WO2017171581A1 - Способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов - Google Patents

Способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов Download PDF

Info

Publication number
WO2017171581A1
WO2017171581A1 PCT/RU2016/000642 RU2016000642W WO2017171581A1 WO 2017171581 A1 WO2017171581 A1 WO 2017171581A1 RU 2016000642 W RU2016000642 W RU 2016000642W WO 2017171581 A1 WO2017171581 A1 WO 2017171581A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
copper
slag
nickel
vanyukov
cao
Prior art date
Application number
PCT/RU2016/000642
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Леонид Борисович ЦЫМБУЛОВ
Михаил Викторович КНЯЗЕВ
Виктор Михайлович ТОЗИК
Сергей Петрович ПИГАРЕВ
Владимир Борисович ФОМИЧЕВ
Владимир Ильич ЛАЗАРЕВ
Сергей Юрьевич ЕРОШЕВИЧ
Виктор Александрович ИВАНОВ
Original Assignee
Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель"
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 Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" filed Critical Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель"
Priority to CN201680084140.9A priority Critical patent/CN109477161B/zh
Priority to FI20185910A priority patent/FI128347B/en
Priority to CA3019512A priority patent/CA3019512C/en
Priority to US16/090,524 priority patent/US11441207B2/en
Priority to PE2018001902A priority patent/PE20190275A1/es
Priority to SE1851205A priority patent/SE543101C2/en
Publication of WO2017171581A1 publication Critical patent/WO2017171581A1/ru
Priority to ZA2018/06135A priority patent/ZA201806135B/en

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0026—Pyrometallurgy
    • C22B15/0028—Smelting or converting
    • C22B15/0052—Reduction smelting or converting
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0026—Pyrometallurgy
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0026—Pyrometallurgy
    • C22B15/0028—Smelting or converting
    • C22B15/003—Bath smelting or converting
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0026—Pyrometallurgy
    • C22B15/0028—Smelting or converting
    • C22B15/005—Smelting or converting in a succession of furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0026—Pyrometallurgy
    • C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/02—Obtaining nickel or cobalt by dry processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B4/00—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
    • C22B4/06—Alloys
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04—Working-up slag
    • 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

Definitions

  • the present invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular, to methods for processing copper nickel-containing sulfide materials.
  • the method can be used for processing copper nickel-containing sulfide materials to produce blister copper, dump slag and a copper-nickel alloy.
  • a method for the continuous processing of copper nickel-containing sulfide materials is presented in the form of a complex consisting of two furnaces, for example, from two Vanyukov furnaces.
  • Oxidative smelting of copper nickel-containing sulfide material is carried out in a Vanyukov converter furnace together with Si0 2 and CaO-containing fluxes to produce blister copper, gases concentrated in S0 2 and oxide rich in copper and nickel oxides, which continuously passes through the transfer trough to the second furnace of the complex continuous conversion, to the Vanyukov reduction furnace, where the reduction gas mixture is processed, when using a mixture of oxygen-containing gas, hydrocarbon fuel and coal and the oxygen flow ratio (a) of from 0.5 to 0.9 to obtain a depleted slag and copper-nickel alloy.
  • a oxygen flow ratio
  • the main products of the continuous conversion complex consisting of two Vanyukov furnaces, are: blister copper, S0 2 -concentrated gases, dump slag and a copper-nickel alloy.
  • the chemical composition of dump slag is such that it can be used in the construction industry or for laying mine workings, and the composition of the copper-nickel alloy is the basis for obtaining marketable products.
  • a known method for the continuous conversion of liquid and solid sulfide materials including loading sulfide materials into the furnace, supplying oxygen-containing blast to the layer of matte-metal-slag emulsion through horizontal blowing devices located uniformly in the side walls of the furnace, removing liquid conversion products from the furnace.
  • the disadvantage of this method is the possibility of periodic formation between the layers of slag and copper of an intermediate layer of matte.
  • the presence of an intermediate layer of matte inevitably leads to the formation of not rough, but semi-rough copper.
  • this continuous conversion technology should also include the obligatory final conversion operation in this case.
  • the disadvantages of this method of conversion are: the formation of rolled nickel slag and the inappropriateness of the utilization of sulfur in the finishing conversion operations.
  • the technology In the case of production of not polyseric but blister copper in the furnace, the technology should be considered a low direct extraction of copper into blister copper, since the operation of depletion of slag formed during oxidative smelting by this method is not provided.
  • a method (RU N ° 2169202) of processing copper concentrate into blister copper, comprising loading the charge, blowing the melt to form slag and blister copper, and raising these smelting products.
  • oxidative smelting of the concentrate is carried out at a ratio of concentrate loading and supply of oxygen-containing gas in the range of 1.0-1.3 from theoretically necessary for the oxidation of all sulfur and impurities (Fe, Ni, Co) to oxides, and before the slag is released, which is carried out periodically conduct slag depletion, changing the ratio of the loaded copper concentrate and oxygen-containing blast in the range of 0.3-1.0 from theoretically necessary for the oxidation of all sulfur and impurities (Fe, Ni, Co) to oxides.
  • the disadvantages of this method of producing blister copper is a sufficiently high residual copper content in the slag after depletion. This is due to the fact that during the recovery of slag by sulfide concentrate into slag iron, cobalt and nickel concentrate undergo exchange reactions, which, against the background of a decrease in the concentration in copper slag, leads to a noticeable increase in the concentration of iron and nickel in the slag.
  • concentrations of iron and nickel in the slag increase even more, and solid iron - nickel spinel precipitates out of the slag as a result of saturation of the homogeneous silicate melt with it.
  • the consequence of the presence of a significant amount of hard spinel in the slag is, as you know, the inevitable foaming of slag and the creation of an emergency.
  • the closest to the proposed invention in technical and technological essence is a method for the continuous processing of copper-nickel-containing sulfide materials together with Si0 2 and CaO-containing fluxes (RU N ° 2359046) to produce blister copper, reverse slag concentrated in S0 2 gases, in a furnace with in two zones - oxidative melting is carried out in the oxidizing zone, and slag depletion is carried out continuously in the reduction zone of the furnace when using a mixture of oxygen-containing gas and hydrocarbon fuel at the ratio of oxygen consumption (a) in the range from 0.5 to 0.9.
  • the CaO-containing flux is fed to oxidizing melting together with the BYu-containing flux based on the production of slags with a Si0 2 / CaO ratio in it from 3/1 to 1/1, and the total consumption of fluxes for oxidative melting is determined from the conditions for maintaining the total concentration in the slag iron, nickel and cobalt not more than 30 wt.%.
  • hydrocarbon fuel solid fuel, for example coal, is supplied.
  • the objective of the invention is to develop a method for the continuous processing of copper Nickel-containing sulfide materials to produce blister copper, slag, corresponding in its composition to slag dump conditions, i.e. dump slag and copper-nickel alloy.
  • the conversion and recovery processes must be divided into separate units, according to two Vanyukov single-zone furnaces connected by a transfer trough.
  • the technical result is the production of blister copper, waste slag and a copper-nickel alloy in a continuous way, by separating the processes of conversion and recovery in separate units, in two single-zone Vanyukov furnaces.
  • the specified technical result is achieved in that in a method for the continuous processing of copper nickel-containing sulfide materials into blister copper, dump slag and a copper-nickel alloy, including oxidative smelting together with Si0 2 and CaO-containing fluxes and coal, to obtain blister copper concentrated in S0 2 gases, slag with a concentration ratio of Si0 2 / CaO in it from 3/1 to 1/1 and the sum of the concentrations of iron, nickel and cobalt no more than 30 wt.%, With a specific oxygen consumption in the range of 150-240 nm 3 per 1 t recyclable dry sulphide Nogo material and impoverishment of the slag by using this mixture of oxygen-containing gas and a hydrocarbon fuel with a coefficient oxygen consumption (a) in the range from 0.5 to 0.9 together with coal, in contrast to the closest analogue, slag depletion is carried out in a separate unit, in the Vanyukov reduction furnace, and dump slag and a copper-nickel alloy are obtained.
  • the method may be characterized in that when the slag melt is depleted, a copper-nickel alloy is obtained, which is the basis for obtaining marketable products.
  • the method may be characterized in that in conjunction with the oxidizing smelting occupies 8 2 -containing fluxes fed CaO-containing flux rate of the slag with a ratio Si0 2 / CaO concentrations of from 0.4 / 1 to 3/1.
  • the method can be characterized in that coal is fed to the reduction in the calculation of up to 15% of the mass of the resulting slag from the oxidation stage.
  • the method can also be characterized by the fact that in the converter and recovery furnace Vanyukov serves related products.
  • the method may also be characterized in that the related products contain copper and nickel.
  • the inventive method of continuous processing of copper Nickel-containing sulfide materials in a complex consisting of two furnaces, in particular two Vanyukov furnaces is as follows (see Fig. 1). Copper nickel-containing sulfide materials are fed into the Vanyukov 1 converter furnace of the continuous conversion complex together with SiO 2 and CaO-containing fluxes. Through the tuyeres 2 of the Vanyukov furnace 1, an oxygen-air mixture and gaseous fuel are supplied.
  • the blister copper formed during the smelting process in the Vanyukov converter furnace 1 is continuously discharged into the mixer-accumulator 3, and the slag with a high content of copper, nickel and iron enters the second furnace of the continuous conversion complex, into the Vanyukov reduction furnace 4, where it depletes the reducing gas air mixture together with coal to produce waste slag and a copper-nickel alloy.
  • Reductive gas-air mixture is formed as a result of burning natural gas in an oxygen-air mixture in conditions of shortage oxygen.
  • the temperature of the oxidation and reduction processes is maintained at 1350 ° C.
  • the smelting products of the Vanyukov 1 converter furnace (blister copper) and the Vanyukov 4 reduction furnace (dump slag and copper-nickel alloy) are supposed to be produced continuously. Siphon devices are provided for the release of melting products (not shown in the drawing) located at opposite ends of furnaces 1 and 4.
  • the continuity of the proposed process in the form of a complex of two Vanyukov furnaces 1 and 4 creates the prerequisites for maintaining the constancy of slag and blister copper levels in the Vanyukov converter furnace 1, slag and a copper-nickel alloy in the Vanyukov reduction furnace 4, which is an important advantage of this process.
  • Blister copper is continuously introduced through a siphon device into the mixer store 3 intended for it and then sent to anode refining to obtain copper anodes.
  • the specificity of the slag composition of the oxidizing stage of the new method is such that it contains copper and nickel in a ratio of 4 / 1-5 / 1 favorable for obtaining a valuable copper-nickel alloy, for example nickel silver alloy.
  • a copper-nickel alloy with a certain iron content is formed, which is the basis for obtaining marketable products.
  • This copper-nickel alloy can be processed either in pyrometallurgical nickel production, or sent to the stage of oxidative refining to remove iron and obtain marketable products, the composition of which is determined by the State Standard for the conditions of Russia (nickel silver alloy, nickel silver alloy, etc.).
  • Slag obtained in the reduction furnace Vanyukov 4 is dump.
  • the chemical composition of the slag is such that it can be used in the construction industry or for laying mines.
  • Vanyukova the process of continuous conversion to produce blister copper, has undergone comprehensive research and is currently well studied (Tsymbulov L.B., Knyazev M.V., Tsemekhman L.Sh. Method for processing copper sulfide materials into blister copper // RF Patent 34 ° 2359046 dated January 9, 2008. Pigarev, JV Structure and properties of slag melts for continuous conversion of nickel-containing copper matte and concentrates, Abstract of thesis, Candidate of Technical Sciences St.
  • the alleged invention is based on data experimental research the final stage of the new method, with the search for conditions ensuring the production of waste slag and copper-nickel alloy, which is the basis for the production of commercial products, for example - nickel silver alloy, which has now found wide application in industrial production, as an alloy with high anti-corrosion properties, as well as for the production of household and jewelry.
  • the experimental research methodology was as follows. An alundum reactor was placed in a laboratory furnace, in which there was an alundum crucible with the initial slag, which was the slag of the oxidative stage of the process, of the following composition,% of the mass: ⁇ - 17.9; Ni- 5,6; Fe-23.1; Co-0.135; Si0 2 -27.5; CaO -11.9; Al 2 0 3 -3.1; MgO-0.79. Next, they started the furnace into operation, changing the voltage at the inductor, heated the furnace to an operating temperature of 1350 ° C.
  • the melt was purged with a reducing gas mixture of the following composition% vol .: CO-44; CO2-Z8; H 2 -18.
  • the melt purge time with a gas mixture was varied from 0 to 50 minutes.
  • the flow rate of the gas mixture was 0.8 l / min.
  • the melt was defended for 15 minutes, then the furnace was turned off. Then the crucible with the melt was removed from the furnace, cooled and the slag was separated from the metal alloy.
  • Slag and metal alloy having passed the appropriate sample preparation, were analyzed by atomic absorption spectrometry and atomic emission spectrometry with inductively coupled plasma.
  • FIG. Figure 4 presents a graph characterizing the change in the content of nickel and iron in a metal alloy from the time the slag melt was purged with a reducing gas mixture.
  • the graph also shows the dependences of the changes in the contents of copper and nickel in the slag on the time of blowing the slag melt with a gas mixture.
  • waste slag of the following composition will be obtained,% mass: Cu-0.45; Ni 0.17; Fe-30.3; Si0 2 -37.5; CaO-16.2; A1 2 0z-5; MgO-1.
  • the composition of the copper-nickel alloy will be as follows,% mass: Cu-73.2; Ni-20.5; Fe-6.1.
  • the developed method has an important advantage - the ability to obtain new commercial products in a short flow chart, which significantly reduces the cost of manufacturing commercial products of the metallurgical enterprise as a whole.

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Способ может быть использован для переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов. Способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов на черновую медь, отвальный шлак и медно-никелевый сплав, включает плавку материалов совместно с SiО2 и СаО-содержащими флюсами и углем в конвертерной печи Ванюкова, с получением черновой меди, концентрированных по S02 газов, шлака с соотношением концентрации SiО2/CaO в нем от 3/1 до 1/1 и суммы концентраций железа, никеля и кобальта не более 30 масс.%, при удельном расходе кислорода в пределах 150-240 нм3 на 1 т перерабатываемого сухого сульфидного материала и обеднение этого шлака в отдельном агрегате, в восстановительной печи Ванюкова, при использовании для этого смеси кислородсодержащего газа и углеводородного топлива при коэффициенте расхода кислорода (α) в пределах от 0,5 до 0,9 совместно с углём, с получением отвального шлака и медно-никелевого сплава. Техническим результатом является получение черновой меди, отвального шлака и медно-никелевого сплава непрерывным способом, при разделении процессов конвертирования и восстановления по отдельным агрегатам, по двум однозонным печам Ванюкова.

Description

СПОСОБ НЕПРЕРЫВНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНЫХ
НИКЕЛЬСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНЫХ МАТЕРИАЛОВ
ОБЛАСТЬ ТЕХНИКИ
Предлагаемое изобретение относится к области цветной металлургии, в частности, к способам переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов.
Способ может быть использован для переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов с получением черновой меди, отвального шлака и медно-никелевого сплава.
ПРЕДШЕСТВУЮЩИЙ УРОВЕНЬ ТЕХНИКИ
Способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов представляется в виде комплекса, состоящего из двух печей, например из двух печей Ванюкова. Окислительную плавку медного никельсодержащего сульфидного материала ведут в конвертерной печи Ванюкова совместно с Si02 и СаО-содержащими флюсами с получением черновой меди, концентрированных по S02 газов и богатого оксидами меди и никеля шлака, который непрерывно, по переточному желобу, поступает во вторую печь комплекса непрерьшного конвертирования, в восстановительную печь Ванюкова, где проходит обработку восстановительной газовой смесью, при использовании для этого смеси кислородсодержащего газа, углеводородного топлива и угля при коэффициенте расхода кислорода (а) в пределах от 0,5 до 0,9 с получением отвального шлака и медно-никелевого сплава. Кроме медного никельсодержащего сульфидного материала в конвертерную и в восстановительную печи Ванюкова подают сопутствующие продукты, содержащие медь и никель.
Основными продуктами комплекса непрерывного конвертирования, состоящего из двух печей Ванюкова, являются: черновая медь, концентрированные по S02 газы, отвальный шлак и медно-никелевый сплав. Химический состав отвального шлака таков, что позволяет использовать его в строительной индустрии или для закладки горных выработок, а состав медно- никелевого сплава является основой для получения товарной продукции. Известен способ непрерывного конвертирования жидких и твердых сульфидных материалов (RU Na 2071982), включающий загрузку сульфидных материалов в печь, подачу кислородсодержащего дутья в слой штейно - металлошлаковой эмульсии через горизонтальные дутьевые устройства, расположенные равномерно в боковых стенках печи, удаление жидких продуктов конвертирования из печи. Недостатком указанного способа является возможность периодического образования между слоями шлака и меди промежуточного слоя штейна. Наличие промежуточного слоя штейна неизбежно приводит к образованию не черновой, а получерновой меди. Поскольку допускается периодическое получение получерновой меди, данная технология непрерывного конвертирования должна предусматривать и обязательную в этом случае операцию финишного конвертирования. Недостатками такого способа конвертирования являются: образование свернутых никелевых шлаков и нецелесообразность утилизации серы на операции финишного конвертирования. В случае получения в печи не получерновой, а черновой меди недостатком технологии следует считать невысокое прямое извлечение меди в черновую медь, так как операция обеднения образующегося при окислительной плавке шлака этим способом не предусматривается.
Также известен способ (RU N° 2169202) переработки медного концентрата на черновую медь, включающий загрузку шихты, продувку расплава с образованием шлака и черновой меди и вьшуск этих продуктов плавки. При этом окислительную плавку концентрата ведут при соотношении загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа в пределах 1,0-1,3 от теоретически необходимого для окисления всей серы и примесей (Fe, Ni, Со) до оксидов, а перед выпуском шлака, который осуществляют периодически, проводят обеднение шлака, меняя соотношение загружаемого медного концентрата и кислородсодержащего дутья в пределах 0,3-1,0 от теоретически необходимого для окисления всей серы и примесей (Fe, Ni, Со) до оксидов. При этом добиваются снижения содержания оксидной меди в шлаке с 35 до 22%. Недостатками данного способа получения черновой меди является достаточно высокое остаточное содержание меди в шлаке после обеднения. Это связано с тем, что при восстановлении шлака сульфидным концентратом в шлак переходят по обменным реакциям железо, кобальт и никель концентрата, что на фоне снижения концентрации в шлаке меди приводит к заметному увеличению в шлаке концентраций железа и никеля. При попытках более глубокого восстановления шлака по меди концентрации железа и никеля в шлаке еще больше возрастают, и происходит выпадение из шлака твердой железо - никелевой шпинели в результате насыщения ею гомогенного силикатного расплава. Следствием нахождения в шлаке значительного количества твердой шпинели является, как известно, неизбежное вспенивание шлака и создание аварийной ситуации.
Совмещение в одном печном пространстве двух процессов
(окислительного и восстановительного) приводит к непостоянству состава продуктов плавки (меди, шлака, отходящих газов) и делает весьма сложным автоматический контроль управления такой технологией.
Непостоянство уровней шлака и меди предполагает периодический контакт агрессивного, из-за высокого содержания оксидной меди (на окислительной стадии концентрация меди достигает 35 мас.%), шлакового расплава с огнеупорной футеровкой с быстрым износом последней.
Наиболее близким к предполагаемому изобретению по технической и технологической сущности является способ непрерывной переработки медньк никельсодержащих сульфидных материалов совместно с Si02 и СаО - содержащими флюсами (RU N° 2359046) с получением черновой меди, оборотного шлака, концентрированных по S02 газов, в печи с двумя зонами - окислительную плавку ведут в окислительной зоне, а обеднение шлака ведут непрерывно в восстановительной зоне печи при использовании для этого смеси кислородсодержащего газа и углеводородного топлива при коэффициенте расхода кислорода (а) в пределах от 0,5 до 0,9. На окислительную плавку совместно с БЮг-содержащим флюсом подают СаО-содержащий флюс из расчета получения шлаков с отношением Si02/CaO в нем от 3/1 до 1/1, причем суммарный расход флюсов на окислительную плавку определяют из условий поддержания в шлаке суммы концентраций железа, никеля и кобальта не более 30 масс.%. На стадию восстановления шлака, совместно с углеводородным топливом, подают твердое топливо, например уголь. Данный способ имеет следующий существенный недостаток: шлак окислительной плавки, без изменения кондиционных качеств черновой меди по никелю, нельзя подвергнуть глубокому восстановлению, поскольку на определенной стадии процесса начинает активно восстанавливаться из шлака никель и железо с переходом в черновую медь и, тем самым, делая её некондиционной для последующего огневого рафинирования. Таким образом, полученный шлак двухзонной печи Ванюкова, богатый оксидами меди (выше 11%) и никеля
(выше 6%), является богатым продуктом, который должен проходить дополнительную стадию его обработки с целью доизвлечения из него меди и никеля. Переработка такого шлака оказывает дополнительную нагрузку на пирометаллургический передел никелевого производства, куда отправляется шлак для доизвлечения меди и никеля. Способ принят за ближайший аналог.
РАСКРЫТИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ
Задачей изобретения является разработка способа непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов с получением черновой меди, шлака, соответствующего по своему составу шлаку отвальных кондиций, т.е. отвальному шлаку и медно-никелевого сплава. Для достижения поставленной цели процессы конвертирования и восстановления необходимо разделить по отдельным агрегатам, по двум однозонным печам Ванюкова, соединенным между собой переточным желобом.
Техническим результатом является получение черновой меди, отвального шлака и медно-никелевого сплава непрерывным способом, при разделении процессов конвертирования и восстановления по отдельным агрегатам, по двум однозонным печам Ванюкова.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов на черновую медь, отвальный шлак и медно-никелевый сплав, включающем окислительную плавку совместно с Si02 и СаО-содержащими флюсами и углём, с получением черновой меди, концентрированных по S02 газов, шлака с соотношением концентрации Si02/CaO в нем от 3/1 до 1/1 и суммы концентраций железа, никеля и кобальта не более 30 масс.%, при удельном расходе кислорода в пределах 150-240 нм3 на 1 т перерабатываемого сухого сульфидного материала и обеднение этого шлака при использовании для этого смеси кислородсодержащего газа и углеводородного топлива при коэффициенте расхода кислорода (а) в пределах от 0,5 до 0,9 совместно с углём, в отличие от ближайшего аналога обеднение шлака ведут в отдельном агрегате, в восстановительной печи Ванюкова, при этом получают отвальный шлак и медно-никелевый сплав.
Способ может характеризоваться тем, что при обеднении шлакового расплава получают медно-никелевый сплав, являющийся основой для получения товарной продукции.
Также способ может характеризоваться тем, что на окислительную плавку совместно с 8Ю2-содержащими флюсами подают СаО-содержащий флюс из расчета получения шлака с отношением концентраций Si02/CaO от 0,4/1 до 3/1.
Кроме этого способ может характеризоваться тем, что на восстановление подают уголь в расчёте до 15 % от массы получаемого шлака стадии окисления.
Способ может характеризоваться еще и тем, что в конвертерную и восстановительную печи Ванюкова подают сопутствующие продукты.
Способ может характеризоваться также тем, что сопутствующие продукты содержат медь и никель.
КРАТКОЕ ОПИСАНИЕ ФИГУР ЧЕРТЕЖЕЙ
Заявляемый способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов в комплексе, состоящем из двух печей, в частности из двух печей Ванюкова, представляется следующим образом (см. Фиг. 1). В конвертерную печь Ванюкова 1 комплекса непрерывного конвертирования подают медные никельсодержащие сульфидные материалы совместно с Si02 и СаО-содержащими флюсами. Через фурмы 2 печи Ванюкова 1 подается кислородно-воздушная смесь и газообразное топливо. Образующиеся в процессе плавки в конвертерной печи Ванюкова 1 черновая медь выпускается непрерывно в миксер - накопитель 3, а шлак с высоким содержанием меди, никеля и железа поступает во вторую печь комплекса непрерывного конвертирования, в восстановительную печь Ванюкова 4, где происходит его обеднение восстановительной газо-воздушной смесью совместно с каменным углем с получением отвального шлака и медно-никелевого сплава. Восстановительная газо-воздушная смесь формируется в результате сжигания природного газа в кислородно-воздушной смеси в условиях дефицита кислорода. Температуру окислительного и восстановительного процессов поддерживают на уровне 1350°С.
Продукты плавки конвертерной печи Ванюкова 1 (черновая медь) и восстановительной печи Ванюкова 4 (отвальный шлак и медно-никелевый сплав) предполагается выпускать непрерывно. Для выпуска продуктов плавки предусматриваются сифонные устройства (на чертеже не показаны), размещённые в противоположных торцах печей 1 и 4. Непрерывность предлагаемого процесса в виде комплекса из двух печей Ванюкова 1 и 4 создает предпосылки для поддержания постоянства уровней шлака и черновой меди в конвертерной печи Ванюкова 1, шлака и медно-никелевого сплава в восстановительной печи Ванюкова 4, что является важным преимуществом данного процесса. Черновая медь непрерывно вьтускается через сифонное устройство в предназначенный для нее миксер-накопитель 3 и далее отправляется на анодное рафинирование с получением медных анодов. Специфика состава шлака окислительной стадии нового способа такова, что в нем содержатся медь и никель в соотношении 4/1-5/1 благоприятного для получения ценного медно-никелевого сплава, например сплав «мельхиор». В результате глубокого восстановления такого шлака до отвальных кондиций образуется медно-никелевый сплав с некоторым содержанием железа, который и является основой для получения товарной продукции. Этот медно-никелевый сплав может быть переработан либо в пирометаллургическом никелевом производстве, либо направлен на стадию окислительного рафинирования для удаления железа и получения товарной продукции, состав которой для условий России определен Государственным стандартом (сплав «мельхиор», «нейзильбер» и пр.).
Важной особенностью разработанного способа является то, что в случае переработки в конвертерной печи Ванюкова 1 материалов, содержащих драгоценные, платиновые металлы и их спутники, эти металлы практически полностью извлекаются в черновую медь и не переходят в шлак, поступающий в восстановительную печь Ванюкова 4. Это обеспечивает получение в восстановительной печи Ванюкова 4 медно-никелевого сплава практически не содержащего драгоценные, платиновые металлы и их спутники. Очевидно, что сплав восстановительной печи Ванюкова 4 предпочтительнее после операции рафинирования и розлива направлять потребителю как товарную продукцию.
Шлак, полученный в восстановительной печи Ванюкова 4, является отвальным. Химический состав шлака таков, что позволяет использовать его в строительной индустрии или для закладки горных выработок.
Вся сера, содержащаяся в медном никельсодержащем сульфидном материале, переходит в газовую фазу конвертерной печи Ванюкова 1.
ПРИМЕРЫ ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ ИЗОБРЕТЕНИЯ
Поскольку стадия окисления, реализованная в конвертерной печи
Ванюкова, процесса непрерывного конвертирования с получением черновой меди, прошла всесторонние исследования и в настоящее время достаточно изучена (Цымбулов Л.Б., Князев М.В., Цемехман Л.Ш. Способ переработки медных сульфидных материалов на черновую медь // Патент РФ 34° 2359046 от 09.01.2008. Пигарев. СП. Строение и свойства шлаковых расплавов непрерывного конвертирования медных никельсодержащих штейнов и концентратов. Автореф. дисс. к.т.н. С.-Петербург. 2013. 21 с), предполагаемое изобретение основывается на данных экспериментальных исследований восстановительной стадии нового способа, с поиском условий, обеспечивающих получение отвального шлака и медно-никелевого сплава, являющегося основой для получения товарной продукции, например - сплав «мельхиор», нашедший в настоящее время широкое применение в промышленном производстве, как сплав с высокими антикоррозийными свойствами, а также для производства бытовых и ювелирных изделий.
Методика проведения экспериментальных исследований заключалась в следующем. В лабораторную печь помещали алундовый реактор, в котором находился алундовый тигель с исходным шлаком, который представлял собой шлак окислительной стадии процесса, следующего состава, % масс: Си- 17,9; Ni- 5,6; Fe-23,1; Со-0,135; Si02-27,5; CaO -11,9; Al203-3,1; MgO-0,79. Далее запускали печь в работу, изменяя напряжение на индукторе, разогревали печь до рабочей температуры 1350°С.
После проплавления шлака через трубку из оксида бериллия проводилась продувка расплава восстановительной газовой смесью следующего состава % об.: CO-44; СО2-З8; H2-18. Парциальное давление кислорода в восстановительной газовой смеси соответствовало парциальному давлению кислорода в смеси, образующейся при сжигании природного газа при величине "альфа" (а) =0,6.
В лабораторных экспериментах варьировали время продувки расплава газовой смесью от 0 до 50 минут. Расход газовой смеси составлял 0,8 л/мин. По окончании продувки, расплав отстаивали в течение 15 минут, далее отключали печь. Затем тигель с расплавом вынимали из печи, охлаждали и отделяли шлак от металлического сплава.
Шлак и металлический сплав, пройдя соответствующую пробоподготовку, анализировали методами атомно-абсорбционной спектрометрии и атомно-эмиссионной спектрометрии с индуктивно связанной плазмой.
Химические составы металлического сплава и шлака, полученные в результате проведенных экспериментальных исследований, представлены в ТАБЛИЦЕ I.
Первоначально рассмотрим изменение состава шлака по меди и никелю, при изменении времени продувки шлакового расплава восстановительной газовой смесью. Данная зависимость представлена на Фиг.2.
Как видно из Фиг. 2, с увеличением времени продувки шлакового расплава восстановительной газовой смесью, наблюдается резкое снижение содержания меди в шлаке, а, начиная с 17-ой минуты продувки, на фоне снижения содержания меди наблюдается и существенное снижение содержания никеля в шлаковом расплаве. После 35-й минуты продувки шлакового расплава снижение концентрации меди и никеля в шлаке становится крайне незначительным.
Из графика, представленного на Фиг. 3, видно, что снижение содержания меди (а) и никеля (б) в шлаке сопровождается ростом содержания никеля в металлическом сплаве, достигая максимального значения его содержания на уровне 21,5%, при концентрации меди и никеля в шлаке на уровне 0,8% и 0,4% соответственно. Дальнейшее снижение меди и никеля в шлаковом расплаве до кондиционных значений характеризуется снижением содержания никеля в металлическом сплаве, что связано с началом активного восстановления железа и переходом его в металлический сплав. Подробнее об этом будет сказано ниже.
Поскольку предложенный нами новый способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов подразумевает одновременное получение сплава с определенным соотношением меди к никелю и с определенным кондиционным содержанием в нем железа, с одной стороны, и отвального шлака, с другой стороны, необходимо произвести выбор оптимальных технологических параметров, на которые и следует ориентироваться при его реализации.
Рассмотрим динамику изменения состава шлака и медно-никелевого сплава в процессе продувки восстановительной газовой смесью (см. Фиг. 4).
На Фиг. 4 представлен график, характеризующий изменение содержания никеля и железа в металлическом сплаве от времени продувки шлакового расплава восстановительной газовой смесью. На рассматриваемый график также нанесены зависимости изменения содержаний меди и никеля в шлаке от времени продувки шлакового расплава газовой смесью.
На указанных графиках следует обратить внимание, прежде всего, на взаимосвязь содержания меди и никеля в отвальном шлаке с содержанием никеля и железа в образующемся в результате восстановления металлическом сплаве. В период активного восстановления никеля с 5 до 30 минут продувки наблюдается существенное снижение концентраций, как меди, так и никеля в шлаке, но эти остаточные содержания еще достаточно высоки (Си - 0,8%; Ni - 0,4%) и не позволяют считать шлак отвальным.
Только тогда, когда начинается активное восстановление железа, становится возможным снижение концентраций меди и никеля до отвальных содержаний.
Таким образом, с одной стороны, для получения кондиционного содержания железа в медно-никелевом сплаве, в частности в мельхиоре (Fe < 0,5%) необходимо стремиться к минимальной степени восстановления железа в процессе обеднения. С другой стороны, глубокое обеднение шлака по меди и никелю возможно только при получении сплава с концентрацией железа 5% и более, что потребует дополнительных затрат на стадии рафинирования, при получении медно-никелевых сплавов товарных марок. В связи с этим рекомендуется проводить процесс обеднения до достижения концентрации железа в медно-никелевом сплаве ~ 6%. При этом будет получен отвальный шлак следующего состава, % масс: Cu-0,45; Ni-0,17; Fe-30,3; Si02-37,5; CaO- 16,2; А120з-5; MgO-1. Состав медно-никелевого сплава будет следующим, % масс: Cu-73,2; Ni-20,5; Fe-6,1.
Для получения из этого сплава товарной продукции, например в виде сплава «мельхиор», необходимо провести стадию окислительного рафинирования, при котором содержание железа в медно-никелевом сплаве может быть снижено до кондиционных значений. Соотношение Cu/Ni в полученном рафинированном металлическом сплаве будет находиться в пределах 4/1-5/1, т.е. соответствовать составу товарной продукции. Шлак, образующийся в процессе окислительного рафинирования, основой которого будут оксиды железа, направляется в комплекс непрерывного конвертирования - на окислительную стадию процесса, в конвертерную печь Ванюкова 1. Возможно производство и других видов товарной продукции, состав которой для условий России определен Государственным стандартом. Специфической особенностью разработанного способа, как это отмечено выше, является то, что драгоценные, платиновые металлы и их спутники, присутствующие в сырье, практически полностью переходят в черновую медь на стадии конвертирования, и получение нового вида товарной продукции не приведет к дополнительным потерям этих металлов.
ПРОМЫШЛЕННАЯ ПРИМЕНИМОСТЬ
Разработанный способ имеет важное преимущество - возможность получения новой товарной продукции по короткой технологической схеме, что существенно сокращает затраты на производство товарной продукции металлургического предприятия в целом. ТАБЛИЦА I
Bpe Содержание в сплаве,
J » мя % масс. Содержание в шлаке, % масс.
про
дувк
экс и, А12 Mg п. мин. Си Ni Fe Ni Си Si02 СаО Оз О
1 5 98,97 0,89 0,01 5,11 17,26 23,0 27,1 11,7 3,6 0,82
2 10 98,90 1,05 0,01 5,09 12,12 24,8 28,9 12,5 3,9 0,88
3 15 95,62 4,24 0,02 4,40 10,60 25,4 29,6 12,8 4,0 0,90
4 21 92,85 7,00 0,03 3,06 6,85 26,9 31,3 13,5 4,2 0,95
5 25 90,87 8,99 0,04 1,49 5,19 27,5 32,1 13,8 4,3 0,97
6 27 87,70 12,18 0,05 1,32 4,29 28,4 33,1 14,3 4,4 1,01
7 29 80,46 17,79 0,49 0,40 1,54 30,5 38,7 15,4 4,7 1,09
8 30 76,72 21,50 1,72 0,42 0,82 30,9 36,4 15,8 4,9 1Д 1
9 31 75,68 21,49 2,73 0,29 0,67 30,8 36,9 15,9 4,9 1Д2
10 32 74,93 21,37 3,68 0,23 0,58 30,7 37,2 16,0 5,1 1,13
11 35 74,06 21,20 4,72 0,19 0,52 30,5 37,4 16,1 4,9 1,14
12 37 73,30 21,02 5,66 0,16 0,48 30,3 37,6 16,2 5,3 1,14
13 40 72,82 20,26 6,27 0,15 0,25 30,2 37,7 16,3 5,4 1,21
14 45 70,03 20,24 9,61 0,11 0,43 29,4 38,4 16,5 5,3 1,18
12,3
15 50 67,95 19,67 7 0,09 0,40 28,72 39,1 16,3 5,6 1,23

Claims

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
1. Способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов на черновую медь, отвальный шлак и медно-никелевый сплав, включающий окислительную плавку совместно с Si02 и СаО- содержащими флюсами и углём, с получением черновой меди, концентрированных по S02 газов, шлака с соотношением концентрации Si02/CaO в нем от 3/1 до 1/1 и суммы концентраций железа, никеля и кобальта не более 30 масс.%, при удельном расходе кислорода в пределах 150-240 нм на 1 т перерабатываемого сухого сульфидного материала и обеднение этого шлака при использовании для этого смеси кислородсодержащего газа и углеводородного топлива при коэффициенте расхода кислорода (а) в пределах от 0,5 до 0,9 совместно с углём, отличается тем, что обеднение шлака ведут в отдельном агрегате, в восстановительной печи Ванюкова, при этом получают отвальный шлак и медно-никелевый сплав.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что при обеднении шлакового расплава получают медно-никелевый сплав, являющийся основой для получения товарной продукции.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что на окислительную плавку совместно с Б г-содержащими флюсами подают СаО-содержащий флюс из расчета получения шлака с отношением концентраций Si02/CaO от 0,4/1 до 3/1.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что на восстановление подают уголь в расчёте до 15 % от массы получаемого шлака стадии окисления.
5. Способ по п.1, отличающийся тем, что в конвертерную и в восстановительную печи Ванюкова подают сопутствующие продукты.
6. Способ по п.5, отличающийся тем, что сопутствующие продукты содержат медь и никель.
PCT/RU2016/000642 2016-04-01 2016-09-26 Способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов WO2017171581A1 (ru)

Priority Applications (7)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201680084140.9A CN109477161B (zh) 2016-04-01 2016-09-26 连续吹炼含镍的硫化铜材料的方法
FI20185910A FI128347B (en) 2016-04-01 2016-09-26 Method for continuous conversion of nickel-containing copper sulphide material
CA3019512A CA3019512C (en) 2016-04-01 2016-09-26 Method for continuously converting nickel-containing copper sulphide materials
US16/090,524 US11441207B2 (en) 2016-04-01 2016-09-26 Method of continuously processing nickel-containing copper sulphide materials
PE2018001902A PE20190275A1 (es) 2016-04-01 2016-09-26 Metodo para convertir de manera continua materiales de sulfuro de cobre que contienen niquel
SE1851205A SE543101C2 (en) 2016-04-01 2016-09-26 Method for continuously converting nickel-containing copper sulphide materials
ZA2018/06135A ZA201806135B (en) 2016-04-01 2018-09-13 Method for continuously converting nickel-containing copper sulphide materials

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2015146716A RU2625621C1 (ru) 2016-04-01 2016-04-01 Способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов на черновую медь, отвальный шлак и медно-никелевый сплав
RU2015146716 2016-04-01

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2017171581A1 true WO2017171581A1 (ru) 2017-10-05

Family

ID=59495636

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2016/000642 WO2017171581A1 (ru) 2016-04-01 2016-09-26 Способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов

Country Status (10)

Country Link
US (1) US11441207B2 (ru)
CN (1) CN109477161B (ru)
CA (1) CA3019512C (ru)
CL (1) CL2018002796A1 (ru)
FI (1) FI128347B (ru)
PE (1) PE20190275A1 (ru)
RU (1) RU2625621C1 (ru)
SE (1) SE543101C2 (ru)
WO (1) WO2017171581A1 (ru)
ZA (1) ZA201806135B (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109136560A (zh) * 2018-06-27 2019-01-04 东营方圆有色金属有限公司 利用底吹炉处理热态铜渣生产铜基抑菌合金材料的方法

Families Citing this family (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
BE1025771B1 (nl) * 2017-12-14 2019-07-08 Metallo Belgium Verbeterde koperproductiewerkwijze
CN111961881B (zh) * 2020-08-27 2022-05-24 西安建筑科技大学 一种应用于镍闪速炉熔炼过程中的添加剂及其使用方法
CN114875245A (zh) * 2022-05-30 2022-08-09 金川镍钴研究设计院有限责任公司 一种镍钴渣生产4j29合金原料的方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB2099457A (en) * 1981-06-01 1982-12-08 Kennecott Corp Blister copper production by converting particulate matter
CA1225527A (en) * 1983-06-15 1987-08-18 Bengt T. Andersson Method for producing blister copper
US4802916A (en) * 1985-03-20 1989-02-07 Inco Limited Copper smelting combined with slag cleaning
RU2169202C1 (ru) * 2000-10-04 2001-06-20 Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" Способ непрерывной переработки медного концентрата на черновую медь
RU2359046C1 (ru) * 2008-01-09 2009-06-20 ООО "Институт Гипроникель" Способ переработки медных сульфидных материалов на черновую медь

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FI49846C (fi) * 1972-10-26 1975-10-10 Outokumpu Oy Sulfidimalmien tai -rikasteiden liekkisulatuksessa käytettävä menetelm ä ja laite.
US5449395A (en) * 1994-07-18 1995-09-12 Kennecott Corporation Apparatus and process for the production of fire-refined blister copper
US6270554B1 (en) * 2000-03-14 2001-08-07 Inco Limited Continuous nickel matte converter for production of low iron containing nickel-rich matte with improved cobalt recovery
CN103205567A (zh) * 2013-04-19 2013-07-17 金川集团股份有限公司 一种硫化铜镍矿冶炼过程中的富集金和铂族金属的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB2099457A (en) * 1981-06-01 1982-12-08 Kennecott Corp Blister copper production by converting particulate matter
CA1225527A (en) * 1983-06-15 1987-08-18 Bengt T. Andersson Method for producing blister copper
US4802916A (en) * 1985-03-20 1989-02-07 Inco Limited Copper smelting combined with slag cleaning
RU2169202C1 (ru) * 2000-10-04 2001-06-20 Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" Способ непрерывной переработки медного концентрата на черновую медь
RU2359046C1 (ru) * 2008-01-09 2009-06-20 ООО "Институт Гипроникель" Способ переработки медных сульфидных материалов на черновую медь

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109136560A (zh) * 2018-06-27 2019-01-04 东营方圆有色金属有限公司 利用底吹炉处理热态铜渣生产铜基抑菌合金材料的方法

Also Published As

Publication number Publication date
RU2625621C1 (ru) 2017-07-17
FI128347B (en) 2020-03-31
CN109477161B (zh) 2020-12-01
US20190119783A1 (en) 2019-04-25
FI20185910A1 (en) 2018-10-30
SE543101C2 (en) 2020-10-06
US11441207B2 (en) 2022-09-13
CA3019512A1 (en) 2017-10-05
CA3019512C (en) 2020-11-03
SE1851205A1 (en) 2018-10-05
PE20190275A1 (es) 2019-02-25
CN109477161A (zh) 2019-03-15
CL2018002796A1 (es) 2019-04-22
ZA201806135B (en) 2023-01-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2625621C1 (ru) Способ непрерывной переработки медных никельсодержащих сульфидных материалов на черновую медь, отвальный шлак и медно-никелевый сплав
JP2019536892A (ja) 改良された半田及び高純度の鉛を製造する方法
CN115637368A (zh) 改进的火法冶金方法
RU2359046C1 (ru) Способ переработки медных сульфидных материалов на черновую медь
CN106332549B (zh) 吹炼含铜材料的方法
ES2964992T3 (es) Procedimiento de fundición de cobre mejorado
KR101189182B1 (ko) 바나듐 함유 용탕으로부터 바나듐을 선별하는 방법
CA2579586A1 (en) Installation for continuous fire refining of copper
RU2401873C1 (ru) Способ переработки окисленной никелевой руды
JP7463511B2 (ja) ニッケル、マンガン、及びコバルトを回収するための高温冶金法
TW202336239A (zh) 用於處理鋰離子電池的節能高溫冶金方法
NO300334B1 (no) Fremgangsmåte for fremstilling av lett flyktige metaller, så som sink, bly og kadmium fra sulfidiske råmaterialer
RU2347994C2 (ru) Печь для непрерывной плавки сульфидных материалов в жидкой ванне
RU2354710C2 (ru) Способ комплексной переработки концентрата металлического железа, содержащего цветные и драгоценные металлы
US4334925A (en) Combined carburization and sulfurization/desulfurization of molybdenum-rich matte
SU1735408A1 (ru) Способ переработки шлаков производства т желых цветных металлов
FI73741B (fi) Foerfarande foer kontinuerlig framstaellning av raokoppar.
RU2382089C1 (ru) Способ переработки бедных железомарганцевых руд и концентратов с получением сплава углевосстановительным процессом
RU2817629C1 (ru) Шихта для восстановительно-сульфидирующей плавки окисленных никелевых руд
RU2791998C1 (ru) Способ прямого получения чугуна из фосфорсодержащей железной руды или концентрата с одновременным удалением фосфора в шлак
RU2520292C1 (ru) Способ переработки сульфидных медно-свинцово-цинковых материалов
RU2359047C2 (ru) Способ переработки медно-кобальтового окисленного сырья с получением черновой меди и сплава на основе кобальта
RU2255996C1 (ru) Способ переработки сульфидных медно-никелевых концентратов
RU2397261C1 (ru) Способ переработки медно-никелевых штейнов
JP2024014004A (ja) 含ニッケル酸化鉱石の製錬方法

Legal Events

Date Code Title Description
DPE2 Request for preliminary examination filed before expiration of 19th month from priority date (pct application filed from 20040101)
ENP Entry into the national phase

Ref document number: 3019512

Country of ref document: CA

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 1851205-3

Country of ref document: SE

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 20185910

Country of ref document: FI

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 16897239

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 16897239

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1