[go: up one dir, main page]

SU1671716A1 - Method of depletion of copper production slags - Google Patents

Method of depletion of copper production slags Download PDF

Info

Publication number
SU1671716A1
SU1671716A1 SU894704915A SU4704915A SU1671716A1 SU 1671716 A1 SU1671716 A1 SU 1671716A1 SU 894704915 A SU894704915 A SU 894704915A SU 4704915 A SU4704915 A SU 4704915A SU 1671716 A1 SU1671716 A1 SU 1671716A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
copper
slag
depletion
matte
clinker
Prior art date
Application number
SU894704915A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Анвар Абдуллаевич Юсупходжаев
Абдурашид Салиевич Хасанов
Владислав Павлович Щурчков
Валентин Петрович Быстров
Original Assignee
Алмалыкский Горно-Металлургический Комбинат Им.В.И.Ленина
Ташкентский Политехнический Институт Им.А.Р.Бируни
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Алмалыкский Горно-Металлургический Комбинат Им.В.И.Ленина, Ташкентский Политехнический Институт Им.А.Р.Бируни filed Critical Алмалыкский Горно-Металлургический Комбинат Им.В.И.Ленина
Priority to SU894704915A priority Critical patent/SU1671716A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1671716A1 publication Critical patent/SU1671716A1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относитс  к металлургии, в частности к способам обеднени  медьсодержащих шлаков. Целью изобретени   вл етс  повышение степени обеднени  шлаков. Способ обеднени  медьсодержащих шлаков состоит в том, что в процессе обеднени  шлаков используют полупродукты и отходы медного и цинкового производстваThis invention relates to metallurgy, in particular to methods for depletion of copper-containing slags. The aim of the invention is to increase the degree of slag depletion. The method of depletion of copper-containing slag is that in the process of depletion of slag using semi-products and waste copper and zinc production

в качестве сульфидизатора - хвосты свинцовой флотации, а в качестве восстановител  и дл  ошлаковани  примесей дополнительно используют клинкер цинкового производства и хвосты медной флотации обогатительной фабрики. 1 табл.Lead flotation tailings are used as a sulfidizer, and zinc production clinker and copper flotation tailings of a concentration plant are additionally used as a reducing agent and for slagging impurities. 1 tab.

Description

Изобретение относитс  к металлургии, в частности к способу обеднени  медьсодержащих шлаков.The invention relates to metallurgy, in particular, to a process for the depletion of copper-containing slags.

Целью изобретени   вл етс  повышение степени обеднени  шлаков.The aim of the invention is to increase the degree of slag depletion.

Способ обеднении шлаков конвертерного и КФП проводитс  следующим образом . Состав шлаков КФП следующий, %: Си 0,94, SI02 28,5. Fe 39 2: конвертерного шлака , %: Си 2,3, Si02 19,84, Fe 48,5, S 1,39, РеаОз 16.3: клинкера-цинкового производства , %. Си 2,0-3,5, С 18-25, 5Ю2 10-15. Fe 18-20; хвостов свинцовой флотации, %: Си 0,2-1,0, Fe 30, S 20-25, Si02 30-40, хвосты медной флотации, % Си 0,1-0,3, Si02 60-65. Ю-15.The method of depletion of converter slag and KPP is carried out as follows. The composition of the CFP slags is as follows,%: C 0.94, SI02 28.5. Fe 39 2: converter slag,%: Cu 2.3, Si02 19.84, Fe 48.5, S 1.39, ReaOz 16.3: clinker-zinc production,%. Si 2.0-3.5, C 18-25, U2 10-15. Fe 18-20; of lead flotation tailings,%: Cu 0.2-1.0, Fe 30, S 20-25, Si02 30-40, copper flotation tailings,% Cu 0.1-0.3, Si02 60-65. S-15.

П р и м е р 1. В конвертерный шлак, Смешанный с известью по известной технологии (5%) и расплавленный при 1300°С. в количестве 500 г загружают приготовленную восстановительно-сульфидизирующую смесь в твердом состо нии: клинкер 5% - 25 г; хвосты свин.ф. 10% - 50 г; хвосты медн. ф.PRI me R 1. In the converter slag, Mixed with lime by known technology (5%) and melted at 1300 ° C. in the amount of 500 g, the prepared reducing-sulfidizing mixture is loaded in the solid state: clinker 5% - 25 g; pig tails 10% - 50 g; copper tails f.

5% 25 г от массы шлака. Процесс обеднени  ведут при 1300°С в течение 2,5 ч. В 600 г расплава содержитс  12,637 г меди. Получают 100 г штейна, содержащего меди 6,5% (6,5 г), железа 53,2%, S 12,6%. В отвальном шлаке меди содержитс  1.27%. Извлечение меди в штейн составл ет 51,5%.5% 25 g of slag mass. The depletion process is carried out at 1300 ° C for 2.5 hours. 600 g of the melt contains 12.637 g of copper. Get 100 g of matte containing copper 6.5% (6.5 g), iron 53.2%, S 12.6%. Copper slag contains 1.27%. Copper recovery in matte is 51.5%.

П р и м е р 2. Процесс обеднени  осуществл ли по примеру 1 Обрабатывают конвертерный-шлак совместно со шлаком КФП (1:1) Шлаки КФП + конвер. составл ют 500 г. клинкер 5% - 25 г; хвосты свинцовой флотации 10% - 50 г; хвосты медной флотации 5% - 25 г. Всего смесь содержит 600 г с содержанием меди 9.237 г. Получают 92,0 г штейна с содержанием меди 5,1% (4.69 г); содержание меди в шлаке составл ет 0,90%. Извлечение меди в штейн 50,8%.PRI mme R 2. The process of depletion was carried out as in Example 1. Converter-slag was processed together with CFP slag (1: 1) CFP slag + convertible. 500 g. clinker 5% - 25 g; tailings of lead flotation 10% - 50 g; copper flotation tails 5% - 25 g. The total mixture contains 600 g with a copper content of 9.237 g. 92.0 g of matte with a copper content of 5.1% (4.69 g) are obtained; the copper content in the slag is 0.90%. Copper extraction in matte 50.8%.

П р и м е р 3. Процесс обеднени  осуществл ют по примеру 1.PRI me R 3. The depletion process is carried out as in Example 1.

Конвертерный шлак составл ет 500 г, клинкер 20% - 100 г; хвосты свинцовой фло (ЛThe converter slag is 500 g, the clinker 20% is 100 g; lead floe tails (L

СWITH

а -ч|ah |

XIXi

Ск Ck

тэции 20% - 100 г; хвосты медной флотации 15% - 75 г. Всего смесь содержит 775 г с содержанием меди 15,08 г.20% - 100 g; tailings of copper flotation 15% - 75 g. In total, the mixture contains 775 g with a copper content of 15.08 g.

Получают 109,1 г штейна с содержанием меди 12,3% (13,6 г).109.1 g of matte are obtained with a copper content of 12.3% (13.6 g).

Содержание меди в шлаке составл ет 0.30%. Извлечение меди в штейн - 90,6%.The copper content of the slag is 0.30%. Copper extraction in matte is 90.6%.

П р и м е р 4. Процесс обеднени  осуществл ют по примеру 1. Шлак КФП+конвер- терный составл ет 500 г; клинкер 20% - 100 г; хвосты свинцовой флотации 15% 75 г, хвосты медной флотации 20% - 100 г. Всего смесь содержит 775 г с содержанием меди 11,69 г.PRI me R 4. The depletion process is carried out as in Example 1. The CFP + converter slag is 500 g; clinker 20% - 100 g; lead flotation tailings 15% 75 g, copper flotation tails 20% - 100 g. The total mixture contains 775 g with a copper content of 11.69 g.

Получают 137,08 г штейна с содержани- ем меди 7,6% (10,41 г). Содержание меди в шлаке составл ет 0,28%. Извлечение меди в штейн - 89,2%.137.08 g of matte are obtained with a copper content of 7.6% (10.41 g). The copper content of the slag is 0.28%. Copper extraction in matte - 89.2%.

П р и м е р 5. Процесс обеднени  осуществл ют по примеру 1.Example 5: The depletion process is carried out as in Example 1.

Конвертерный шлак составл ет 500 г; клинкер 15% - 75 г; хвосты свинцовой флотации 15% - 75 г; хвосты медной флотации 10% - 50 г. Всего смесь содержит 700 г с содержанием меди 14,16 г. Получают 103,46 г штейна с содержанием меди 12,7% (13,142 г). Содержание меди в отвальном шлаке составл ет 0,21%. Извлечение меди в штейн - 92,8%.The converter slag is 500 g; clinker 15% - 75 g; tailings of lead flotation 15% - 75 g; tailings of copper flotation 10% - 50 g. The total mixture contains 700 g with a copper content of 14.16 g. 103.46 g of matte are obtained with a copper content of 12.7% (13.142 g). The copper content in the slag dump is 0.21%. Copper extraction in matte is 92.8%.

Примерб. Процесс обеднени  осуще- ствл ют по примеру 1. Шлаки КФП+конвер- терный составл ют меру500г; клинкер 15% -75 г; хвосты свинцовой флотации 15% - 75 г; хвосты медной флотации 10% - 50 г. Всего в смеси содержитс  700 г с содержанием меди 10,76 г. Получают 104,39 г штейна с содержанием меди 9,8% (9,81 г). Содержание меди в шлаке составл ет 0,25%. Извлечение меди в штейн -91,2%.Example The depletion process is carried out as in example 1. The CFP + converter slags are a measure of 500g; clinker 15% -75 g; tailings of lead flotation 15% - 75 g; tailings of copper flotation 10% - 50 g. In total, the mixture contains 700 g with a copper content of 10.76 g. 104.39 g of matte is obtained with a copper content of 9.8% (9.81 g). The copper content of the slag is 0.25%. Extraction of copper in matte -91.2%.

Пример. Обеднение провод т по известной технологии на предлагаемых шлаках КФП и конвертерного. Состав шлаков .КФП %: Си 0,94, SiOa 28,5 и др.. конвертерный , %: Си 2,3 SiOa 19,84, РезСм 16,3 и др. Шлак КФП и конвертерный в соотношении (1:1) по 250 г расплавл ют при 1300°С, затем загружают восстановительно-сульфи- дизирующую смесь в твердом состо нии. Клинкер составл ет 15% от массы шлака, т.е. 75 г; фосфогипс АХЗ - 3% от массы шлака, т.е. 40 г.Example. Depletion is carried out according to the known technology on the proposed KFP and converter slags. Composition of slags.% KPP: Cu 0.94, SiOa 28.5, and others. Converter,%: Cu 2.3 SiOa 19.84, ResSm 16.3, etc. Slag KFP and converter in the ratio (1: 1) 250 g are melted at 1300 ° C, then the reducing-sulphurizing mixture is loaded in the solid state. The clinker accounts for 15% of the slag mass, i.e. 75 g; phosphogypsum AHZ - 3% by weight of slag, i.e. 40

Процесс обеднени  ведут при 1300°С в течение 2,5 ч, в шихте содержитс  всего 8,1 г меди. Получают 54,5 г штейна с содержанием меди 13,3% или 7,24 г. Масса шлаковой фазы составл ет 412 г, в ней содержитс  Си 0,21%. Извлечение меди составл ет 89,4%. Результаты приведены в таблице.The depletion process is carried out at 1300 ° C for 2.5 hours, the mixture contains only 8.1 g of copper. 54.5 g of matte are obtained with a copper content of 13.3% or 7.24 g. The mass of the slag phase is 412 g, it contains Cu 0.21%. Copper recovery is 89.4%. The results are shown in the table.

Claims (1)

Формула изобретени Invention Formula Способ обеднени  шлаков медеплавильного производства, включающий обработку расплавленных шлаков твердыми восстановителем-клинкером цинкового производства - и сульфидизатором с последующим отстаиванием и отделением обедненного шлака и образовавшегос  штейна, отличающийс  тем, что, с целью повышени  степени обеднени  шлаков, в качестве сульфидизатора используют хвосты свинцовой флотации, а в качестве восстановител  и дл  ошлаковани  примесей дополнительно используют хвосты медной флотации.A slag depletion process for copper smelting, which involves treating molten slag with a solid zinc production reducing clinker and sulfidizing agent, followed by settling and separating the depleted slag and formed matte, characterized in that, to increase the depletion of the slag, the lead float is used as a sulfidizing agent. and as a reducing agent and for the slagging of impurities, copper flotation tails are additionally used.
SU894704915A 1989-04-28 1989-04-28 Method of depletion of copper production slags SU1671716A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU894704915A SU1671716A1 (en) 1989-04-28 1989-04-28 Method of depletion of copper production slags

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU894704915A SU1671716A1 (en) 1989-04-28 1989-04-28 Method of depletion of copper production slags

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1671716A1 true SU1671716A1 (en) 1991-08-23

Family

ID=21454054

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU894704915A SU1671716A1 (en) 1989-04-28 1989-04-28 Method of depletion of copper production slags

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1671716A1 (en)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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
RU2652278C1 (en) * 2017-06-19 2018-04-25 Общество с ограниченной ответственностью "Институт тепловых металлургических агрегатов и технологий "Стальпроект" Method of processing copper produced converter slag
CN108034819A (en) * 2017-09-11 2018-05-15 江西新金叶实业有限公司 A kind of method using oxygen-enriched smelting method extraction copper

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Авторское свидетельство СССР № 1186674, кл. С 22 В 7/04. 1985. *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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
RU2652278C1 (en) * 2017-06-19 2018-04-25 Общество с ограниченной ответственностью "Институт тепловых металлургических агрегатов и технологий "Стальпроект" Method of processing copper produced converter slag
CN108034819A (en) * 2017-09-11 2018-05-15 江西新金叶实业有限公司 A kind of method using oxygen-enriched smelting method extraction copper

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN109234540B (en) Method for recovering valuable metals by synergistic treatment of copper slag and electroplating sludge
CA2258147A1 (en) Method of recovering metals from slags
SU1671716A1 (en) Method of depletion of copper production slags
CN85101919A (en) By contain tin and/reclaim the method for precious metals in the zinc raw material
US4282032A (en) Direct method for production of high-grade, high-purity ferromanganese
CN113584322B (en) Smelting method and smelting system for copper-lead-zinc containing concentrate
CA1275174C (en) Secondary lead production
KR101050146B1 (en) Manufacturing method of slag preparation for steelmaking
RU2057193C1 (en) Method for reprocessing sulfide copper-nickel ores containing platinum metals and iron
SU738405A1 (en) Method of processing sulfide concentrates containing non-ferrous metals
SU1089154A1 (en) Method for decopperizing slags from shaft smelting of lead
SU1650741A1 (en) Method of impoverishment of non-ferrous metal slags
SU1684349A1 (en) Method of processing nickel matte
SU1557183A1 (en) Charge for melting sulfide copper materials in liquid bath
SU1696546A1 (en) Method of producing zinc oxide
SU992605A1 (en) Method for processing copper and nickel concentrates
US4076523A (en) Pyrometallurgical process for lead refining
RU1770435C (en) Method of alloys melting with vanadium
SU1735409A1 (en) Method for impoverishment of converter slag
SU1082852A1 (en) Alloying mixture
RU1786168C (en) Charge for producing ferrosilicoaluminum
SU1723165A1 (en) Process for conversion of polymetal matte
RU2139947C1 (en) Method of processing of copper concentrates
SU1100327A1 (en) Method for processing copper slips
SU1752799A1 (en) Charge for blowing lean molten slags in non-ferrous metallurgy