RU2258754C1 - Charge for depletion of nickel-cobalt converter slags - Google Patents
Charge for depletion of nickel-cobalt converter slags Download PDFInfo
- Publication number
- RU2258754C1 RU2258754C1 RU2004111326A RU2004111326A RU2258754C1 RU 2258754 C1 RU2258754 C1 RU 2258754C1 RU 2004111326 A RU2004111326 A RU 2004111326A RU 2004111326 A RU2004111326 A RU 2004111326A RU 2258754 C1 RU2258754 C1 RU 2258754C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- nickel
- cobalt
- depletion
- aluminum
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 72
- QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N [Co].[Ni] Chemical compound [Co].[Ni] QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 3
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 32
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 26
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims abstract description 13
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 20
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 9
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 claims description 3
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 51
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 abstract description 27
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 abstract description 19
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 abstract description 19
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 16
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 3
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 3
- 239000004579 marble Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 35
- 238000000034 method Methods 0.000 description 24
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 17
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 11
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 8
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 8
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 7
- -1 ferrous metal oxides Chemical class 0.000 description 7
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 6
- 230000000779 depleting effect Effects 0.000 description 6
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 6
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 5
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 5
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 5
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 5
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 5
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 4
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 4
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 4
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 description 3
- MYWUZJCMWCOHBA-VIFPVBQESA-N methamphetamine Chemical compound CN[C@@H](C)CC1=CC=CC=C1 MYWUZJCMWCOHBA-VIFPVBQESA-N 0.000 description 3
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Chemical class [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000005486 sulfidation Methods 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000863 Ferronickel Inorganic materials 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 206010039509 Scab Diseases 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZGOFOSYUUXVFEO-UHFFFAOYSA-N [Fe+4].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] Chemical compound [Fe+4].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] ZGOFOSYUUXVFEO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 1
- IVMYJDGYRUAWML-UHFFFAOYSA-N cobalt(ii) oxide Chemical class [Co]=O IVMYJDGYRUAWML-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010835 comparative analysis Methods 0.000 description 1
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 1
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 238000009533 lab test Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 229910000753 refractory alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 1
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 1
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 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 цветной металлургии, в частности к технологии обеднения конвертерных шлаков, и может быть использовано при осуществлении процесса в электропечах, с выделением штейна и отвального шлака.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to the technology of depletion of converter slags, and can be used in the process in electric furnaces, with the release of matte and dump slag.
Методы обеднения, используемые для одновременного восстановления и сульфидирования оксидов цветных металлов и железа смесями колчедана и коксовой мелочи, применяются во многих технологических схемах. Как правило, такая схема обеднения всегда многостадийна, требует нескольких пирометаллургических операций и транспортировки расплавов. В целом процесс характеризуется высокими энергозатратами, низкой удельной производительностью и невысокой степенью обеднения шлака в одну стадию. Для улучшения экономических показателей процесса обеднения часто идут на снижение его стадийности, что не может положительно сказаться на степени обеднения шлака. В настоящее время разработано большое количество шихт и способов для обеднения шлаков. Для интенсификации электропечного обеднения шлаков конвертирования никелевых штейнов предлагается использовать в качестве обедняющего агента шихту, состоящую из пиритсодержащего сульфидизатора, углеродистого восстановителя и алюминийсодержащего материала.The depletion methods used for the simultaneous reduction and sulfidation of non-ferrous metal oxides and iron mixtures of pyrite and coke breeze are used in many technological schemes. As a rule, such a depletion scheme is always multistage, requires several pyrometallurgical operations and transportation of melts. In general, the process is characterized by high energy consumption, low specific productivity and a low degree of slag depletion in one stage. To improve the economic indicators of the depletion process, they often go to a decrease in its staging, which cannot positively affect the degree of depletion of slag. Currently, a large number of blends and methods for depleting slag have been developed. To intensify the electric furnace depletion of nickel matte conversion slags, it is proposed to use a mixture consisting of a pyrite-containing sulfidizing agent, a carbon reducing agent, and an aluminum-containing material as a depleting agent.
Согласно известному способу [1] конвертерные шлаки, содержащие 0-15% Cu, 0-15% Ni, 0-7% СоО, а также SiO2, Fe2О3, Al2О3, CaO, MgO, смешивают с одним из восстановителей - Al, СаС2, Fe - Si и подвергают плавке. В случае алюмотермического восстановления вводят 2-35% Al и до 70% CaO (от массы шихты). После нагрева и плавления образуется сплав на основе железа, экстрагирующий тяжелые цветные металлы, и отвальный силикатный шлак, который можно использовать для производства огнеупоров. Восстановление проводят в две стадии. На первой стадии, при добавлении малого количества восстановителя, образуется железистый штейн, в котором концентрируются цветные металлы. Этот штейн сливают и возвращают в голову процесса, например, на отражательную плавку. После добавления следующей порции восстановителя образуется железосиликатный шлак, обедненный по цветным металлам. Недостаток способа - образование тугоплавких сплавов на основе железа, стадийность процесса и высокие энергозатраты. Способ не предусматривает введения сульфидизатора.According to the known method [1], converter slags containing 0-15% Cu, 0-15% Ni, 0-7% CoO, as well as SiO 2 , Fe 2 O 3 , Al 2 O 3 , CaO, MgO, are mixed with one of the reducing agents are Al, CaC 2 , Fe - Si and is melted. In the case of aluminothermic reduction, 2-35% Al and up to 70% CaO (based on the mass of the charge) are introduced. After heating and melting, an iron-based alloy is formed that extracts heavy non-ferrous metals, and dump silicate slag, which can be used to produce refractories. Recovery is carried out in two stages. At the first stage, when a small amount of reducing agent is added, ferrous matte is formed in which non-ferrous metals are concentrated. This matte is drained and returned to the head of the process, for example, to reflective melting. After adding the next portion of the reducing agent, iron-silicate slag is formed, depleted in non-ferrous metals. The disadvantage of this method is the formation of refractory alloys based on iron, the stages of the process and high energy consumption. The method does not provide for the introduction of a sulfidizing agent.
По известному способу [2] обеднению подвергают шлаки плавки медно-никелевых концентратов, содержащие, %: 0,2-1,0 Cu, 0,1-1,0 Ni, 0,1-0,3 Со, 15-40 SiO2, 35-60 Fe2О3, 1-8 Al2О3, 2-20 СаО и 1-3 MgO. Шлак смешивают с углеродистым восстановителем (1-10% от массы шлака) и алюминием (5-30%), добавляют СаО и нагревают до плавления. При этом образуется металлический расплав на основе железа, в который переходят медь, никель и кобальт. Вторичный шлак, состоящий из силикатов кальция, алюминия и железа, становится отвальным. Для способа характерны те же недостатки, что и для предыдущего.According to the known method [2] depletion is subjected to slag smelting of copper-nickel concentrates containing,%: 0.2-1.0 Cu, 0.1-1.0 Ni, 0.1-0.3 Co, 15-40 SiO 2 , 35-60 Fe 2 O 3 , 1-8 Al 2 O 3 , 2-20 CaO and 1-3 MgO. Slag is mixed with a carbon reducing agent (1-10% by weight of slag) and aluminum (5-30%), CaO is added and heated until melting. In this case, an iron-based metal melt is formed, into which copper, nickel and cobalt pass. Secondary slag, consisting of silicates of calcium, aluminum and iron, becomes waste. The method has the same disadvantages as the previous one.
Способ [3] отличается тем, что в шлаковый расплав в токе азота под давлением 2,0-2,5 атм вдувают обедняющую смесь, состоящую из 10% отсевов алюминиевой стружки (класса - 5 мм), содержащей 52% алюминия, и 5% пиритного концентрата. В результате обеднения в штейн переходит 99% никеля, 92,5% меди и 98,3% кобальта. Отвальный шлак содержит не более 0,014% никеля, 0,085% - меди и 0,007% - кобальта. Указанный способ не применяют в промышленной практике в связи со сложностью конструкции агрегата, а также из-за абразивного и коррозионного износа фурм.The method [3] is characterized in that a lean mixture consisting of 10% screenings of aluminum shavings (class 5 mm) containing 52% aluminum and 5% is blown into the slag melt in a stream of nitrogen under a pressure of 2.0-2.5 atm. pyrite concentrate. As a result of depletion, 99% of nickel, 92.5% of copper and 98.3% of cobalt pass into matte. The dump slag contains not more than 0.014% nickel, 0.085% copper and 0.007% cobalt. The specified method is not used in industrial practice due to the complexity of the design of the unit, and also because of the abrasive and corrosive wear of the tuyeres.
В качестве прототипа взята шихта [4], для обеднения конвертерных шлаков, составленная из коксика (12-20%), мраморной крошки (2-6%) и сульфидизатора - колчедана (35-75%). Использование такой шихты при обеднении конвертерного шлака в электропечах обеспечивает выделение штейнов с 4,36-20,0% Ni, 0,7-2,9% Со и 5,0-29,4% железа металлического и шлака с 0,14% Ni и 0,124% Со. Среднее извлечение в штейн: кобальта 48,2%, никеля 79,6%. Для достижения высоких показателей но извлечению никеля и кобальта в штейн но этому способу требуется высокий расход реагентов шихты и электроэнергии. Так, удельный расход электроэнергии может достигать 555 кВт·час/т, расход коксика до 7,5%, а колчедана до 36,7% от веса конвертерного шлака. Кроме того, в результате получают бедный штейн. Способ не обеспечивает регулирования степени металлизации штейна и восстановления оксидов железа, никеля и кобальта в необходимой степени, в связи с чем потери последних со шлаком остаются высокими, а извлечение в штейн - низким.A mixture [4] was taken as a prototype, for depletion of converter slag, made up of coke (12–20%), marble chips (2–6%) and sulfidization – pyrites (35–75%). The use of such a mixture with depletion of converter slag in electric furnaces ensures the release of mattes with 4.36-20.0% Ni, 0.7-2.9% Co and 5.0-29.4% metallic iron and slag with 0.14% Ni and 0.124% Co. The average recovery in matte: cobalt 48.2%, nickel 79.6%. To achieve high performance but the extraction of Nickel and cobalt in matte, but this method requires a high consumption of charge reagents and electricity. Thus, the specific energy consumption can reach 555 kW · h / t, coke consumption up to 7.5%, and pyrite up to 36.7% of the weight of converter slag. In addition, the result is poor matte. The method does not provide regulation of the degree of metallization of matte and the reduction of iron, nickel and cobalt oxides to the necessary degree, and therefore the losses of the latter with slag remain high, and the extraction into matte is low.
Задачей, на решение которой направлено предлагаемое изобретение, является разработка состава шихты для обеднения шлаков, обеспечивающей повышение технико-экономических показателей процесса конвертирования.The problem to which the invention is directed, is to develop the composition of the mixture for depletion of slag, providing an increase in the technical and economic indicators of the conversion process.
Техническим результатом при использовании изобретения является снижение потерь кобальта и никеля с отвальными шлаками, повышение извлечения ценных компонентов в штейн и уменьшение удельного расхода электроэнергии и реагентов.The technical result when using the invention is to reduce losses of cobalt and nickel with waste slag, increase the extraction of valuable components in matte and reduce the specific consumption of electricity and reagents.
Указанный результат достигается тем, что известная шихта для обеднения никель-кобальтсодержащих конвертерных шлаков, включающая коксик, мраморную крошку и сульфидизатор, согласно изобретению, дополнительно содержит алюминийсодержащий шлак от переработки вторичного алюминия при следующем соотношении ингредиентов, % по массе:The specified result is achieved by the fact that the known mixture for depletion of Nickel-cobalt-containing converter slag, including coke, marble chips and sulfidizing agent, according to the invention, additionally contains aluminum-containing slag from recycling of secondary aluminum in the following ratio of ingredients,% by weight:
Сущность изобретения заключается в том, что предлагаемый состав шихты, включающий алюмосодержащий шлак (30-40% Alобщ, 8-25% Alмет, 8-10% Feобщ, 4-8% Feмет, 10-20% Siобщ, 5-8% Siмет, 2-8% MgO и 0,8% СаО) позволяет создать в печи условия для повышения производительности процесса и комплексности использования сырья. В этом случае металлический алюминий будет выполнять роль активного восстановителя, как за счет прямого восстановления оксидов металлов, так и образования Al2S3, являющимся активным сульфидизатором и восстановителем, а оксиды алюминия и кремния, содержащиеся в алюминиевом шлаке, будут способствовать лучшему разделению продуктов плавки. Кроме того, при использовании в качестве восстановителя алюминийсодержащих шлаков решается важная проблема их утилизации. Шихта с добавками алюминийсодержащего шлака требует меньшей продолжительности прямого восстановления шлака коксом и газами, что увеличивает производительность электропечи. При малых (менее 2,0%) добавках алюминийсодержащего шлака указанные положительные эффекты не проявляются в связи с нехваткой алюминия на восстановление железа шлака. Добавка шлака сверх указанного предела (20,0%) ведет к избыточной металлизации штейна, выделению ферроникелевых настылей на поду печи и повышению температуры процесса. Кроме того, поступление большого количества оксидов алюминия и кремния делает отвальный шлак тугоплавким, увеличивает его вязкость и, следовательно, ухудшает разделение продуктов плавки. Сульфидизатор, в качестве которого применяют пиритсодержащий материал (колчедан), обеспечивает сульфидирование цветных металлов и образование легкоплавкого штейна. Мраморная крошка позволяет получить легкоплавкий сульфидный расплав системы CaO-FeS, также являющийся активным обедняющим агентом. При его количестве менее 6,0% повышается температура плавления шлака и растут потери цветных металлов. Введение большого количества мраморной крошки (более 10,0%) требует увеличения расхода электроэнергии и мало сказывается на дальнейшем снижении потерь металлов со шлаком. Указанное количество коксика в составе шихты обеспечивает необходимую восстановительную атмосферу в электропечи. При его количестве менее 15% не удается достичь требуемой металлизации штейна, а введение более 25,0% - снижает производительность печи и не влияет на потери металлов. Следует отметить, что при высоком расходе коксика образуются тугоплавкие "корки" на поверхности расплава и требуется окисление углерода воздухом.The essence of the invention lies in the fact that the proposed composition of the charge, including aluminum-containing slag (30-40% Al total , 8-25% Al met , 8-10% Fe total , 4-8% Fe met , 10-20% Si total , 5-8% Si meth , 2-8% MgO and 0.8% CaO) allows you to create conditions in the furnace to increase the productivity of the process and the complexity of the use of raw materials. In this case, aluminum metal will play the role of an active reducing agent, both due to the direct reduction of metal oxides and the formation of Al 2 S 3 , which is an active sulfidizing agent and reducing agent, while the aluminum and silicon oxides contained in aluminum slag will contribute to a better separation of smelting products . In addition, when using aluminum-containing slag as a reducing agent, the important problem of their disposal is solved. The mixture with the addition of aluminum-containing slag requires a shorter duration of direct reduction of the slag with coke and gases, which increases the productivity of the electric furnace. With small (less than 2.0%) additives of aluminum-containing slag, these positive effects do not appear due to a lack of aluminum on the reduction of slag iron. The addition of slag in excess of the specified limit (20.0%) leads to excess metallization of matte, the release of ferronickel deposits on the hearth of the furnace and an increase in the process temperature. In addition, the receipt of a large amount of aluminum and silicon oxides makes the slag refractory, increases its viscosity and, therefore, affects the separation of the smelting products. The sulfidizing agent, which is used as a pyrite-containing material (pyrites), provides sulfidation of non-ferrous metals and the formation of low-melting matte. Marble chips make it possible to obtain a low-melting sulfide melt of the CaO-FeS system, which is also an active depleting agent. When its amount is less than 6.0%, the melting point of the slag rises and non-ferrous metal losses increase. The introduction of a large amount of marble chips (more than 10.0%) requires an increase in energy consumption and has little effect on a further reduction in the loss of metals with slag. The specified amount of coke in the mixture provides the necessary reducing atmosphere in the electric furnace. With its amount of less than 15%, it is not possible to achieve the required matte metallization, and the introduction of more than 25.0% reduces the productivity of the furnace and does not affect the loss of metals. It should be noted that with a high consumption of coke, refractory “crusts” are formed on the surface of the melt and carbon oxidation by air is required.
Сопоставительный анализ заявляемого решения с прототипом и аналогами показал, что шихта отличается от известных шихт для обеднения никельсодержащих шлаков использованием алюминийсодержащих шлаков от выплавки вторичного алюминия и соотношением ингредиентов. Оптимальный состав шихты обеспечивает получение отвальных по кобальту и никелю шлаков. Таким образом, сравнение заявляемого решения с другими техническими решениями в данной области техники позволяет сделать вывод о его соответствии изобретательскому уровню.A comparative analysis of the proposed solution with the prototype and analogues showed that the charge differs from the known charges for depletion of nickel-containing slag using aluminum-containing slag from the smelting of secondary aluminum and the ratio of ingredients. The optimal composition of the charge ensures the production of slag by cobalt and nickel. Thus, a comparison of the proposed solutions with other technical solutions in the art allows us to conclude that it corresponds to the inventive step.
Примеры использования шихты по данным испытаний.Examples of the use of the mixture according to the test data.
Испытания способа проведены в лабораторных и промышленных условиях.Testing of the method was carried out in laboratory and industrial conditions.
С целью исключения сильного вспенивания расплава при добавлении алюминийсодержащего шлака его подвергали предварительной сушке, совместно с остальными компонентами шихты.In order to exclude strong foaming of the melt upon addition of aluminum-containing slag, it was subjected to preliminary drying, together with the remaining components of the charge.
Пример 1. Конвертерный шлак (0,79% Ni, 0,52% Со, 0,50% Feмет, 53-55% Feобщ, 1,1% S, 21-25% SiO2, 0,8% CaO, 0,9% MgO и 0,3% Cr2О3) загружали в тигель, который устанавливали в печь, разогретую до 1250-1300°С. После расплавления на шлак загружали обедняющие агенты - алюминийсодержащий шлак (34,6% Alобщ, 9,7% Alмет, 8,5% Feобщ, 14,6% SiO2, 2,5% MgO, 0,8% CaO), колчедан (50,4% S, 44,0% Fe, 0,2% Cu), коксик (78,0% С, 0,4% S и 20,0% зольность) и мраморную крошку (51,9% CaO, 3,3% Al2O3, 1,8% Fe2O3, 0,9% MgO). Обедняющие агенты предварительно смешивали и подсушивали до влажности не более 4%. После загрузки материалов расплав выдерживали в течение 10-20 минут, тигель вынимали из печи, охлаждали, в продуктах плавки (шлаке и штейне) определяли содержание Ni, Co, Fe, S, SiO2. При использовании шихты заявляемого состава были получены шлаки с содержанием никеля 0,09-0,10% и кобальта - 0,07-0,11% и штейны, содержащие 6,8-8,3% никеля, 1,15-1,31% кобальта (таблица).Example 1. Converter slag (0.79% Ni, 0.52% Co, 0.50% Fe meth , 53-55% Fe total , 1.1% S, 21-25% SiO 2 , 0.8% CaO , 0.9% MgO and 0.3% Cr 2 O 3 ) were loaded into a crucible, which was installed in a furnace heated to 1250-1300 ° C. After melting, depleting agents were loaded onto the slag — aluminum-containing slag (34.6% Al total , 9.7% Al met , 8.5% Fe total , 14.6% SiO 2 , 2.5% MgO, 0.8% CaO ), pyrites (50.4% S, 44.0% Fe, 0.2% Cu), coke (78.0% C, 0.4% S and 20.0% ash) and marble chips (51.9 % CaO, 3.3% Al 2 O 3 , 1.8% Fe 2 O 3 , 0.9% MgO). The depleting agents were pre-mixed and dried to a moisture content of not more than 4%. After loading the materials, the melt was held for 10-20 minutes, the crucible was removed from the furnace, cooled, and the contents of Ni, Co, Fe, S, SiO 2 were determined in the smelting products (slag and matte). When using a charge of the claimed composition, slags with a nickel content of 0.09-0.10% and cobalt - 0.07-0.11% and mattes containing 6.8-8.3% nickel, 1.15-1, 31% cobalt (table).
При плавке шихты за пределами предлагаемого состава не достигается низкое содержание никеля и кобальта в отвальном шлаке.When melting the charge outside the proposed composition is not achieved a low content of Nickel and cobalt in dump slag.
Пример 2. Эксперименты выполнены в промышленном масштабе в электропечи мощностью 2500 кВт с площадью пода 25 м. В электропечь залили конвертерный шлак, на расплав подали обедняющие агенты - смесь алюминийсодержащего шлака, колчедана, коксика и мраморной крошки (составы по примеру 1). Исходный шлак содержал, %: 0,68-1,11 никеля, 0,17-0,25 кобальта, 21-25 диоксида кремния и 53-55 железа общего. По мере обеднения из печи сливали (температура 1300°С) обедненный шлак и заливали свежие порции конвертерного шлака. После обеднения шлак содержал 0,12-0,18% никеля и 0,06-0,13% кобальта. В приведенных примерах испытаний (таблица) было переработано от 72 до 1524 т шлака. Расход электроэнергии составил от 314 до 339 кВт·ч/т шлака. Полученный штейн содержал, %: 6,4-10,2 Ni; 0,84-1,08 Со; 62,0-62,2 Feобщ; 17,0-18,6 Feмет; 23,8-25,4 S. Степень извлечения из шлака в штейн составила 78,8-81,1% никеля и 47,3-56,6% кобальта.Example 2. The experiments were carried out on an industrial scale in an electric furnace with a capacity of 2500 kW with an area of 25 m. The converter slag was poured into the electric furnace, depleting agents were applied to the melt - a mixture of aluminum-containing slag, pyrites, coke and marble chips (compositions according to example 1). The initial slag contained,%: 0.68-1.11 nickel, 0.17-0.25 cobalt, 21-25 silicon dioxide and 53-55 total iron. In the process of depletion, depleted slag was poured out of the furnace (temperature 1300 ° С) and fresh portions of converter slag were poured. After depletion, the slag contained 0.12-0.18% nickel and 0.06-0.13% cobalt. In the above test examples (table), from 72 to 1524 tons of slag were processed. Electricity consumption ranged from 314 to 339 kWh / t of slag. The resulting matte contained,%: 6.4-10.2 Ni; 0.84-1.08 Co; 62.0-62.2 Fe total ; 17.0-18.6 Fe meth ; 23.8-25.4 S. The degree of extraction from slag to matte was 78.8-81.1% nickel and 47.3-56.6% cobalt.
Экономический эффект от применения данного способа обеднения достигается за счет повышения комплексности использования сырья и увеличения извлечения цветных металлов в штейн.The economic effect of the application of this depletion method is achieved by increasing the complexity of the use of raw materials and increasing the extraction of non-ferrous metals in matte.
- никельThe content in the original slag,%
- nickel
ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИSOURCES OF INFORMATION
1. Method of recovering metals and producing a secondary slag from base metal smelter slag: Пат. 5868872 США, МПК 6 С 22 В 5/04/ David Krofchak, Werner Dresler; Fenicem Minerals Inc.- № 815508; Заявл. 12.3.97; Опубл. 2.2.99.1. Method of recovering metals and producing a secondary slag from base metal smelter slag: Pat. 5868872 USA, IPC 6 C 22 V 5/04 / David Krofchak, Werner Dresler; Fenicem Minerals Inc.- No. 815508; Claim 12.3.97; Publ. 2.2.99.
2. Method of recovering metals and producing a secondary slag from base metal smelter slag: Пат. 5626646 США, МКИ 6 С 21 В 15/00/ Krofchak D.; Fenicem Minerals Inc.- № 663724; Заявл. 14.6.96; Опубл. 6.5.97.2. Method of recovering metals and producing a secondary slag from base metal smelter slag: Pat. 5626646 USA, MKI 6 C 21 V 15/00 / Krofchak D .; Fenicem Minerals Inc.- No. 663724; Claim 14.6.96; Publ. 6.5.97.
3. Резник И.Я., Ермаков Е.П., Шнеерсон Д.М. Никель: в 3 томах. Т.3. М.: Наука и технологии, 2003. - С.129-130.3. Reznik I.Ya., Ermakov EP, Shneerson DM Nickel: in 3 volumes. T.3. M.: Science and Technology, 2003. - S. 129-130.
4. Баитов А.А., Набойченко С.С., Пименов Л.И., Жуков В.П. Результаты одностадийного обеднения конвертерных шлаков//Цветная металлургия. 1997, № 2-3. С.10-13).4. Baitov A.A., Naboychenko S.S., Pimenov L.I., Zhukov V.P. The results of a one-stage depletion of converter slags // Non-ferrous metallurgy. 1997, No. 2-3. S.10-13).
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2004111326A RU2258754C1 (en) | 2004-04-13 | 2004-04-13 | Charge for depletion of nickel-cobalt converter slags |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2004111326A RU2258754C1 (en) | 2004-04-13 | 2004-04-13 | Charge for depletion of nickel-cobalt converter slags |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2258754C1 true RU2258754C1 (en) | 2005-08-20 |
Family
ID=35846089
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2004111326A RU2258754C1 (en) | 2004-04-13 | 2004-04-13 | Charge for depletion of nickel-cobalt converter slags |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2258754C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114959279A (en) * | 2022-05-16 | 2022-08-30 | 中南大学 | Use rich SO 2 Method for diluting smelting slag by synergy of flue gas and gypsum solid waste |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1098968A1 (en) * | 1983-04-04 | 1984-06-23 | Всесоюзный Научно-Исследовательский И Проектный Институт Вторичных Цветных Металлов | Method for depleting slags from copper and copper and nickel production |
| US4814004A (en) * | 1987-05-29 | 1989-03-21 | Falconbridge Limited | Non-ferrous metal recovery |
| SU1735409A1 (en) * | 1990-05-31 | 1992-05-23 | Сибирский государственный проектный и научно-исследовательский институт цветной металлургии | Method for impoverishment of converter slag |
| RU2013456C1 (en) * | 1991-06-17 | 1994-05-30 | Уфалейский никелевый комбинат | Method for impoverishment of nickel-cobalt-containing converter slags |
-
2004
- 2004-04-13 RU RU2004111326A patent/RU2258754C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1098968A1 (en) * | 1983-04-04 | 1984-06-23 | Всесоюзный Научно-Исследовательский И Проектный Институт Вторичных Цветных Металлов | Method for depleting slags from copper and copper and nickel production |
| US4814004A (en) * | 1987-05-29 | 1989-03-21 | Falconbridge Limited | Non-ferrous metal recovery |
| SU1735409A1 (en) * | 1990-05-31 | 1992-05-23 | Сибирский государственный проектный и научно-исследовательский институт цветной металлургии | Method for impoverishment of converter slag |
| RU2013456C1 (en) * | 1991-06-17 | 1994-05-30 | Уфалейский никелевый комбинат | Method for impoverishment of nickel-cobalt-containing converter slags |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| БАЙТОВ А.А. и др. Результаты одностадийного обеднения конвертерных шлаков. Цветная металлургия. 1997, №2-3, с.10-13. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114959279A (en) * | 2022-05-16 | 2022-08-30 | 中南大学 | Use rich SO 2 Method for diluting smelting slag by synergy of flue gas and gypsum solid waste |
| CN114959279B (en) * | 2022-05-16 | 2023-01-17 | 中南大学 | A method for synergistically depleting smelting slag by utilizing SO2-rich flue gas and gypsum solid waste |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN115386736B (en) | Method for treating laterite-nickel ore by oxygen-enriched side-blown furnace | |
| KR100364934B1 (en) | Method of making iron and steel | |
| CA1162054A (en) | Process for the recovery of platinum group metals from refractory ceramic substrates | |
| CN107653381A (en) | The method of the production containing the slag melting and reducing of zinc and iron | |
| CN107267854B (en) | The smelting process and product of a kind of high carbon ferro-chrome | |
| WO2024031789A1 (en) | Method for producing high-nickel matte by means of reduction sulfidation smelting of laterite-nickel ore | |
| CN107663589A (en) | A kind of method by the nickeliferous mixing slag recovery valuable component with iron | |
| CN111705225A (en) | Method and device for preparing nickel matte | |
| CN103866076B (en) | A kind of compact type production method of austenitic stainless steel | |
| WO2006045254A1 (en) | A smelting process of ferronickel with nickel oxide ore containing of crystal water in a blast furnace | |
| CN100357470C (en) | Method for preparing ferro-titantium, steel and ferrovanadium from vanadium-titantium iron headings | |
| CN112877545A (en) | Method for recycling nickel, cobalt and iron by cooperatively treating waste nickel-hydrogen batteries through nickel smelting slag | |
| WO2006050658A1 (en) | A smelting process of ferronickel with nickel oxide ore free of crystal water in a blast furnace | |
| CN116024438A (en) | A kind of method of utilizing laterite nickel ore to produce nickel product | |
| CN103014369A (en) | Smelting process of both side-blown bath | |
| CN1040030C (en) | Method for producing high-grade nickel matte from at least partly pyrometallurgically refined nickel-bearing raw materials | |
| CN1190133A (en) | Melting of Ni laterite in making Ni alloyed iron or steel | |
| CN114317873A (en) | Steelmaking slagging process | |
| RU2258754C1 (en) | Charge for depletion of nickel-cobalt converter slags | |
| CN103667738B (en) | Oxygen-enriched side-blown dual-area bath smelting furnace and cupric complex feedstock refining matte method thereof | |
| CN110004271A (en) | Production process for controlling B-type inclusions in pipeline steel | |
| RU2065504C1 (en) | Charge for blast smelting of oxidized nickel-containing materials | |
| GB2067599A (en) | Recovery of Pt group metals | |
| RU2013456C1 (en) | Method for impoverishment of nickel-cobalt-containing converter slags | |
| CN100436618C (en) | Fusing agent used under high temperature fused state |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20100414 |