RU2828692C1 - Method for complex processing of slags of copper-smelting production - Google Patents
Method for complex processing of slags of copper-smelting production Download PDFInfo
- Publication number
- RU2828692C1 RU2828692C1 RU2023132043A RU2023132043A RU2828692C1 RU 2828692 C1 RU2828692 C1 RU 2828692C1 RU 2023132043 A RU2023132043 A RU 2023132043A RU 2023132043 A RU2023132043 A RU 2023132043A RU 2828692 C1 RU2828692 C1 RU 2828692C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- copper
- melting
- cast iron
- slags
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 59
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 23
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title claims abstract description 20
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 13
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 31
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 31
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 26
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 23
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 23
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 23
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 10
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 10
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 9
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 9
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 9
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 235000019353 potassium silicate Nutrition 0.000 claims abstract description 4
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract description 15
- 239000004575 stone Substances 0.000 abstract description 8
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000004035 construction material Substances 0.000 abstract 1
- 238000005272 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 17
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 9
- IYRDVAUFQZOLSB-UHFFFAOYSA-N copper iron Chemical compound [Fe].[Cu] IYRDVAUFQZOLSB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 5
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 4
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- 229910000640 Fe alloy Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- 241001417490 Sillaginidae Species 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910000288 alkali metal carbonate Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000008041 alkali metal carbonates Chemical class 0.000 description 3
- 150000001341 alkaline earth metal compounds Chemical class 0.000 description 3
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 3
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 3
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 3
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical class [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000881 Cu alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 2
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000604 Ferrochrome Inorganic materials 0.000 description 1
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- GXDVEXJTVGRLNW-UHFFFAOYSA-N [Cr].[Cu] Chemical compound [Cr].[Cu] GXDVEXJTVGRLNW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 1
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 230000000779 depleting effect Effects 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 239000003077 lignite Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 235000011837 pasties Nutrition 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
Abstract
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано для безотходной переработки шлаков медеплавильного производства с получением товарных продуктов, таких как, литейный чугун и щебень, пригодных для дальнейшего использования в металлургической промышленности и в качестве стройматериалов.The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used for waste-free processing of copper smelting slags to obtain commercial products such as cast iron and crushed stone, suitable for further use in the metallurgical industry and as building materials.
Известен способ переработки медьсодержащих отходов пирометаллургическим методом (заявка РФ 97112621, заявл. 23.07.1997 г., опубл. 27.02.1999 г., МПК С22В 7/00), включающий подготовку и загрузку шихтовых материалов в печной агрегат, проведение восстановительного цикла, разливку, отличающийся тем, что в качестве шихтовых материалов используют отработанный медный хромсодержащий катализатор, анодный осадок и известь при соотношении компонентов, равном соответственно 1:(0,35-0,55):(0,25-0,4), температуру расплава в восстановительный период доводят до температуры Тликв+150°С, сливают шлак, затем до температуры Тсолид+100°С расплав медленно охлаждают до полной кристаллизации и отстаивания феррохрома, после чего осуществляют дальнейшее охлаждение жидкого расплава для кристаллизации меди.A method is known for processing copper-containing waste by the pyrometallurgical method (RF application 97112621, declared on July 23, 1997, published on February 27, 1999, IPC C22B 7/00), including the preparation and loading of charge materials into a furnace unit, carrying out a reduction cycle, pouring, characterized in that the charge materials used are spent copper chromium-containing catalyst, anode sediment and lime in a component ratio equal to 1: (0.35-0.55): (0.25-0.4), respectively, the melt temperature during the reduction period is brought to a temperature of T liqu + 150 ° C, the slag is drained, then the melt is slowly cooled to a temperature of T solid + 100 ° C until complete crystallization and settling of the ferrochrome, after which further cooling of the liquid melt is carried out for the crystallization of copper.
Недостатком данного способа является наличие отходов производства в виде отвального шлака и невозможность использования способа для переработки медных шлаков.The disadvantage of this method is the presence of production waste in the form of waste slag and the impossibility of using the method for processing copper slag.
Известен также способ обеднения медьсодержащих шлаков (патент РФ №2105057, заявл. 3.10.1997 г., опубл. 20.02.1998 г., МПК С22В 7/04), включающий их обработку карбонатом щелочного металла при повышенной температуре при соотношении карбоната щелочного металла и соединения щелочноземельного металла 1:(2-3) и дозировке в печь полученной смеси карбонатов 23% от массы исходной меди, при расходе восстановителя 20-30% от массы полученной смеси карбоната щелочного металла и соединения щелочноземельного металла. В качестве соединения щелочноземельного металла используют карбонат кальция, оксид кальция.A method for depleting copper-containing slags is also known (RU Patent No. 2105057, filed 3.10.1997, published 20.02.1998, IPC C22B 7/04), which includes treating them with an alkali metal carbonate at an elevated temperature with a ratio of alkali metal carbonate to alkaline earth metal compound of 1:(2-3) and dosing the resulting carbonate mixture into the furnace at 23% of the mass of the original copper, with a reducing agent consumption of 20-30% of the mass of the resulting alkali metal carbonate and alkaline earth metal compound mixture. Calcium carbonate and calcium oxide are used as the alkaline earth metal compound.
Недостатком данного способа является наличие отходов производства в виде отвального шлака и потери железа в шлаке.The disadvantage of this method is the presence of production waste in the form of waste slag and the loss of iron in the slag.
Известен способ получения чугунных мелющих тел (патент РФ 2634535, заявл. 23.08.2016 г., опубл. 31.10.2017 г., МПК С21С), включающем подготовку шихты, содержащей в своем составе отходы медеплавильного производства, ее плавление и получение чугуна, разливку его в формы и извлечение из них отливок в виде мелющих тел. В качестве исходных материалов шихты используют смесь из шлака медеплавильного производства, содержащего медь от 0,7 до 2,4% и углеродистый восстановитель. Из полученной смеси изготавливают окатыши, которые высушивают и обжигают в восстановительной среде до получения металлизированных окатышей, загружают в дуговую печь и плавят с получением чугуна, который разливают в формы.A method for producing cast iron grinding media is known (RU Patent 2634535, filed on 23.08.2016, published on 31.10.2017, IPC C21C), which includes preparing a charge containing copper smelting waste, melting it and producing cast iron, pouring it into molds and extracting castings from them in the form of grinding media. The starting materials for the charge are a mixture of copper smelting slag containing copper from 0.7 to 2.4% and a carbonaceous reducing agent. Pellets are made from the resulting mixture, which are dried and fired in a reducing environment to obtain metallized pellets, loaded into an arc furnace and melted to obtain cast iron, which is poured into molds.
Недостатком данного способа является ограничение минимального содержания меди в шлаке 0,7%, двухстадийная технология, определяющая высокие энергетические затраты и наличие отходов производства в виде отвального шлака.The disadvantage of this method is the limitation of the minimum copper content in the slag to 0.7%, a two-stage technology that determines high energy costs and the presence of production waste in the form of waste slag.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к заявляемому изобретению является способ комплексной переработки шлаков медеплавильного производства (патент РФ 2195508, заявл. 31.05.2001 г., опубл. 27.12.2002 г., МПК С22В 7/04), включающий их многостадийную плавку при 1320-1350°С, получение двухфазного расплава - медно-железного сплава и обедненного шлака, проведение на первой стадии карботермической плавки шихты, содержащей исходный шлак, восстановитель - кокс и известь, последующий слив обедненного шлака, введение на последующих стадиях в расплав исходного шлака и осуществление цементационной плавки, отличающийся тем, что на первой стадии в состав шихты вводят избыток восстановителя и извести при следующем соотношении компонентов: исходный шлак, восстановитель, известь равном 1:(0,18-0,22):(0,23-0,25), а на последующих стадиях соотношение исходный шлак, медножелезный сплав поддерживают в пределах (3-5):1, цементационную плавку повторяют 5-6 раз до достижения содержания меди в медножелезном сплаве 15-18%, обедненные шлаки со всех стадий цементационной плавки объединяют и подвергают карботермическому восстановлению с получением безмедистого чугуна и отвального шлака.The closest in technical essence and achieved result to the claimed invention is a method for the complex processing of copper smelting slags (RU Patent 2195508, declared on 31.05.2001, published on 27.12.2002, IPC C22B 7/04), including their multi-stage melting at 1320-1350 °C, obtaining a two-phase melt - a copper-iron alloy and depleted slag, carrying out carbothermic melting of the charge containing the initial slag, a reducing agent - coke and lime at the first stage, subsequent draining of the depleted slag, introducing the initial slag into the melt at subsequent stages and performing cementation melting, characterized in that at the first stage an excess of reducing agent and lime is introduced into the charge composition in the following ratio of components: initial slag, reducing agent, lime equal to 1:(0.18-0.22):(0.23-0.25), and at subsequent stages the ratio of the initial slag to the copper-iron alloy is maintained within the range of (3-5):1, the cementation smelting is repeated 5-6 times until the copper content in the copper-iron alloy reaches 15-18%, the depleted slags from all stages of the cementation smelting are combined and subjected to carbothermic reduction to obtain copper-free cast iron and waste slag.
Недостатком способа-прототипа является наличие отходов производства в виде отвального шлака и высокие энергетические затраты, обусловленные многостадийной плавкой.The disadvantage of the prototype method is the presence of production waste in the form of waste slag and high energy costs due to multi-stage melting.
Задачей заявляемого способа является создание энергетически эффективной технологии безотходной переработки исходных медных шлаков и продуктов их переработки - железосодержащих хвостов флотации с получением кондиционных товарных продуктов: литейного чугуна и строительного щебня.The objective of the claimed method is to create an energy-efficient technology for waste-free processing of initial copper slags and their processing products - iron-containing flotation tailings - to obtain high-quality commercial products: cast iron and crushed stone.
Поставленная задача решается тем, что в известном способе комплексной переработки шлаков медеплавильного производства при карботермической плавке шихты, содержащей исходный шлак, восстановитель и известь, согласно изобретению карботермическую плавку осуществляют в одностадийном режиме. В состав шихты вводят жидкое стекло при следующем соотношении компонентов: исходный шлак, восстановитель, известь, жидкое стекло равном, соответственно, 1:(0,23-0,25):(0,27-0,30):(0,05-0,08), компоненты шихты перед плавкой брикетируют, плавку ведут при температуре 1380-1500°С.The stated problem is solved by the fact that in the known method of complex processing of copper smelting production slags during carbothermic melting of the charge containing the initial slag, reducing agent and lime, according to the invention, the carbothermic melting is carried out in a single-stage mode. Liquid glass is introduced into the charge composition at the following ratio of components: initial slag, reducing agent, lime, liquid glass equal to, respectively, 1: (0.23-0.25): (0.27-0.30): (0.05-0.08), the charge components are briquetted before melting, the melting is carried out at a temperature of 1380-1500 °C.
Предлагаемый способ, являясь безотходной технологией переработки шлаков медеплавильного производства, позволяет получить кондиционные товарные продукты - легированный чугун и строительный щебень за счет максимального извлечения из исходного шлака железа, кремния и меди, шлака в чугун. Брикетирование шихты способствует снижению энергетических затрат в процессе плавки. Полученный по заявляемому способу чугун относится к легированным литейным чугунам и соответствует ГОСТ 7769-82. Шлак одностадийной карботермической плавки может служить сырьем для производства щебня и является качественным сырьем для строительной промышленности. Одностадийный процесс плавки позволяет сократить расход электроэнергии и повысить энергетическую эффективность процесса.The proposed method, being a waste-free technology for processing copper smelting slag, allows obtaining quality commercial products - alloyed cast iron and crushed stone due to maximum extraction of iron, silicon and copper from the initial slag, slag into cast iron. Briquetting of the charge helps to reduce energy costs in the smelting process. The cast iron obtained by the claimed method is alloyed cast iron and complies with GOST 7769-82. Slag from single-stage carbothermic smelting can serve as raw material for the production of crushed stone and is a high-quality raw material for the construction industry. The single-stage smelting process allows to reduce energy consumption and increase the energy efficiency of the process.
Заявленное соотношение компонентов шихты обеспечивает полное восстановление оксидов железа и меди, образование чугуна и шлака в соответствии с требованиями ГОСТ 7769-82 и ГОСТ 32826-2014. Нижний предел соотношения компонентов шихты 1:0,23:0,27:0,05 обусловлен максимально допустимым содержанием серы в чугуне и прочностью брикетов. При меньшем соотношении, чем 1:0,23:0,27:0,05 содержание серы в чугуне возрастает выше 0,1%, а прочность брикетов снижается, что приводит к повышению потерь в плавке с пылеуносом. Верхний» предел соотношения компонентов шихты 1:0,25:0,30:0,08 обусловлен расходом электроэнергии. При большем соотношении, чем 1:0,25:0,30:0,08 возрастает расход электроэнергии на плавку за счет увеличения времени нагрева и плавления.The declared ratio of the charge components ensures complete reduction of iron and copper oxides, formation of cast iron and slag in accordance with the requirements of GOST 7769-82 and GOST 32826-2014. The lower limit of the charge component ratio of 1:0.23:0.27:0.05 is due to the maximum permissible sulfur content in cast iron and the strength of the briquettes. With a ratio lower than 1:0.23:0.27:0.05, the sulfur content in cast iron increases above 0.1%, and the strength of the briquettes decreases, which leads to an increase in melting losses due to dust entrainment. The upper limit of the charge component ratio of 1:0.25:0.30:0.08 is due to energy consumption. With a ratio higher than 1:0.25:0.30:0.08, the energy consumption for melting increases due to an increase in the heating and melting time.
Температурные пределы плавки обусловлены температурой плавления шлака. Нижний предел температуры плавки зависит от минимальной температуры плавления силикатного шлака при соотношении CaO/SiO2=0,89 и составляет 1380°С при содержании в шлаке 7% Al2O3 и 5% MgO. При температуре плавки ниже 1380°С шлак имеет тестообразное состояние и низкую десульфурирующую способность. Верхний предел температуры плавки определяется минимальной температурой плавления силикатного шлака при соотношении CaO/SiO2=0,95 и составляет 1500°С при содержании в шлаке 7% Al2O3 и 5% MgO, а также расходом электроэнергии на плавку. При температуре плавки выше 1500°С значительно возрастает расход электроэнергии на плавку.The melting temperature limits are determined by the melting temperature of the slag. The lower limit of the melting temperature depends on the minimum melting temperature of the silicate slag at a ratio of CaO/SiO 2 = 0.89 and is 1380 °C with a slag content of 7% Al 2 O 3 and 5% MgO. At a melting temperature below 1380 °C, the slag has a pasty state and low desulphurizing capacity. The upper limit of the melting temperature is determined by the minimum melting temperature of the silicate slag at a ratio of CaO/SiO 2 = 0.95 and is 1500 °C with a slag content of 7% Al 2 O 3 and 5% MgO, as well as the power consumption for melting. At a melting temperature above 1500 °C, the power consumption for melting increases significantly.
Пример. Проведена безотходная переработка шлаков медеплавильного производства АО «Карабашмедь». Использовали продукт переработки медного шлака - железосодержащие хвосты флотации состава, %: Feобщ - 39,74; CuO - 0,44; SiO2 - 29,00; CaO - 5,24. В качестве восстановителя использовали бурый уголь. Компоненты шихты смешивали, брикетировали и загружали в печь. Плавки по заявляемому изобретению проводились в электропечи сопротивления с трубчатым графитовым нагревателем в графитовом тигле в одну стадию. В результате плавки были получен чугун марки ЧХЗТ по ГОСТ 7769-82 «Чугун легированный для отливок со специальными свойствами». Выход чугуна из тонны железосодержащих хвостов флотации составил 42,8%. Полученный шлак соответствует ГОСТ 32826-2014 «Щебень и песок шлаковые». Выход силикатного шлака из тонны железосодержащих хвостов флотации составил 67,4-72,9%.Example. Waste-free processing of copper smelting production slags of JSC Karabashmed was carried out. The product of copper slag processing was used - iron-containing flotation tailings of the following composition, %: Fe total - 39.74; CuO - 0.44; SiO 2 - 29.00; CaO - 5.24. Brown coal was used as a reducing agent. The components of the charge were mixed, briquetted and loaded into the furnace. Melting according to the claimed invention was carried out in an electric resistance furnace with a tubular graphite heater in a graphite crucible in one stage. As a result of melting, cast iron of the ChKhZT brand was obtained according to GOST 7769-82 "Alloyed cast iron for castings with special properties". The yield of cast iron from a ton of iron-containing flotation tailings was 42.8%. The obtained slag complies with GOST 32826-2014 "Crushed stone and slag sand". The yield of silicate slag from a ton of iron-containing flotation tailings was 67.4-72.9%.
Выполнена также многостадийная плавка по прототипу. На первой стадии получен чугун, на котором производили последующие 6 цементационных плавок. В результате цементационных плавок получен железо-медный сплав с содержанием меди 11%. Выход железо-медного сплава из железосодержащих хвостов флотации составил 2,03%, а шлака 82,7%. Полученный на первой стадии и в результате цементационных плавок шлаки смешивали с углем, известью и проводили восстановительную плавку на чугун. Выход чугуна составил 38,3%, а отвального шлака 69,4% из тонны цементационного шлака. Полученный чугун не удовлетворяет требованиям ГОСТ 7769-82 «Чугун легированный для отливок со специальными свойствами» по содержанию серы. Отвальный шлак имеет повышенное содержание железа и не отвечает требованиям ГОСТ 32826-2014 «Щебень и песок шлаковые». Расход электроэнергии определяли по мощности и времени работы печи. Условия осуществления способа и характеристики получаемых продуктов приведены в таблице.Multistage smelting was also performed according to the prototype. At the first stage, cast iron was obtained, on which the subsequent 6 cementation smelts were performed. As a result of cementation smelts, an iron-copper alloy with a copper content of 11% was obtained. The yield of iron-copper alloy from iron-containing flotation tailings was 2.03%, and slag 82.7%. The slag obtained at the first stage and as a result of cementation smelts was mixed with coal, lime and a reduction smelting was carried out for cast iron. The yield of cast iron was 38.3%, and waste slag 69.4% from a ton of cementation slag. The obtained cast iron does not meet the requirements of GOST 7769-82 "Alloyed cast iron for castings with special properties" for sulfur content. Waste slag has an increased iron content and does not meet the requirements of GOST 32826-2014 "Crushed stone and slag sand". Electricity consumption was determined by the power and operating time of the furnace. The conditions for implementing the method and the characteristics of the obtained products are given in the table.
Как видно из приведенных примеров и данных таблицы, использование заявляемого способа безотходной переработки шлаков медеплавильного производства по сравнению с известным способом, взятым за прототип, обеспечивает следующие технико-экономические преимущества:As can be seen from the examples and data in the table, the use of the claimed method of waste-free processing of copper smelting slags, compared to the known method taken as a prototype, provides the following technical and economic advantages:
- создание безотходной технологии с получением кондиционных товарных продуктов: легированного чугуна по ГОСТ 7769-82 и шлака, отвечающего требованиям ГОСТ 32826-2014 «Щебень и песок шлаковые»;- creation of a waste-free technology for obtaining high-quality commercial products: alloyed cast iron according to GOST 7769-82 and slag that meets the requirements of GOST 32826-2014 “Crushed stone and slag sand”;
- снижение энергозатрат.- reduction of energy costs.
Claims (1)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2828692C1 true RU2828692C1 (en) | 2024-10-16 |
Family
ID=
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1186674A1 (en) * | 1984-09-05 | 1985-10-23 | Среднеазиатский Научно-Исследовательский И Проектный Институт Цветной Металлургии | Method of depleting slag of copper smelting production |
| RU2195508C1 (en) * | 2001-05-31 | 2002-12-27 | Закрытое акционерное общество "Производственно-творческое предприятие "Резонанс" | Method of complex processing of slags of copper- smelting process |
| RU2555294C2 (en) * | 2013-11-08 | 2015-07-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Brass foundry sludge pyrometallurgical processing method |
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1186674A1 (en) * | 1984-09-05 | 1985-10-23 | Среднеазиатский Научно-Исследовательский И Проектный Институт Цветной Металлургии | Method of depleting slag of copper smelting production |
| RU2195508C1 (en) * | 2001-05-31 | 2002-12-27 | Закрытое акционерное общество "Производственно-творческое предприятие "Резонанс" | Method of complex processing of slags of copper- smelting process |
| RU2555294C2 (en) * | 2013-11-08 | 2015-07-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Brass foundry sludge pyrometallurgical processing method |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| WO2019071796A1 (en) | Method for recovering valuable components from mixed slag containing nickel and iron | |
| WO2019071788A1 (en) | Manufacturing method using copper and iron containing mixing slag | |
| WO2019071793A1 (en) | Method for recovering valuable component from slag containing copper | |
| CN104878289B (en) | High cerium mischmetal Antaciron and its production method | |
| WO2019071794A1 (en) | Method for recovering valuable components from mixed slag containing copper and iron | |
| WO2019071797A1 (en) | Method for producing mixed slag containing nickel and iron | |
| JPH0215130A (en) | Utilization of zinc-containing metallurgical dust and sludge | |
| CN103388082A (en) | Production method of crude copper and production device for production of crude copper | |
| CN105087864A (en) | Method for directly producing titanium carbide from vanadium titano-magnetite | |
| CN103484596B (en) | Semi-steel slagging agent and its preparation method and semi-steel steelmaking method | |
| CN110669943B (en) | Method for smelting vanadium-rich pig iron from vanadium-containing steel slag and vanadium extraction tailings | |
| RU2828692C1 (en) | Method for complex processing of slags of copper-smelting production | |
| CN101660064B (en) | Technique for preparing nickel-iron alloy | |
| CN102747231A (en) | Method for treating copper dross by induction electric furnace | |
| RU2734423C1 (en) | Red mud processing method | |
| CN103643094A (en) | Smelting method of high-carbon ferromanganese | |
| CN100500908C (en) | A kind of tungsten ore direct alloying steelmaking process | |
| CN100436618C (en) | Fusing agent used under high temperature fused state | |
| RU2131927C1 (en) | Method of pyrometallurgical processing of vanadium-containing and iron-ore materials | |
| CN105506271A (en) | Chromium ore composite pellet used for reduction in argon-oxygen refining furnace, production method and application thereof | |
| CN116287493A (en) | A method to improve the comprehensive utilization rate of steel slag | |
| RU2361940C2 (en) | Processing method of ilmenite concentrates | |
| CN113667786A (en) | Zero-emission production method for valuable elements vanadium and iron in tailings obtained by calcium method vanadium extraction | |
| CN107227402A (en) | A kind of method of water quenching nickel slag compounding copper tailings comprehensive utilization | |
| RU2247169C1 (en) | Method of production of complex siliceous ferro-alloy |