SU1766995A1

SU1766995A1 - Method of copper-nickel slag depletion

Info

Publication number: SU1766995A1
Application number: SU904861942A
Authority: SU
Inventors: Николай Васильевич Бычков; Зинович Владимирович Зорий; Анатолий Алексеевич Кручинин; Анатолий Григорьевич Ерин; Александр Александрович Рюмин; Василий Яковлевич Васильев; Владимир Дмитриевич Беспалый
Original assignee: Н. В. Бычков. Э. В. Зорий, А. А. Кручинйн, А. Г. Ерин, А. А. Рюмин, В. Я. Васильев и В. Д. Беспалый
Priority date: 1990-08-23
Filing date: 1990-08-23
Publication date: 1992-10-07

Abstract

Использование: цветна металлурги , извлечение цветных металлов из отходов производства. Сущность: обеднение расплавленных шлаков ведут при отношении количества заливаемого шлака к общему обьему шлаковой ванны, равном 0,8-0,85, причем не менее чем за 1 ч до начала слива прекращают загрузкушихты из кварцевого флюса и восстановител и не более чем за 1 ч до окончани слива начинают загрузку шихты из сульфидизатора и медно-никеле- вых оборотов. Обедненный шлак сливают последовательно через 2-3 расположенных на разных уровн х шпура. Сечени шпуров увеличивают обратно пропорционально среднему за врем слива уровню шлака нэд шпурами, 1 з. п. ф-лы. 1 таблUsage: non-ferrous metallurgy, extraction of non-ferrous metals from industrial waste. Essence: the depletion of molten slag is carried out with the ratio of the amount of slag poured to the total volume of the slag bath, equal to 0.8-0.85, and at least 1 hour before the start of the discharge, the charging of quartz flux and the reducing agent is stopped and not more than 1 hour before the end of the discharge, the charge loading from the sulfidizer and copper-nickel turns begin. Depleted slag is poured sequentially through 2-3 located at different levels of the hole. The cross-sections of bore-holes are inversely proportional to the average for the discharge time of the slag level ned hole, 1 h. apt. 1 tab

Description

Изобретение относитс к цветной металлургии и может быть использовано дл извлечени меди, никел и кобальта из расплавленных шлаков взвешенной плавки и конвертировани .The invention relates to non-ferrous metallurgy and can be used to extract copper, nickel, and cobalt from molten suspended smelting and converting slags.

Целью изобретени вл етс снижение потерь цветных металлов с отвальными шлаками. Способ осуществл ют в стационарных электропечах. Используют твердую шихту, содержащую следующие компоненты: в качестве сульфидизатора - медно-ни- келевую руду, в качестве кварцевого флюса - песчаник, в качестве восстановител - коксовый орешек, в качестве металлосодержа- щего сыри и дл регулировани состава штейна по содержанию цветных металлов - медно-никелевые дробленые обороты.The aim of the invention is to reduce the loss of non-ferrous metals with waste slags. The method is carried out in stationary electric furnaces. A solid mixture containing the following components is used: copper-nickel ore as a sulphidizer, sandstone as a quartz flux, coke nut as a reducing agent, copper-containing ore as a metal-containing cheese and for adjusting the matte composition according to the content of non-ferrous metals - nickel crushed turns.

Обеднение ведут при отношении количества заливаемого за один цикл шлака к общему объему шлаковой ванны, равном 0,8-0,85, с продолжительностью цикла 8 ч. В течение 2.5 ч цикла заливают шлак взвешенной плавки и конвертерный шлак с одновременной загрузкой твердой шихты из песчаника и коксового орешка, поддержива высоту шихтовых откосов 0,5-0,7 м над уровнем расплава, Затем в течение 3 ч шлак отстаивают с одновременной загрузкой твердой шихты из песчаника и коксового орешка, которую прекращают не менее чем за 1 ч до начала слива обедненного шлака. Последние 2,5 ч цикла сливают обедненный (отвальный) шлак с одновременной загрузкой твердой шихты и медно-никелевой руды и медно-никелевых оборотов, которую начинают не более чем за 1 ч до окончани слива. Слив шлака производ т последовательно через 2-3 расположенных на разных уровн х шлаковых шпура, начина с верхнего. Рассто ние между шпурами составл ет половину или третью часть общей высоты сливаемого шлака, а сечение шпуровых отверстий увеличивают обратно пропорционально среднему за врем слива уровню шлака над шпурами.Depletion is carried out with the ratio of the amount of slag poured over one cycle to the total volume of the slag bath equal to 0.8-0.85, with a cycle time of 8 hours. For 2.5 hours of the cycle, suspended smelting slag and converter slag are poured with simultaneous loading of the solid charge from sandstone and coke nut, maintaining the height of charge slopes 0.5–0.7 m above the melt level. Then, for 3 hours, the slag is settled with simultaneous loading of a solid mixture of sandstone and coke nut, which is stopped not less than 1 hour before the start of draining depleted slag. The last 2.5 hours of the cycle is drained of depleted (waste) slag with simultaneous loading of solid charge and copper-nickel ore and copper-nickel revolutions, which begin no more than 1 hour before the end of the discharge. Slag is discharged sequentially through 2-3 slag holes located at different levels, starting from the top. The distance between the holes is half or third of the total height of the slag to be drained, and the cross-section of the holes is increased in inverse proportion to the average level of slag above the holes during the discharge.

ЧH

ОABOUT

о о о елoh oh ate

Способ испытан в промышленных усло- ви хИспытани проводили в стационарных электропечах круглого сечени в течение 4 циклов. Состав шихты в известном и предлагаемом способах был идентичен, при этом средний химический состав шлака был следующим, мас.%: шлак взвешенной плавки -0.265 меди; 0,472 никел ; 0.174 кобальта; 35,6 диоксида кремни ; 6,2 магнетита; шлак конвертерный 1.079 меди; 1.115 никел , 0,633 кобальта; 18.6 диоксида кремни ; 26,2 магнетита.The method was tested in industrial conditions. The tests were carried out in stationary electric furnaces of circular cross section for 4 cycles. The composition of the charge in the known and proposed methods was identical, with the average chemical composition of the slag was as follows, wt.%: Suspended smelting slag -0.265 copper; 0.472 nickel; 0.174 cobalt; 35.6 silica; 6.2 magnetite; converter slag 1.079 copper; 1.115 nickel, 0.633 cobalt; 18.6 silica; 26.2 magnetite.

П р и м е р 1 (способ-прототип). В печь заливали за один цикл 300 т шлака взвешенной плавки и 60 т конвертерного шлака при продолжительности цикла 6 ч. Высота шлаковой ванны над шлаковыми шпурами составл ла 1,6 м, а отношение количества заливаемого шлака к общему объему шлаковой ванны 0,6. Загрузка твердой шихты состо ла из 30 т руды, 3.5 т оборотов, 36 т песчаника и 7.5 т коксового орешка, приPRI me R 1 (prototype method). 300 t of slag of suspended smelting and 60 t of converter slag were poured into the furnace in one cycle with a cycle time of 6 hours. The height of the slag bath above the slag holes was 1.6 m, and the ratio of the amount of slag poured to the total volume of the slag bath was 0.6. The solid charge charge consisted of 30 tons of ore, 3.5 tons of revolutions, 36 tons of sandstone and 7.5 tons of coke nut,

этом твердую шихту из песчаника и коксового орешка грузили одновременно с заливкой и отстоем шлака, поддержива высоту откосов 0,5-0,7 м, а твердую шихту из руды и оборотов - одновременно со сливом обедненного шлака. Слив шлака вели через шпуры , расположенные в нижней частиThis solid mixture of sandstone and coke nut was loaded simultaneously with the slag pouring and sludge, maintaining the height of slopes of 0.5-0.7 m, and the solid charge of ore and revolutions — simultaneously with draining the depleted slag. Slag discharge led through the bore holes located in the lower part

шлаковой ванны. Продолжительность слива составл ла 2 ч. количество шлака 360 т за цикл. Отвальный шлак содержал и среднем . мас.%; 0,263 меди; 0,067 никел , 0,095 кобальта; 41,2 железа, 36,4 диоксида кремни : 1,85 магнетита.slag bath. The duration of the discharge was 2 hours. The amount of slag was 360 tons per cycle. Dump slag contained and average. wt.%; 0.263 copper; 0.067 nickel, 0.095 cobalt; 41.2 iron, 36.4 silica: 1.85 magnetite.

П р и м е р 2 (предлагаемый способ). Процесс обеднени вели, как в примере 1. Отличие заключалось в следующем. За один цикл в печь заливали 400 т шлака взвешенной плавки и 80 т конвертерного шлака при продолжительности цикла 8 ч. Отношение количества заливаемого шлака к общему объему шлаковой ванны составл ло 0,6. Загрузка твердой шихты состо ла из 40 т руды, 4,7оборотов.48т песчаникаи Ют коксового орешка, при этом загрузку твердой шихты из песчаника и коксового орешка прекращали за 1 ч до начала слива обедненного шлака , а загрузку твердой шихты из руды иPRI me R 2 (the proposed method). The depletion process was carried out as in Example 1. The difference was as follows. During one cycle, 400 tons of slag of suspended smelting and 80 tons of converter slag were poured into the furnace with a cycle time of 8 hours. The ratio of the amount of slag to be cast to the total volume of the slag bath was 0.6. The loading of solid charge consisted of 40 tons of ore, 4.7 revolutions of 488 tons of sandstone and Ute of coke nut, while the loading of solid charge from sandstone and coke nut was stopped 1 hour before the start of discharge of depleted slag, and

оборотов начинали за 1 ч до окончани слива . Во врем слива через каждые 10 мин отбирали пробы отвального шлака, которые объедин ли в три общие пробы соответствующие трем равным последовательным периодам общего времени слива шлака, и каждую пробу анализировали отдельно. Полученные результаты приведены в таблице . Продолжительность слива шлака составл ла 2,5 ч. количество 480т. Отвальный шлакrevolutions started 1 h before the end of the drain. During the discharge every 10 minutes, samples of waste slag were collected, which were combined into three general samples corresponding to three equal consecutive periods of the total slag discharge time, and each sample was analyzed separately. The results are shown in the table. The duration of the slag discharge was 2.5 hours. The quantity was 480 tons. Dump slag

содержал в среднем, мас.%: 0,214 меди;contained on average, wt.%: 0,214 copper;

0.056 никел , 0,084 кобальта; 40,9 железа;0.056 nickel, 0.084 cobalt; 40.9 iron;

36.8 диоксида кремни , 1,56 магнетита.36.8 silica, 1.56 magnetite.

Из приведенных примеров видно, чтоFrom the above examples it is clear that

использование предложенного способа обеднени медно-никелевых шлаков позвол ет снизить потери цветных металлов с отвальными шлаками, отн. %: никел на 16, меди на 18; кобальта на 12. Слив шлакаThe use of the proposed method of depletion of copper-nickel slags reduces the loss of non-ferrous metals with waste slags, rel. %: nickel at 16, copper at 18; cobalt 12. Drain slag

последовательно через 2-3 расположенных на разных уровн х шпура, начина с верхнего , позволит дополнительно снизить потери цветных металлов на 12-18 отн. %.2-3 successively located at different levels of the hole, starting from the top, will further reduce the loss of non-ferrous metals by 12–18 rel. %

Claims

1. The method of depletion of copper-nickel slags, including pouring and sludge slag with simultaneous loading of a solid charge from quartz flux and a reducing agent with the formation of charge slopes, draining depleted slag through boreholes with simultaneous loading of a solid charge from a sulfidizer and copper-nickel revolutions, t-by the fact that, in order to reduce

losses of non-ferrous metals with waste slags, depletion is carried out at the ratio of the amount of slag poured into the furnace to the total volume of the slag bath equal to 0.8-0.85, and the loading of the solid charge is stopped

no less than 1 hour before the start and no more than 1 hour before the end of the slag discharge.

2. A method according to claim 1. characterized in that the depleted slag is poured sequentially through 2-3 slag boreholes located at different levels, starting from the top, with the cross-section of the hole holes increasing inversely proportional to the slag level above average during the discharging time.

Known prototype method

i6

r6

J6

6

Avg.6

koo

00

400

) 00