RU2172788C1 - Method of processing of pyrite cinders - Google Patents
Method of processing of pyrite cinders Download PDFInfo
- Publication number
- RU2172788C1 RU2172788C1 RU2000118920A RU2000118920A RU2172788C1 RU 2172788 C1 RU2172788 C1 RU 2172788C1 RU 2000118920 A RU2000118920 A RU 2000118920A RU 2000118920 A RU2000118920 A RU 2000118920A RU 2172788 C1 RU2172788 C1 RU 2172788C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- cinder
- pyrite
- iron
- processing
- cao
- Prior art date
Links
- 239000003818 cinder Substances 0.000 title claims abstract description 60
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 33
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 33
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 title claims abstract description 33
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 30
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims abstract description 28
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 24
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 24
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 16
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 13
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 8
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 8
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 7
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 6
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 6
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 64
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 34
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 12
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 12
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims description 3
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims description 3
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 claims 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 8
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 abstract description 8
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 6
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 5
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 abstract 1
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910001845 yogo sapphire Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 27
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 24
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 21
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 20
- 239000000047 product Substances 0.000 description 17
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 16
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 15
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 15
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 11
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 8
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 8
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 7
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 7
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 7
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- PASHVRUKOFIRIK-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate dihydrate Chemical compound O.O.[Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O PASHVRUKOFIRIK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 6
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 5
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 5
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 5
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 5
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- WNQQFQRHFNVNSP-UHFFFAOYSA-N [Ca].[Fe] Chemical compound [Ca].[Fe] WNQQFQRHFNVNSP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 4
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N Phosphoric acid Chemical compound OP(O)(O)=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 description 2
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 description 2
- PPQREHKVAOVYBT-UHFFFAOYSA-H dialuminum;tricarbonate Chemical compound [Al+3].[Al+3].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O PPQREHKVAOVYBT-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 2
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 2
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 description 2
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 229910000147 aluminium phosphate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940118662 aluminum carbonate Drugs 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 239000013065 commercial product Substances 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 229910010272 inorganic material Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011147 inorganic material Substances 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 1
- 229910001510 metal chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 1
- 229910052952 pyrrhotite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000010405 reoxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 1
- 239000010944 silver (metal) Substances 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- 238000000859 sublimation Methods 0.000 description 1
- 230000008022 sublimation Effects 0.000 description 1
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 1
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
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
Description
Изобретение относится к области комплексной переработки полиметаллического сырья и может быть использовано для утилизации пиритных огарков, получаемых в технологическом цикле производства серной кислоты из пиритных концентратов. The invention relates to the field of complex processing of polymetallic raw materials and can be used for the disposal of pyrite cinders obtained in the production cycle of sulfuric acid from pyrite concentrates.
Существующая технология переработки пиритных концентратов, предусматривающая их окислительный обжиг в печах кипящего слоя, позволяет извлечь серу в виде SO2 для производства серной кислоты и лишь частично селен и теллур. Все другие полезные компоненты - железо, цветные и благородные металлы безвозвратно теряются с пиритными огарками, направляемыми либо в отвал, либо в цементную промышленность.The existing technology for processing pyrite concentrates, which provides for their oxidative roasting in fluidized bed furnaces, allows the extraction of sulfur in the form of SO 2 for the production of sulfuric acid and only partially selenium and tellurium. All other useful components - iron, non-ferrous and precious metals are irretrievably lost with pyrite cinder, sent either to the dump or to the cement industry.
Все известные способы комплексной переработки пиритных огарков могут быть в целом разделены на две группы - хлоридные и бесхлоридные. All known methods for the complex processing of pyrite cinders can be generally divided into two groups - chloride and non-chloride.
Известны следующие хлоридные способы переработки пиритных огарков:
- способ, предусматривающий низкотемпературный (550-600oC) хлорирующий обжиг огарка (Дуйсбургский завод. ФРГ) поваренной солью (или хлористым кальцием) и последующее серно-кислотное выщелачивание прохлорированного огарка (H.Schackman. Z.Erzbergb. Metallhutenw: V. 11, 449, 1967, В.И. Береговский и др. "Комплексное использование пиритных огарков", М., 1963). Он обеспечивает извлечение цветных, благородных металлов и железа в продукты, пригодные для последующей химико-металлургической доработки. Однако необходимость выщелачивания чрезмерно больших объемов прохлорированного огарка является одним из узких мест, снижающим практическую ею значимость;
- способ, включающий смешивание огарка с хлористым кальцием, окатывание, сушку и высокотемпературную (1250oC) хлоридовозгонку, улавливание хлоридов цветных металлов и получение высокопрочных окатышей для доменного производства (фирма "Кова-Сейко", Япония, J. of Metals, N 3, 63-67, 1968: В.И. Береговский и др. "Комплексное использование пиритных огарков", М., 1963). Способ выгодно отличается от низкотемпературного хлорирующего обжига огарка и характеризуется достаточно высокими показателями по извлечению цветных и благородных металлов. Однако он может быть использован лишь для переработки пиритных огарков строгого химического (Feобщ > 51,0%; FeO < 5,0%; Cu < 0,5%; Pb < 0,3%; Zn < 0,9%; Cu + Pb + Zn < 1,7%; Sобщ < 1,5%; Ss < 1,0%; SiO2 < 7,0%; As < 0,1%; CaO < 1,0%; Al2O3 < 1,5%; MgO < 0,5%; H2O < 1,8%) и гранулометрического (выход частиц крупностью: < 74 мкм - 80-85%: < 10 мкм - не более 10%) составов, что является существенным недостатком, сдерживающим его широкое промышленное распространение.The following chloride methods for processing pyrite cinders are known:
- a method involving low-temperature (550-600 o C) chlorinating calcination of a cinder (Duisburg plant. Germany) with sodium chloride (or calcium chloride) and subsequent sulfuric acid leaching of a chlorinated cinder (H. Schackman. Z. Erzbergb. Metallhutenw: V. 11 , 449, 1967, V.I. Beregovsky and others. "Complex use of pyrite cinders", M., 1963). It provides the extraction of non-ferrous, noble metals and iron into products suitable for subsequent chemical and metallurgical refinement. However, the need to leach excessively large amounts of chlorinated cinder is one of the bottlenecks that reduces its practical importance;
- a method comprising mixing cinder with calcium chloride, pelletizing, drying and high-temperature (1250 o C) chloride distillation, trapping non-ferrous metal chlorides and obtaining high-strength pellets for blast furnace production (Kova-Seiko, Japan, J. of Metals, N 3 , 63-67, 1968: V.I. Beregovsky and others. "Complex use of pyrite cinders", M., 1963). The method compares favorably with low-temperature chlorinating calcination of a cinder and is characterized by rather high rates for the extraction of non-ferrous and noble metals. However, it can be used only for processing strict pyrite cinder (Fe total >51.0%; FeO <5.0%; Cu <0.5%; Pb <0.3%; Zn <0.9%; Cu + Pb + Zn <1.7%; S total <1.5%; S s <1.0%; SiO 2 <7.0%; As <0.1%; CaO <1.0%; Al 2 O 3 <1.5%; MgO <0.5%; H 2 O <1.8%) and particle size distribution (particle size fineness: <74 μm - 80-85%: <10 μm - not more than 10%) of the compositions , which is a significant drawback that restrains its widespread industrial distribution.
Из бесхлоридных способов переработки пиритных огарков наибольшего внимания заслуживают:
- способ, предусматривающий плавку пиритных концентратов в нейтральной атмосфере с возгонкой серы, получение троилитового штейна, удаление шлака, грануляцию в воде штейна и его окислительный обжиг (фирма "Оутокумпу", Финляндия. Chem-Engineering, v. 74, N 4, 122, 1966). Способ позволяет получить продукт, содержащий до 67% железа, но не может быть использован для переработки пиритных концентратов, содержащих цветные и благородные металлы;
- способ, разработанный итальянской фирмой "Монтекатини" в Фоллонике (Chem. Engineering, v.72, N 10, 142-144, 1965). Он включает стадии окислительного обжига измельченного пирита с получением SO2 и огарка, магнетизирующего обжига огарка и магнитной сепарации его продуктов. Способ позволяет выделить до 93,2% Fe в железный концентрат, который подвергается окомкованию, обжигу и направляется в доменный передел. Этот способ, также, как и вышеописанный способ фирмы "Оутокумпу", пригоден лишь для переработки пиритных концентратов, не содержащих цветные и благородные металлы;
- способ переработки пиритных огарков, предусматривающий стадии нагрева огарка в присутствии известковых флюсов и углеродистого восстановителя и последующего расплавления с извлечением летучих компонентов (Zn, Pb и др.) в возгоны и железа в чугун (J. of Metals, N 9, 944-947, 1965).Of the non-chloride methods for processing pyrite cinders, the most noteworthy are:
- a method involving the melting of pyrite concentrates in a neutral atmosphere with the sublimation of sulfur, obtaining troilite matte, removing slag, granulating the matte in water and oxidizing it (Outokumpu, Finland. Chem-Engineering, v. 74, N 4, 122, 1966). The method allows to obtain a product containing up to 67% iron, but cannot be used for the processing of pyrite concentrates containing non-ferrous and noble metals;
- a method developed by the Italian company "Montecatini" in Follonica (Chem. Engineering, v.72, N 10, 142-144, 1965). It includes the stages of oxidative roasting of crushed pyrite to obtain SO 2 and cinder, magnetizing cinder roasting and magnetic separation of its products. The method allows you to allocate up to 93.2% of Fe in an iron concentrate, which is subjected to pelletizing, firing and sent to the blast furnace. This method, as well as the above method of the company "Outokumpu", is suitable only for the processing of pyrite concentrates that do not contain non-ferrous and noble metals;
- a method of processing pyrite cinder, comprising the steps of heating the cinder in the presence of calcareous fluxes and a carbon reducing agent and subsequent melting with the extraction of volatile components (Zn, Pb, etc.) into sublimates and iron into cast iron (J. of Metals, N 9, 944-947 , 1965).
Из приведенных выше аналогов, способ восстановительной плавки пиритного огарка на чугун обладает наибольшим количеством признаков (приемов), общих с заявляемым объектом. Поэтому он может быть принят в качестве прототипа настоящего изобретения. Согласно прототипу огарок от окислительного обжига пирротиновых концентратов подвергают спеканию при температуре 1100oC, затем плавке в присутствии известняка (25,0%) и углеродистого восстановителя - кокса (на полное восстановление железа огарка). При этом цинк, свинец и другие летучие компоненты достаточно полно извлекаются в возгоны, а железо до 96,3% переводится в чугун, близкий но составу к литейному. Однако способ (прототип) не обеспечивает извлечения, прежде всего, благородных металлов в самостоятельный продукт, пригодный для последующей химико-металлургической переработки, что является основным недостатком прототипа, снижающим его практическую ценность. Другими словами, способ (прототип) может найти применение лишь для переработки пиритных огарков, не содержащих благородные металлы. При его использовании, напр., для переработки отечественных пиритных огарков, основное количество меди (80-95%) и благородных металлов (90-95%) будут аккумулироваться в металле. Однако кратность его обогащения по золоту и серебру (в сравнении с исходным пиритным огарком), а также их концентрация в нем будут относительно низкими (из-за большого выхода извлекающей фазы - сплава на основе железа), что усложнит последующую его переработку и извлечение из него золота и серебра. Другим узким местом прототипа является выделение на стадии плавки восстановленного огарка кальциево-силикатных шлаков, представляющих собой полупродукт, нуждающийся в утилизации.Of the above analogues, the method of reductive melting of pyrite cinder on cast iron has the greatest number of signs (techniques) common with the claimed object. Therefore, it can be adopted as a prototype of the present invention. According to the prototype cinder from oxidative calcination of pyrrhotite concentrates is subjected to sintering at a temperature of 1100 o C, then smelted in the presence of limestone (25.0%) and carbon reducing agent - coke (for the complete restoration of cinder iron). At the same time, zinc, lead and other volatile components are quite fully recovered in sublimates, and iron up to 96.3% is converted to cast iron, which is close in composition to foundry. However, the method (prototype) does not provide the extraction, first of all, of noble metals into an independent product suitable for subsequent chemical and metallurgical processing, which is the main disadvantage of the prototype, reducing its practical value. In other words, the method (prototype) can find application only for the processing of pyrite cinders that do not contain precious metals. When used, for example, for processing domestic pyrite cinder, the bulk of copper (80-95%) and precious metals (90-95%) will accumulate in the metal. However, the multiplicity of its enrichment in gold and silver (in comparison with the initial pyrite cinder), as well as their concentration in it, will be relatively low (due to the large yield of the extracting phase — an iron-based alloy), which will complicate its subsequent processing and extraction from it gold and silver. Another bottleneck of the prototype is the allocation at the melting stage of the recovered cinder calc-silicate slag, which is an intermediate in need of disposal.
Техническим результатом настоящего изобретения является создание способа переработки пиритных огарков, обеспечивающего извлечение всех присутствующих в них ценностей в целевые продукты и аккумулирование нерудных компонентов огарка в неорганическом материале, отвечающем требованиям, предъявляемым к глиноземистым цементам (шлакам). The technical result of the present invention is the creation of a method of processing pyrite cinders, providing the extraction of all the values present in them into target products and the accumulation of non-metallic components of cinder in an inorganic material that meets the requirements for aluminous cements (slags).
Для достижения технического результата в известном способе переработки пиритных огарков, включающем стадии нагрева огарков и последующее их расплавление в присутствии флюсов и углеродистого восстановителя, согласно изобретению нагрев огарков и их расплавление осуществляют с добавками смесей флюсов, составленных из CaO и Al2O3-содержащих материалов в соотношении 0,5-1,0: 1,0 и взятых в количестве 40-100% от массы огарка, а получаемый при этом сплав на основе железа подвергают обработке твердыми окислителями, содержащими сульфат кальция и взятыми в количестве 50-80% от массы сплава. Предусматривается использование в качестве:
CaO-содержащих материалов известняка обожженной отвальной бокситовой породы (40,0-45,0% CaO, 5,0-15,0% SiO2, 5,0-15,0% Fe2O3, 5,0-12,0% Al2O3, 1,0-5,0% MgO);
Al2O3-содержащих материалов некондиционное алюмо-карбонатное сырье (35,0-45,0% Al2O3, 3,5-6,0% SiO2, 12,0-17,0% CaO, 10,0-15,0% Fe, 1,0-2,0% S);
твердых окислителей гипссодержащих отходов химической промышленности (фосфогипс, фторгипс и др.).To achieve a technical result in the known method of processing pyrite cinder, including the stage of heating cinder and their subsequent melting in the presence of fluxes and a carbon reducing agent, according to the invention, cinder heating and their melting is carried out with additives of mixtures of fluxes composed of CaO and Al 2 O 3 -containing materials in a ratio of 0.5-1.0: 1.0 and taken in an amount of 40-100% of the mass of the cinder, and the resulting iron-based alloy is subjected to treatment with solid oxidizing agents containing calcium sulfate and taken and in an amount of 50-80% by weight of the alloy. It is intended to be used as:
CaO-containing limestone materials of calcined dump bauxite rock (40.0-45.0% CaO, 5.0-15.0% SiO 2 , 5.0-15.0% Fe 2 O 3 , 5.0-12, 0% Al 2 O 3 , 1.0-5.0% MgO);
Al 2 O 3 -containing materials substandard aluminum-carbonate raw materials (35.0-45.0% Al 2 O 3 , 3.5-6.0% SiO 2 , 12.0-17.0% CaO, 10.0 -15.0% Fe, 1.0-2.0% S);
solid oxidizing agents of gypsum-containing wastes of the chemical industry (phosphogypsum, fluorogypsum, etc.).
Способ осуществляют следующим образом. Пиритный огарок с указанными выше смесями флюсов нагревают (до 1100-1150oC) и расплавляют в присутствии углеродистого восстановителя (25-30% от массы огарка). Таким образом выделяют цинково-свинцовые возгоны (на переработку по известной технологии) и шлак в виде глиноземистого цемента (товарного продукта), а получаемый при этом донный продукт сплав на основе железа подвергают обработке (в жидком или твердом состоянии) гипссодержащим материалом, напр., фосфогипсом. Продуктами такой обработки являются:
обогащенный благородными металлами и медью металлосульфидный сплав на основе железа, (может быть переработан в переделе конвертирования, напр., медных штейнов с извлечением Au и Ag в черновую медь):
оксидно-сульфидный железо-кальциевый шлак (может быть использован в качестве сульфидизатора в процессах, напр., обеднения шлаков цветной металлургии, пиропереработки окисленных руд цветных металлов; возможен также вариант возврата части его в стадию плавки восстановленного огарка).The method is as follows. Pyrite cinder with the above mixtures of fluxes is heated (up to 1100-1150 o C) and melted in the presence of a carbon reducing agent (25-30% by weight of the cinder). Thus, zinc-lead sublimates (for processing according to the known technology) and slag in the form of alumina cement (commercial product) are isolated, and the iron-based alloy product obtained in this way is subjected to processing (in a liquid or solid state) with a gypsum-containing material, e.g. phosphogypsum. The products of such processing are:
iron-based metal sulphide alloy enriched with precious metals and copper (can be processed in the conversion range, for example, of matte with extraction of Au and Ag into blister copper):
oxide-sulfide iron-calcium slag (can be used as a sulfidizing agent in processes, for example, depletion of non-ferrous metallurgical slag, pyro-processing of oxidized non-ferrous metal ores; it is also possible to return part of it to the melting stage of the reduced cinder).
Заявляемое массовое соотношение флюсов обусловлено составами глиноземистого цемента (30-50% Al2O3, 35-45% CaO, 5-15% SiO2, 5-15% FeO + Fe2O3) и CaO-несущего материала. В случае использования в качестве последнего известняка и обожженной бокситовой породы (ОБП) их соотношения к алюмокарбонатному сырью (АКС) следует поддерживать равными соответственно 0,5-1,0:1,0 и 0,75-1,0:1.0. При увеличении или уменьшении этих соотношений нарушается прежде всего состав шлака, как цемента (либо но Al2O3, либо по CaO).The claimed mass ratio of fluxes is due to the composition of alumina cement (30-50% Al 2 O 3 , 35-45% CaO, 5-15% SiO 2 , 5-15% FeO + Fe 2 O 3 ) and CaO-bearing material. In the case of using as the last limestone and calcined bauxite rock (OBP), their ratio to alumocarbonate raw materials (ACS) should be maintained equal to 0.5-1.0: 1.0 and 0.75-1.0: 1.0, respectively. With an increase or decrease in these ratios, first of all, the composition of the slag, as cement (either Al 2 O 3 or CaO), is violated.
Нижний предельный расход смесей флюсов составляет 40% от массы огарка и он обусловлен необходимостью получения минимально возможного количества шлаков, отвечающих составам глиноземистого цемента. Максимальный расход флюсов - 100% от массы огарка ограничен энергозатратами и потерями ценностей со шлаком ввиду увеличения его выхода. The lower limit consumption of flux mixtures is 40% of the mass of the cinder and it is due to the need to obtain the smallest possible amount of slag corresponding to the composition of alumina cement. The maximum consumption of fluxes - 100% of the mass of the cinder is limited by energy consumption and loss of values with slag due to an increase in its output.
Ограничение расходных характеристик твердых окислителей (напр., фосфогипса) в пределах 50-80% от массы обрабатываемого сплава на основе железа диктуется физико-химическими особенностями реализуемых в системе Fe-CaSO4 реакций и необходимостью достижения определенной степени окисления металла для получения обогащенного Au и Ag металлизированного продукта на основе железа и оксидно-сульфидного феррокальциевого расплава (шлака), содержащего минимальное количество золота и серебра. При расходах твердого окислителя менее 50% обеспечивается получение оксидно-сульфидного железо-кальциевого шлака с низкой (отвальной) концентрацией золота и серебра. Однако при этом не достигается необходимая кратность обогащения получаемого металлизированного продукта благородными металлами из-за относительно низкой степени окисления железа (сплава) и перевода его в оксидно-сульфидный феррокальциевый расплав. Реализация же процесса обогащения сплава на основе железа при расходах твердого окислителя более 80% приводит к переокислению железа и переводу практически всей его части в гомогенный оксидно-сульфидный железокальциевый расплав (шлак).The limitation of the expenditure characteristics of solid oxidizing agents (e.g. phosphogypsum) within 50-80% of the mass of the processed iron-based alloy is dictated by the physicochemical features of the reactions realized in the Fe-CaSO 4 system and the need to achieve a certain degree of metal oxidation to obtain enriched Au and Ag a metallized product based on iron and oxide-sulfide ferrocalcium melt (slag) containing a minimum amount of gold and silver. When the costs of the solid oxidizer are less than 50%, the production of oxide-sulfide iron-calcium slag with a low (dump) concentration of gold and silver is ensured. However, this does not achieve the required degree of enrichment of the resulting metallized product with noble metals due to the relatively low degree of oxidation of iron (alloy) and its transfer to an oxide-sulfide ferro-calcium melt. The implementation of the enrichment process of an iron-based alloy at a solid oxidizer consumption of more than 80% leads to iron reoxidation and the conversion of almost its entire part to a homogeneous oxide-sulfide iron-calcium melt (slag).
В патентной и технической литературе не обнаружена совокупность признаков, присущая заявляемому объекту. Это дает основание сказать, что предлагаемый способ отличается от известных решений, обладает элементами новизны и соответствует критерию "изобретательский уровень". In the patent and technical literature not found a set of features inherent in the claimed object. This gives reason to say that the proposed method differs from the known solutions, has elements of novelty and meets the criterion of "inventive step".
Сведения, подтверждающие возможность осуществления изобретения. Information confirming the possibility of carrying out the invention.
Состоятельность и эффективность элементов предлагаемого способа переработки пиритных огарков подтверждена технологическими их испытаниями, выполненными в лабораторных и укрупненно-лабораторных масштабах. Полученные при этом основные результаты излагаются в нижеследующих примерах. The consistency and effectiveness of the elements of the proposed method of processing pyrite cinder confirmed by their technological tests performed on a laboratory and enlarged laboratory scales. The main results obtained in this way are presented in the following examples.
Пример 1. Пиритный огарок (0,31% Cu, 0,48% Zn, 0,15% Pb, 55,66% Fe, 1,36% S, 9,52% SiO2, 1,14% Al2O3, 1,29 г/т Au, 18,00 г/т Ag) подвергали нагреву (1100-1150oC) и плавке в присутствии коксовой мелочи (25% от массы огарка) и смесей флюсов, составленных из известняка и АКС в соотношении 0,6: 1,0 и взятых в количестве 40% от массы огарка. При этом был получен сплав на основе железа (Au - 1,95 г/т, Ag - 27,30 г/т, Cu - 0,47%, Fe - 90,5%, Si - 6,9%, C - 1,55%) и шлак, содержащий 42,1% Al2O3, 38,8% CaO, 5,2% FeO, 4,1 SiO2, 0,085% Cu, 0,098 г/т Au, 1,48 г/т Ag или, другими словами, отвечающий составам глиноземистого цемента. Их выход составил соответственно 64,5 и 30,5% от массы огарка, что отвечало извлечению 97,7% Au, 97,5% Ag и 97,4% Cu в сплав на основе железа. Что касается цинка и свинца, то они практически полностью были извлечены в возгоны.Example 1. Pyrite cinder (0.31% Cu, 0.48% Zn, 0.15% Pb, 55.66% Fe, 1.36% S, 9.52% SiO 2 , 1.14% Al 2 O 3 , 1.29 g / t Au, 18.00 g / t Ag) were heated (1100-1150 o C) and smelted in the presence of coke breeze (25% of the mass of the cinder) and mixtures of fluxes composed of limestone and ACS in ratio of 0.6: 1.0 and taken in an amount of 40% by weight of the cinder. An alloy based on iron was obtained (Au - 1.95 g / t, Ag - 27.30 g / t, Cu - 0.47%, Fe - 90.5%, Si - 6.9%, C - 1.55%) and slag containing 42.1% Al 2 O 3 , 38.8% CaO, 5.2% FeO, 4.1 SiO 2 , 0.085% Cu, 0.098 g / t Au, 1.48 g / t Ag or, in other words, corresponding to the composition of alumina cement. Their yield was 64.5 and 30.5% of the mass of the cinder, respectively, which corresponded to the extraction of 97.7% Au, 97.5% Ag and 97.4% Cu into an iron-based alloy. As for zinc and lead, they were almost completely recovered in sublimates.
Пример 2. Эксперименты по нагреву и последующему расплавлению огарка осуществляли аналогично примеру 1. Они отличались лишь тем, что в них была использована смесь флюсов, составленная из известняка и АКС в соотношении 0,75: 1 и взятая в количестве 70% от массы огарка. Продуктами плавок явились сплав на основе железа (Fe - 89,8%, Cu - 0,49%, Si - 7,2%, C - 1,6%, Au - 2,04 г/т, Ag - 28,45% г/т) и шлак (36,8% Al2O3, 39,9% CaO, 12,4% FeO, 4,0% SiO2, 0,018% Cu, 0,055 г/т Au, 0,667 г/т Ag). Их выход составил соответственно 62 и 54% от массы огарка, что отвечало извлечению в металл 97,6% Au, 98,0% Ag и 96,8% Cu.Example 2. The experiments on heating and subsequent melting of the cinder were carried out analogously to example 1. They differed only in that they used a mixture of fluxes composed of limestone and ACS in the ratio of 0.75: 1 and taken in the amount of 70% by weight of the cinder. The melting products were iron-based alloy (Fe - 89.8%, Cu - 0.49%, Si - 7.2%, C - 1.6%, Au - 2.04 g / t, Ag - 28.45 % g / t) and slag (36.8% Al 2 O 3 , 39.9% CaO, 12.4% FeO, 4.0% SiO 2 , 0.018% Cu, 0.055 g / t Au, 0.667 g / t Ag). Their yield was 62 and 54% of the mass of the cinder, respectively, which corresponded to the extraction of 97.6% Au, 98.0% Ag, and 96.8% Cu into the metal.
Пример 3. Пиритный огарок указанного выше состава подвергали нагреву и плавке в присутствии коксовой мелочи (28% от массы огарка) и добавок смесей флюсов, составленных из ОБП и АКС в соотношении 1:1 и взятых в количестве 80% от массы огарка. Выделенные при этом продукты плавок отличались несущественно от таковых, полученных в примерах 1 и 2. Так, сплав на основе железа содержал 89,6% Fe, 0,45% Cu, 7,9% Si, 1,5% C, 1,87 г/т Au и 26,06 г/т Ag, а шлак - 38,8% Al2O3, 37,3% CaO, 7,1% FeO, 6,7% SiO2, 1,6% MgO, 0,017% Cu, 0.067 г/т Au и 0,90 г/т Ag. Выход сплава составил 67%, а шлака - 60% от массы огарка, что соответствовало извлечению в сплав на основе железа золота - 96,9%, серебра - 97,0% и меди 96,8%.Example 3. The pyrite cinder of the above composition was heated and melted in the presence of coke breeze (28% of the cinder mass) and additives of flux mixtures composed of OBP and ACS in a ratio of 1: 1 and taken in the amount of 80% of the cinder mass. The melting products isolated in this case did not differ significantly from those obtained in examples 1 and 2. Thus, an alloy based on iron contained 89.6% Fe, 0.45% Cu, 7.9% Si, 1.5% C, 1, 87 g / t Au and 26.06 g / t Ag, and slag - 38.8% Al 2 O 3 , 37.3% CaO, 7.1% FeO, 6.7% SiO 2 , 1.6% MgO , 0.017% Cu, 0.067 g / t Au and 0.90 g / t Ag. The yield of the alloy was 67%, and the slag - 60% of the mass of the cinder, which corresponded to the extraction of gold - 96.9%, silver - 97.0% and copper 96.8% in the alloy based on iron.
Пример 4. Полученный в примере 1 сплав на основе железа подвергали окислению (1400-1450oC) фосфогипсом, содержащим 95,0% CaSO4, 0,5 H2O и взятым в количестве 72,0% от массы сплава. При этом был выделен обогащенный продукт на основе железа (76,7% Fe, 2,3% Si, 2,33% Cu, 12,5% S, 12,67 г/т Au, 177,80 г/т Ag) и оксидно-сульфидный шлак (65,6% FeO, 16,8% CaO, 8,5% S, 9,0% SiO2, 0,13% Cu, 0,034 г/т Au, 0,351 г/т Ag). Их выход составил 15 и 155% соответственно от массы исходного сплава, что отвечало извлечению в металлизированный продукт 97,3% Au, 98,0% Ag и 73,0% Cu. Кратность его обогащения находилась на уровне: Au - 6,5, Ag - 6,5 и Cu - 5,0. Сквозное извлечение Au, Ag и Cu из пиритного огарка оценено равным 95,1; 95,6 и 71,1%, соответственно.Example 4. The iron-based alloy obtained in Example 1 was oxidized (1400-1450 ° C) with phosphogypsum containing 95.0% CaSO 4 , 0.5 H 2 O and taken in an amount of 72.0% by weight of the alloy. An enriched product based on iron was isolated (76.7% Fe, 2.3% Si, 2.33% Cu, 12.5% S, 12.67 g / t Au, 177.80 g / t Ag) and oxide-sulfide slag (65.6% FeO, 16.8% CaO, 8.5% S, 9.0% SiO 2 , 0.13% Cu, 0.034 g / t Au, 0.351 g / t Ag). Their yield was 15 and 155%, respectively, of the mass of the initial alloy, which corresponded to the extraction of 97.3% Au, 98.0% Ag, and 73.0% Cu into the metallized product. The multiplicity of its enrichment was at the level of: Au - 6.5, Ag - 6.5 and Cu - 5.0. End-to-end extraction of Au, Ag and Cu from a pyrite cinder was estimated to be 95.1; 95.6 and 71.1%, respectively.
Пример 5. Окисляли сплав на основе железа, выделенный в примере 3. Эксперименты проводили при расходе фосфогипса 65,0% от массы сплава. Получен обогащенный продукт на основе железа (85,8% Fe, 4,9% Si, 0,75% Cu, 4,8% S, 7,64 г/т Au, 106,95 г/т Ag) и оксидно-сульфидный шлак, содержащий 63,8% FeO, 17,3% CaO, 9.0% S, 10,3% SiO2, 0,09% Cu, 0,023 г/т Au и 0,281 г/т Ag. Их выход составил 24 и 139% соответственно от массы исходного сплава, что соответствовало извлечению в обогащенный продукт 98,3% Au, 98,5% Ag, 60,0% Cu и кратности его обогащения по золоту - 4,1, серебру 4,1 и меди 1,7. Сквозное извлечение из пиритного огарка составило Au - 95,3%, Ag - 95,5% и Cu - 58,1%.Example 5. The iron-based alloy isolated in Example 3 was oxidized. The experiments were carried out at a phosphogypsum consumption of 65.0% by weight of the alloy. An enriched product based on iron was obtained (85.8% Fe, 4.9% Si, 0.75% Cu, 4.8% S, 7.64 g / t Au, 106.95 g / t Ag) and oxide sulfide slag containing 63.8% FeO, 17.3% CaO, 9.0% S, 10.3% SiO 2 , 0.09% Cu, 0.023 g / t Au and 0.281 g / t Ag. Their yield amounted to 24 and 139%, respectively, of the mass of the initial alloy, which corresponded to the extraction of 98.3% Au, 98.5% Ag, 60.0% Cu into the enriched product and the degree of its enrichment in gold - 4.1, silver 4, 1 and copper 1.7. Through recovery from the pyrite cinder was Au - 95.3%, Ag - 95.5% and Cu - 58.1%.
Таким образом, данные приведенных выше примеров свидетельствуют о перспективности и достаточно высокой эффективности предлагаемого технического решения, выражающейся в комплексной (безотходной) переработке пиритных огарков. Его реализация в промышленном производстве позволит:
- селективно перевести летучие компоненты (Zn, Pb и др.) огарка в возгоны, которые могут быть переработаны по известной технологии;
- аккумулировать нерудные компоненты в продукте - шлаке (Al2O3 - CaO - SiO2 - FeO), отвечающем требованиям, предъявляемым к глиноземистым цементам;
- получить высококонцентрированный по золоту и серебру металлизированный продукт на основе железа, который может быть вовлечен в переработку с извлечением благородных металлов в черновую медь;
- выделить оксидно-сульфидный железо-кальциевый шлак, пригодный по составам для использования в качестве сульфидизатора в процессах обеднения шлаков цветной металлургии и пирометаллургической переработки окисленных руд цветных металлов;
- вовлечь в переработку некондиционную по Al2O3 бокситовую руду и фосфогипс, являющийся многотоннажным отходом производства экстракционной фосфорной кислоты.Thus, the data of the above examples indicate the prospects and rather high efficiency of the proposed technical solution, expressed in a comprehensive (waste-free) processing of pyrite cinders. Its implementation in industrial production will allow:
- selectively transfer volatile components (Zn, Pb, etc.) cinder to sublimates that can be processed using known technology;
- accumulate non-metallic components in the product - slag (Al 2 O 3 - CaO - SiO 2 - FeO), which meets the requirements for aluminous cements;
- to obtain a highly concentrated metalized product based on iron on gold and silver, which can be involved in processing with the extraction of precious metals in blister copper;
- highlight oxide-sulfide iron-calcium slag, suitable in composition for use as a sulfidizer in the processes of depletion of slag non-ferrous metallurgy and pyrometallurgical processing of oxidized non-ferrous metals;
- involve bauxite ore and phosphogypsum, which is a large-tonnage waste from the production of extraction phosphoric acid, into processing Al 2 O 3 substandard.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000118920A RU2172788C1 (en) | 2000-07-17 | 2000-07-17 | Method of processing of pyrite cinders |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000118920A RU2172788C1 (en) | 2000-07-17 | 2000-07-17 | Method of processing of pyrite cinders |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2172788C1 true RU2172788C1 (en) | 2001-08-27 |
Family
ID=36712819
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2000118920A RU2172788C1 (en) | 2000-07-17 | 2000-07-17 | Method of processing of pyrite cinders |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2172788C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2394924C1 (en) * | 2009-09-10 | 2010-07-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Сибирский федеральный университет" | Procedure for processing sulphur wastes containing noble metals |
| CN115072686A (en) * | 2022-05-31 | 2022-09-20 | 湖北云翔聚能新能源科技有限公司 | Method for preparing battery-grade iron phosphate by using pyrite cinder |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU128608A1 (en) * | 1959-09-01 | 1959-11-30 | И.И. Кершанский | The method of preparation of lead cakes and pyrite Ogarkov to pyrometallurgical processing |
| SU1790230A1 (en) * | 1990-07-05 | 1996-03-20 | Приаргунский горно-химический комбинат | Method for complex processing of pyrite cinders |
-
2000
- 2000-07-17 RU RU2000118920A patent/RU2172788C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU128608A1 (en) * | 1959-09-01 | 1959-11-30 | И.И. Кершанский | The method of preparation of lead cakes and pyrite Ogarkov to pyrometallurgical processing |
| SU1790230A1 (en) * | 1990-07-05 | 1996-03-20 | Приаргунский горно-химический комбинат | Method for complex processing of pyrite cinders |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| J. of Metals, 1965, № 9, p.944-947. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2394924C1 (en) * | 2009-09-10 | 2010-07-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Сибирский федеральный университет" | Procedure for processing sulphur wastes containing noble metals |
| CN115072686A (en) * | 2022-05-31 | 2022-09-20 | 湖北云翔聚能新能源科技有限公司 | Method for preparing battery-grade iron phosphate by using pyrite cinder |
| CN115072686B (en) * | 2022-05-31 | 2024-01-02 | 湖北云翔聚能新能源科技有限公司 | Method for preparing battery-grade ferric phosphate from pyrite cinder |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Rostoker et al. | Direct reduction to copper metal by oxide--sulfide mineral interaction | |
| de Buzin et al. | EAF dust: An overview on the influences of physical, chemical and mineral features in its recycling and waste incorporation routes | |
| AU2004202870B2 (en) | Method for concentrating precious metals contained in leaching residue discharged from copper hydrometallurgical process | |
| CN102181662A (en) | Smelting method of low-sulfur copper concentrate | |
| CN111979423B (en) | Method for reinforced recovery of valuable metals in copper smelting slag by using gypsum slag | |
| EP4377023A1 (en) | Treatment of zinc leach residue | |
| Khasanov et al. | Technology for the Reduction of Iron Oxides in Fluidized Bed Furnaces | |
| CN101812598B (en) | Method for simultaneously smelting zinc dipping slag and zinc kiln slag by using blast furnace | |
| CN1310241A (en) | Reduction and sulfonium making smelting process with non-ferrous sulfide ore and sulfide containing material | |
| FI94538C (en) | Process for making fine-grained nickel stone and metallized stone | |
| US4135912A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| RU2172788C1 (en) | Method of processing of pyrite cinders | |
| Fan et al. | Review on iron recovery and cleaning of copper slag | |
| CN118813962A (en) | A method for co-processing lead-based hazardous waste and arsenic sulfide slag | |
| RU2065504C1 (en) | Charge for blast smelting of oxidized nickel-containing materials | |
| RU2025521C1 (en) | Method to process refractory gold-bearing sulfide raw material | |
| CN118813967A (en) | A method for recovering valuable metals and arsenic in arsenic-containing copper ash | |
| CN113584322B (en) | Smelting method and smelting system for copper-lead-zinc containing concentrate | |
| CN112143908B (en) | A smelting process for processing complex gold ore | |
| RU2114203C1 (en) | Method of recovering precious metals from silver-containing concentrates | |
| RU2094494C1 (en) | Method for processing pyrite-containing materials | |
| US3773494A (en) | Smelting of copper sulphide concentrates with ferrous sulphate | |
| RU2261929C2 (en) | Method of combined processing of copper-nickel cobalt-containing sulfide materials at different copper-to-nickel ratio | |
| RU2221062C1 (en) | Method of extraction of noble metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver | |
| Liao et al. | Study on recovering iron from smelting slag by carbothermic reduction |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20050718 |