A (en) Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone
CN1310241A (en) Reduction and sulfonium making smelting process with non-ferrous sulfide ore and sulfide containing material
GB2173820A (en) Smelting sulphidic ore concentrates
CA1086073A (en) Electric smelting of lead sulphate residues
CA1151430A (en) Reduction smelting process
SU777074A1 (en) Method of working up slag of nickel and copper production
CA2137714C (en) Method for producing high-grade nickel matte from at least partly pyrometallurgically refined nickel-bearing raw materials
Floyd et al. Developments in the pyrometallurgical treatment of slag: a review of current technology and physical chemistry
US4021235A (en) Operating method for slag cleaning furnace in copper refining
JPS56238A (en) Method of recovering copper and zinc from copper slag at vertical blast furnace
SU1696537A1 (en) Method of depletion of copper-nickel slags
CA1208444A (en) High intensity lead smelting process
FI64191C (en) FOERFARANDE FOER TILLVARATAGANDE AV NICKEL UR NICKEL-JAERN-SLAGG ELLER NICKELMALM AV LAOG GRAD
SU393336A1 (en) METHOD FOR EXTRACTING NICKEL, COBALT AND COPPER FROM MOLTEN SLAGS
SU550443A1 (en) The method of extraction of manganese from waste slag production silicomanganese
SU1097697A1 (en) Charge for processing zinc bearing materials by smelting
US4076523A (en) Pyrometallurgical process for lead refining
SU112514A1 (en) Method for extracting lead and related metals from sulphide concentrates
RU2119546C1 (en) Method of producing ferroalloy
US1925391A (en) Process for the recovery of iron from iron and sulphur carrying metallurgical products, especially ores
RU2193605C1 (en) Method of processing iron-manganese concretions containing phosphorus