RU2315816C1 - Method for processing of return converter slag of nickel-cobalt production in mixed smelting of the same with agglomerate in shaft furnace - Google Patents
Method for processing of return converter slag of nickel-cobalt production in mixed smelting of the same with agglomerate in shaft furnace Download PDFInfo
- Publication number
- RU2315816C1 RU2315816C1 RU2006116334A RU2006116334A RU2315816C1 RU 2315816 C1 RU2315816 C1 RU 2315816C1 RU 2006116334 A RU2006116334 A RU 2006116334A RU 2006116334 A RU2006116334 A RU 2006116334A RU 2315816 C1 RU2315816 C1 RU 2315816C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- nickel
- slag
- converter slag
- cobalt
- tons
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 37
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 10
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title claims abstract description 8
- QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N [Co].[Ni] Chemical compound [Co].[Ni] QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 64
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 32
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims abstract description 13
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 10
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 11
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 11
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 claims description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 abstract description 13
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 abstract description 13
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 13
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 abstract 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 abstract 1
- 238000009872 cobalt metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 abstract 1
- 238000009868 nickel metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 4
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 4
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 4
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 3
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 2
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 2
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 2
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 2
- -1 sinter Substances 0.000 description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 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 металлургии никеля и кобальта.The invention relates to the metallurgy of Nickel and cobalt.
Известен способ (прототип) переработки оборотных конвертерных шлаков, образующихся в процессе конвертирования никелевого штейна, заключающийся в плавке в шахтной печи совместно с агломератом путем чередования загрузки отдельных шлаковых и агломерационных калош или отдельно шлаковых калош без агломерата [1].There is a method (prototype) of processing recycled converter slag formed during the conversion of nickel matte, which consists in smelting in a shaft furnace together with an agglomerate by alternating the loading of individual slag and agglomeration galoshes or separately slag galoshes without agglomerate [1].
«Небольшое количество оборотного конвертерного шлака при совместной плавке с агломератом загружали в шахтную печь, чередуя калоши агломерационной шихты и оборотного шлака» [2].“A small amount of reverse converter slag during joint smelting with sinter was loaded into a shaft furnace, alternating galoshes of sinter charge and reverse slag” [2].
Недостатком известного способа является низкое извлечение никеля и кобальта в штейн из конвертерного оборотного шлака и увеличение потерь никеля и кобальта со шлаками шахтных печей, а также ограниченная возможность плавки его совместно с агломератом при повышенном содержании железа в агломерате.The disadvantage of this method is the low extraction of nickel and cobalt into matte from the converter circulating slag and the increase in losses of nickel and cobalt with slag from shaft furnaces, as well as the limited possibility of smelting it together with an agglomerate with an increased iron content in the agglomerate.
Техническим результатом изобретения является увеличение извлечения никеля и кобальта в штейн из оборотного конвертерного шлака и снижение потерь никеля и кобальта с отвальными шлаками шахтных печей при совместной плавке оборотного конвертерного шлака с агломератом.The technical result of the invention is to increase the extraction of nickel and cobalt into matte from recycled converter slag and to reduce losses of nickel and cobalt with dump slag from shaft furnaces during joint melting of reverse converter slag with agglomerate.
Технический результат достигается за счет плавки агломерационной шихты, включающей агломерат, кокс в количестве 21-23% к агломерату, смесь известняка с серным колчеданом соотношением (2-6):1 или в весовом соотношении 170:(25-75) в количестве 24-25% к агломерату.The technical result is achieved by melting the sinter mixture, including sinter, coke in an amount of 21-23% to sinter, a mixture of limestone with pyrites with a ratio of (2-6): 1 or in a weight ratio of 170: (25-75) in an amount of 24- 25% to sinter.
Способ отличается тем, что в калошу агломерационной шихты дополнительно вводится смесь, состоящая из оборотного конвертерного шлака и серного колчедана в соотношении (9-14):1. Расход кокса увеличивается на 8,5-9,5% от массы оборотного конвертерного шлака.The method is characterized in that a mixture consisting of recycled converter slag and sulfur pyrite in the ratio (9-14): 1 is additionally introduced into the galoshes of the sinter charge. Coke consumption increases by 8.5–9.5% of the mass of recycled converter slag.
Введение в шихту оксида железа в виде оборотного конвертерного шлака позволяет сократить расход основного флюса (известняка) на плавку агломерата и, в сочетании с серным колчеданом и коксом, восстановить и просульфидировать часть оксидов железа оборотного шлака и за счет обменных реакций обеднить отвальный шлак шахтных печей по никелю и кобальту, таким образом повысить извлечение цветных металлов в штейн.The introduction of iron oxide in the form of a reverse converter slag reduces the consumption of the main flux (limestone) for sintering and, in combination with pyrites and coke, restore and sulfide some of the iron oxides of the reverse slag and, due to exchange reactions, deplete the waste slag from shaft furnaces by nickel and cobalt, thus increasing the extraction of non-ferrous metals into matte.
Пример 1 (прототип). В шахтную печь в течение месяца загрузили 122187 т агломерата, содержащего 1,12% никеля (1368,5 т); 22,05% железа, 43% двуокиси кремния; 10,5% оксида магния, 4780 т оборотного конвертерного шлака, содержащего 0,81% никеля (38,72 т), 0,21% кобальта. Загрузку шлака вели отдельными калошами, чередуя с агломерационными калошами.Example 1 (prototype). 122187 tons of sinter containing 1.12% nickel (1368.5 tons) were loaded into the shaft furnace during the month; 22.05% iron, 43% silicon dioxide; 10.5% magnesium oxide, 4780 tons of recycled converter slag containing 0.81% nickel (38.72 tons), 0.21% cobalt. Slag loading was carried out in separate galoshes, alternating with agglomeration galoshes.
На 1 т агломерата загрузили 218,6 кг кокса (26710 т), 180 кг известняка (21994 т), 90 кг серного колчедана (10997 т).218.6 kg of coke (26710 tons), 180 kg of limestone (21994 tons), 90 kg of sulfur pyrite (10997 tons) were loaded per ton of sinter.
На 1 т оборотного шлака загрузили 180 кг известняка (860,4 т), 90 кг (430,2 т) серного колчедана и 93 кг кокса (444,54 т).180 kg of limestone (860.4 tons), 90 kg (430.2 tons) of pyrites and 93 kg of coke (444.54 tons) were loaded per ton of slag.
Таким образом, загрузка оборотного шлака составила 3,91% от массы агломерата (2,83% по никелю). Загружено кокса 27154,6 т; известняка 22854,4 т, серного колчедана 11427,2 т.Thus, the loading of recycled slag amounted to 3.91% by weight of the sinter (2.83% for nickel). Coke loaded 27154.6 tons; limestone 22854.4 tons, pyrites 11427.2 tons.
Получили никелевый штейн 9704 т, содержащий 11% никеля (1067,4 т), 0,59% кобальта; отвальный шлак 129028 т, содержащий 0,19% никеля (245,3 т), 0,05% кобальта, 25,2% железа, 42,7% двуокиси кремния, 8,8% оксида кальция, 10,4% оксида магния, 5,5% оксида алюминия.Received a nickel matte of 9704 tons, containing 11% nickel (1067.4 tons), 0.59% cobalt; waste slag 129028 t, containing 0.19% nickel (245.3 t), 0.05% cobalt, 25.2% iron, 42.7% silica, 8.8% calcium oxide, 10.4% magnesium oxide , 5.5% alumina.
Извлечение никеля в штейн составило 75,85%.Nickel recovery in matte was 75.85%.
Удельный расход материалов на 1 т никеля в штейне составил, т:The specific consumption of materials per 1 ton of nickel in matte was, t:
кокса - 25,44; известняка - 21,4; серного колчедана - 10,7.coke - 25.44; limestone - 21.4; sulfur pyrite - 10.7.
Пример 2 (предлагаемый способ). В шахтную печь в течение месяца загрузили шихту, состоящую из 125181 т агломерата, содержащего 1,12 никеля (1402,0 т); 22,98% железа, 45,2% двуокиси кремния; 9,2% оксида магния, известняка из расчета 170 кг на 1 т агломерата (21281 т) и серного колчедана из расчета 80 кг на 1 т агломерата (10014,4 т). В шихту ввели особую смесь из 11139 т оборотного конвертерного шлака, содержащего 0,81% никеля (90,23 т), 0,3% кобальта; и серного колчедана из расчета 100 кг на 1 т оборотного шлака (1114 т). В шихту ввели кокс из расчета 218,6 кг на тонну агломерата и 93 кг на 1 т оборотного шлака.Example 2 (the proposed method). Within a month, a charge consisting of 125181 tons of agglomerate containing 1.12 nickels (1402.0 tons) was loaded into a shaft furnace; 22.98% iron; 45.2% silicon dioxide; 9.2% of magnesium oxide, limestone at the rate of 170 kg per 1 ton of agglomerate (21,281 tons) and sulfur pyrite at the rate of 80 kg per 1 ton of agglomerate (10,014.4 tons). A special mixture of 11139 tons of reverse converter slag containing 0.81% nickel (90.23 tons), 0.3% cobalt was introduced into the charge; and sulfur pyrite at the rate of 100 kg per 1 ton of recycled slag (1114 tons). Coke was introduced into the charge at the rate of 218.6 kg per ton of sinter and 93 kg per 1 ton of recycled slag.
Таким образом, загрузка оборотного шлака составила 8,9% от массы агломерата (6,1% по никелю). Загрузка кокса составила 28400,5 т, известняка - 21281 т, серного колчедана - 11128,4 т.Thus, the loading of recycled slag amounted to 8.9% of the mass of the sinter (6.1% for nickel). Coke loading amounted to 28,400.5 tons, limestone - 21,281 tons, pyrites - 11,128.4 tons.
Получили никелевый штейн 11735 т, содержащий 10,3% никеля (1208,7 т), 0,65% кобальта; отвальный шлак 139000 т, содержащий 0,16% никеля (222,4 т), 0,041% кобальта, 25,89% железа, 44,7% двуокиси кремния, 10,5% оксида кальция, 8,56% оксида магния, 4,94% оксида алюминия.Received nickel matte 11735 t, containing 10.3% nickel (1208.7 t), 0.65% cobalt; dump slag 139000 t, containing 0.16% nickel (222.4 t), 0.041% cobalt, 25.89% iron, 44.7% silicon dioxide, 10.5% calcium oxide, 8.56% magnesium oxide, 4 , 94% alumina.
Извлечение никеля в штейн из проплавленного сырья составило 81,0%.Extraction of nickel in matte from melted raw materials amounted to 81.0%.
Удельный расход материалов на 1 т никеля в штейне составил, т:The specific consumption of materials per 1 ton of nickel in matte was, t:
кокса - 23,5; известняка - 17,6; серного колчедана - 9,2.coke - 23.5; limestone - 17.6; sulfur pyrite - 9.2.
Таким образом, в предлагаемом способе по сравнению со способом-прототипом за счет повышения извлечения никеля из оборотного шлака и сокращения массы и содержания никеля в отвальном печном шлаке общее извлечение никеля в штейн увеличилось на 5,15 (абс.)%.Thus, in the proposed method, compared with the prototype method, by increasing the nickel recovery from recycled slag and reducing the mass and nickel content of the waste furnace slag, the total nickel recovery in matte increased by 5.15 (abs.)%.
Значительно сокращается удельный расход кокса и известняка на получение 1 т никеля в штейне.The specific consumption of coke and limestone for producing 1 ton of nickel in matte is significantly reduced.
Предлагаемый способ позволяет увеличить переработку оборотных конвертерных шлаков независимо от увеличения содержания железа в агломерате.The proposed method allows to increase the processing of recycled converter slag regardless of the increase in the iron content in the sinter.
Источники информацииInformation sources
1. Б.Н. Захаров, В.А. Воробьев. Шахтная плавка окисленных никелевых руд и конвертирование штейнов. М.: Металлургия, 1974, стр.25, 61, 82.1. B.N. Zakharov, V.A. Vorobiev. Mine smelting of oxidized nickel ores and matte conversion. M.: Metallurgy, 1974, p. 25, 61, 82.
2. Д.В. Пришлецов. Шахтная плавка окисленных никелевых руд. М.: Металлургиздат, 1955, стр.141.2. D.V. The aliens. Mine smelting of oxidized nickel ores. M.: Metallurgizdat, 1955, p. 141.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006116334A RU2315816C1 (en) | 2006-05-12 | 2006-05-12 | Method for processing of return converter slag of nickel-cobalt production in mixed smelting of the same with agglomerate in shaft furnace |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006116334A RU2315816C1 (en) | 2006-05-12 | 2006-05-12 | Method for processing of return converter slag of nickel-cobalt production in mixed smelting of the same with agglomerate in shaft furnace |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2315816C1 true RU2315816C1 (en) | 2008-01-27 |
Family
ID=39110011
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2006116334A RU2315816C1 (en) | 2006-05-12 | 2006-05-12 | Method for processing of return converter slag of nickel-cobalt production in mixed smelting of the same with agglomerate in shaft furnace |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2315816C1 (en) |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2118578A (en) * | 1982-04-07 | 1983-11-02 | Skf Steel Eng Ab | Method of recovering metals from liquid slag |
| US4445932A (en) * | 1982-07-12 | 1984-05-01 | Gosudarstvenny Proektny I Nauchno-Issledovatelsky Institut Gipronikel | Method of recovering ferronickel from oxidated nickel ores |
| RU2211252C2 (en) * | 2001-11-08 | 2003-08-27 | Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН | Process of reductive-sulfidizing blast smelting of oxidized nickel ores |
| RU2244028C1 (en) * | 2003-04-30 | 2005-01-10 | Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН | Method of depleting slags from smelting of oxidized nickel ores |
-
2006
- 2006-05-12 RU RU2006116334A patent/RU2315816C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2118578A (en) * | 1982-04-07 | 1983-11-02 | Skf Steel Eng Ab | Method of recovering metals from liquid slag |
| US4445932A (en) * | 1982-07-12 | 1984-05-01 | Gosudarstvenny Proektny I Nauchno-Issledovatelsky Institut Gipronikel | Method of recovering ferronickel from oxidated nickel ores |
| RU2211252C2 (en) * | 2001-11-08 | 2003-08-27 | Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН | Process of reductive-sulfidizing blast smelting of oxidized nickel ores |
| RU2244028C1 (en) * | 2003-04-30 | 2005-01-10 | Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН | Method of depleting slags from smelting of oxidized nickel ores |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ЗАХАРОВ Б.Н. и др. Шахтная плавка окисленных никелевых руд и конвертирование штейнов. - М.: Металлургия, 1974, с.25, 61, 82. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN102352423B (en) | Method for selecting and smelting titanium from vanadium titanomagnetite at low temperature | |
| CN101613825A (en) | The method of utilizing titanium, iron ore to produce titanium, steel work | |
| CN102168156A (en) | Iron and aluminum melting separation method for complicated and hard-dressing aluminum and iron intergrowth ore | |
| CN105907944A (en) | Method and system for treating metallurgical slag | |
| Khasanov et al. | Technology for the Reduction of Iron Oxides in Fluidized Bed Furnaces | |
| US5492554A (en) | Method for producing high-grade nickel matte from at least partly pyrometallurgically refined nickel-bearing raw materials | |
| US11635257B2 (en) | Smelting apparatus and metallurgical processes thereof | |
| US20220396851A1 (en) | Method for producing copper metal from copper concentrates without generating waste | |
| CN102191348B (en) | Technological method and device for producing high-grade nickel and stainless steel by using oxidized pellet method | |
| RU2401873C1 (en) | Procedure for processing oxidated nickel ore | |
| RU2315816C1 (en) | Method for processing of return converter slag of nickel-cobalt production in mixed smelting of the same with agglomerate in shaft furnace | |
| JP2011246760A (en) | Method of manufacturing ferromolybdenum, and ferromolybdenum | |
| Miller | The direct reduction of iron ore | |
| CN106148625B (en) | The system and method for direct-reduction processing iron-bearing material | |
| Singh et al. | Development of low-cost smelting reduction process using cupola furnace for efficient use of inferior grade manganese ores and rejects | |
| CN106148679A (en) | A kind of Application way of the lean josephinite of high aluminium profiles | |
| CN102181776A (en) | Technique and device for producing high-grade nickel and stainless steel by reduction pelletization | |
| CN205635723U (en) | System for handle metallurgical sediment | |
| Dube | The extraction of lead from its ores by the iron-reduction process: A historical perspective | |
| CN103789478B (en) | Massive iron ore Carbon cycle oxygen supplement direct-reduction produces metallization iron powder method | |
| RU2241760C1 (en) | Briquette as component of blast-furnace batch | |
| US4300949A (en) | Method for treating sulfide raw materials | |
| CN205907285U (en) | System for direct reduction handles iron raw matercal | |
| Zhukov et al. | Production of Manganese Alloys from Low-Grade Ores: a Modern Approach | |
| RU2134729C1 (en) | Method of processing oxidized nickel ores |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20140513 |