Помощь в написании студенческих работ
Антистрессовый сервис

Исследование закономерностей поведения цветных металлов в новых технологиях переработки медных никельсодержащих и медно-никелевых высокомагнезиальных концентратов

ДиссертацияПомощь в написанииУзнать стоимостьмоей работы

На основании выполненных исследований по окислительной плавке мед-но-никелевого концентрата с повышенным содержанием оксида магния и обеднении образующихся шлаков, установлены основные параметры ведения процесса, которые были заложены в технологический регламент и в технико-экономические расчеты эффективности внедрения технологии плавки на богатые штейны в агрегатах с верхним кислородным дутьем… Читать ещё >

Исследование закономерностей поведения цветных металлов в новых технологиях переработки медных никельсодержащих и медно-никелевых высокомагнезиальных концентратов (реферат, курсовая, диплом, контрольная)

Содержание

  • Глава 1. Современное состояние технологий переработки богатых медных никельсодержащих и медно-никелевых рудных концентратов с повышенным содержанием оксида магния (литературный обзор)
    • 1. 1. Технологии переработки богатых медных концентратов с получением меди
    • 1. 2. Известные способы обеднения шлаков, образующихся при окислительной плавке сульфидного медьсодержащего сырья
    • 1. 3. Взаимодействие шлаков с высоким содержанием С112О и NiO с огнеупорной футеровкой
    • 1. 4. Технологии переработки сульфидных медно-никелевых концентратов с повышенным содержанием оксида магния

В связи с ужесточением требований по выбросам SO2 на металлургических предприятиях является актуальной проблема замены существующих процессов переработки сульфидных концентратов на новые экологически безопасные технологии, основанные на различного вида автогенных процессах. В частности, такая проблема существует в настоящее время на предприятиях ОАО «Кольская ГМК» (комбинатах «Печенганикель» и «Североникель»), где требуют замены существующие технологии переработки сульфидных медных ни-кельсодержащих и рудных медно-никелевых высокомагнезиальных концентратов.

В институте Гипроникель ведётся разработка новых технологий переработки сульфидного медно-никелевого сырья, сочетающих в себе последовательную реализацию процессов окисления и восстановления образующегося шлака.

При этом аппаратурное оформление для реализации новых процессов может быть самым разнообразным и его выбор определяется, как правило, исходя из соображений минимизации капитальных и эксплуатационных затрат.

Реализация таких технологий возможна как в одном агрегате (двухзонная печь Ванюкова), так и последовательно установленных агрегатах: однозонная печь Ванюкова или агрегат с верхним кислородным дутьём электропечь обеднения. Возможен также вариант последовательного осуществления окислительной и восстановительной стадии в одной печи, в которой предусмотрен периодический выпуск расплава (например, агрегат с верхним кислородным дутьем).

Промышленное освоение новых технологий, позволяющих значительно снизить выбросы диоксида серы, сдерживается в значительной степени недостаточной изученностью ряда вопросов, основным из которых является поведение цветных металлов и железа на окислительной стадии и при восстановлении шлаков. Ниже представлена краткая характеристика существующих технологий переработки сульфидных медных никельсодержащих концентратов от флотационного разделения файнштейна (ЦРФ) и рудных медно-никелевых концентратов с повышенным содержанием оксида магния, а также обоснована актуальность работы.

На комбинате «Североникель» основная часть* медного никельсодержа-щего концентрата ЦРФ перерабатывается на черновую медь по технологии, включающей плавку концентрата в отражательной печи и конвертирование штейна до образования черновой меди и твердых никелевых шлаков в вертикальных конверторах с верхним кислородным дутьем [1]. Основными недостатками данной технологии являются высокий расход топлива на плавку и низкая степень утилизации диоксида серы 61 — 62% при конвертировании в связи с периодичностью процесса и недостаточной герметичностью системы газоудаления при поворотах конвертеров. Кроме того, образующиеся в процессе конвертирования твердые никелевые шлаки являются крайне неудобными для их дальнейшей переработки из-за их плохой дробимости.

Близкая по сути технология применяется на Надеждинском металлургическом заводе Норильского ГМК для плавки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна. В печи Ванюкова (ПЖВ — 6,2) получают белый матт [4]. В дальнейшем белый матт подвергается конвертированию в горизонтальных конвертерах с получением черновой меди и сухих свернутых шлаков. Технология плавки медного концентрата в печах Ванюкова имеет ряд преимуществ по сравнению с отражательной плавкой, но основные недостатки, такие как повышенный расход топлива и экологические проблемы, присутствуют и в данной технологии.

За рубежом для переработки медного никельсодержащего концентрата от флотационного разделения файнштейна применяются более эффективные автогенные процессы окислительной плавки, успешно реализованные и действующие в настоящее время на заводе Copper Cliff канадской компании Inco и заводе Jinchuan китайской Non-ferrous Metals Corporation [5]. Незначительная часть медного никельсодержащего концентрата от разделения файнштейна (~20%) перерабатывается по схеме: обжиг в печах кипящего слоя (КС) с получением медного огарка с минимальным содержанием серы с последующей переработкой огарка, но схеме «выщелачивапие-электроэкстракция» [2, 3].

Разработанный в начале 90-х годов компанией Inco принципиально новый автогенный способ предусматривает переработку медного концентрата путем взвешенного конвертирования. Конвертирование ведется до «сырой» меди с содержанием Ni — 5 — 6% масс, S — 1,5 — 2,0% масс, которая затем поступает на операцию финишного конвертирования в конвертерах Пирс-Смита.

На заводе Jinchuan медный концентрат с 1996 года перерабатывается автогенной плавкой в агрегате с верхним кислородным дутьем — процессом, разработанным Л. П. Лукашевым и Л. Ш. Цемехманом [6]. Плавка идет на «сырую» медь, которая подвергается доводке до черновой в конвертере типа Калдо.

Основным недостатком рассмотренных выше зарубежных технологий является необходимость доводки «сырой» меди до черновой в конверторах. В результате конвертирования образуются твердые никелевые шлаки со всеми вытекающими негативными последствиями. Кроме того, образующиеся при конвертировании «сырой» меди отходящие газы, бедные по SO2, могут быть утилизированы лишь при условии значительных капитальных и эксплуатационных затрат.

Одним из наиболее эффективных способов решения проблемы образования твердых шлаков является получение в процессе плавки вместо «сырой» меди черновой меди с незначительным содержанием никеля. В 2000 г. специалистами комбината «Североникель» и института «Гипроникель» была разработана и успешно опробована на агрегате с верхним кислородным дутьем принципиально новая технология с возможностью получения непосредственно в агрегате черновой меди (Ni — 0,5 — 1% массS — 0,03 — 0,05% масс), жидкотекучих шлаков и газов с объемной концентрацией SO2 — 25−30% [7, 8]. Предложенная технология плавки медного флотационного концентрата только опробована, показана принципиальная возможность её реализации. Помимо ликвидации свернутых никелевых шлаков, технология имеет следующие достоинства: ликвидация конвертерного передела, существенно более полная степень утилизации серы из отходящих газов (близкая к 100%), резкое сокращение расхода топлива.

Однако, ряд принципиальных вопросов новой технологии пока не решены. Во-первых, остается неясным, необходимо использовать двустадиальный режим плавки, который был опробован в результате проведения испытаний (сначала окислительная, затем — восстановительная стадия) или ведение процесса целесообразно в одну стадию. Во-вторых, недостаточно изучены закономерности поведения цветных металлов и железа при плавке на черновую медь и жидкотекучие шлаки, содержащие одновременно значительные количества оксидной меди и оксидного никеля. В-третьих, при проведении опытно-промышленных испытаний технологии автогенной плавки столкнулись с проблемой интенсивного износа огнеупорной футеровки, особенно шлакового пояса. Достаточно агрессивный шлак накладывает на работу огнеупорной футеровки дополнительную нагрузку. В связи с этим необходимо исследовать процесс износа футеровки и определить механизм этого износа.

На комбинате «Печенганикель» в настоящее время для переработки сульфидного медно-никелевого концентрата с повышенным содержанием оксида магния используется технология, включающая окатывание и обжиг флотационных рудных концентратов с последующей плавкой обожженных окатышей в электропечах на штейн и конвертированием штейна до файнштейна [9]. Образующийся при обжиге диоксид серы практически не может быть утилизирован.

На зарубежных предприятиях для переработки высокомагнезиальных сульфидных медно-никелевых концентратов применяют более современные автогенные технологии, позволяющие значительно увеличить степень утилизации диоксида серы.

В 1995 году компания Outokumpu на заводе Harjavalta внедрила новый способ плавки во взвешенном состоянии — плавку никелевого концентрата в одну стадию на низкожелезистый штейн с высоким содержанием никеля 65 -68%, минуя стадию конвертирования [10, 11]. Шлак, содержащий, % масс: Ni -4- Си — 0,5- Fe — 40- S — 0,2- MgO — 8- Si02 — 27- поступает на электропечное обеднение, которое ведется с получением малосернистого штейна. Штейн, полученный в печи взвешенной плавки, и штейн электропечи перерабатываются гидрометаллургическими методами. При выщелачивании штейна железо остается в нерастворимом остатке, который направляется в печь взвешенной плавки. Технология названа DON-процессом.

На заводе Jinchuan концентраты с высоким содержанием оксида магния также перерабатываются в печах взвешенной плавки [12]. Шлаки подвергаются электропечному обеднению.

На никелевом плавильном заводе Kalgoorlie компании WMC осуществляется взвешенная плавка сульфидных никелевых концентратов (Ni — 10 — 12% масс.) с повышенным содержанием оксида магния на штейн со средней концентрацией никеля 44% и отвальный шлак [13, 14, 15]. Конвертерные шлаки возвращаются в печь взвешенной плавки.

На заводе Falconbridge для переработки руд с содержанием MgO свыше 10% используется технология частичного окислительного обжига (степень де-сульфуризации 65%) с последующей электроплавкой горячего огарка на штейн [16]. Обеднение конвертерных шлаков ведется промывкой его штейном при непрерывном умеренном перемешивании газом.

Представленные выше современные технологии («взвешенная плавкаобеднение» и «обжиг-электроплавка») хорошо зарекомендовали себя в промышленной практике для переработки медно-никелевых концентратов. Однако, в условиях ОАО «Кольская ГМК» их реализация потребует значительных капиталовложений, поэтому такие варианты реконструкции являются неприемлемыми.

Как показали технико-экономические расчеты, выполненные в институте «Гипроникель», наиболее приемлемыми являются варианты реконструкции, основанные либо на плавке Ванюкова, либо на плавке в агрегате с верхним кислородным дутьем. Возможность размещения этих агрегатов в действующих плавильных цехах ОАО «Кольская ГМК» позволит значительно сократить капитальные вложения.

В настоящее время наиболее перспективными остаются два варианта будущей реконструкции. Первый вариант: плавка концентрата в двухзонной печи Ванюкова с получением отвального шлака и штейна, конвертирование штейна до файнштейна, конвертерный шлак возвращается в печь Ванюкова, файн-штейн перерабатывается по существующей технологии [17]. Вторым вариантом реализуемым, например, при существенном удорожании пропан-бутана, предназначенного для обеднения шлаков во второй зоне печи Ванюкова, является вариант плавки концентрата в однозонной печи Ванюкова с обеднением шлака в электропечах, штейн печи Ванюкова совместно с малосернистым штейном электропечи конвертируется до файнштейна, конвертерный шлак поступает в печь Ванюкова.

До настоящего времени технологии переработки высокомагнезиального сырья, основанные на окислительной плавке барботажного типа (плавка Ванюкова, процесс Noranda, процесс Ausmelt, автогенная плавка с верхним кислородным дутьем и др.) пока еще нигде не внедрены в промышленное производство и, следовательно, исследование закономерностей поведения металлов при плавке на штейны различного состава является актуальной задачей. Также представляет интерес обеднение высокомагнезиальных шлаков с высокой концентрацией трехвалентного железа. Неизвестны оптимальные условия обеднения применительно к составам шлаков, образующихся при окислительной плавке сырья комбината «Печенганикель».

Таким образом, на основании вышесказанного были намечены основные направления исследований:

— изучение закономерностей поведения цветных металлов при окислительной плавке медного концентрата от разделения файнштейна на черновую медь и жидкотекучие шлаки;

— исследование закономерностей поведения цветных металлов при обеднении шлаков с высокой концентрацией оксида меди и оксида никеля;

— изучение взаимодействия жидкотекучих шлаков с высоким содержанием оксидов меди и никеля с огнеупорной футеровкой;

— исследование процесса окислительной плавки рудного концентрата с повышенным содержанием оксида магния на штейны различного состава;

— исследование закономерностей электропечного обеднения шлаков с повышенным содержанием оксида магния на малосернистый штейн.

Научная новизна.

1. Установлено, что распределение меди и никеля между шлаковой и металлической фазами в процессе обеднения богатых медных никельсодержащих шлаков с получением черновой меди не зависит от типа используемого восстановителя (углеродсодержащие или сульфидные материалы).

2. Показано, что при обеднении шлаков, образующихся при окислительной плавке медных никельсодержащих концентратов на черновую медь, содержащийся в шпинели никель практически не участвует в обменном взаимодействии с металлической медью. Это позволяет сконцентрировать в шлаке существенно большее количество никеля, чем это возможно в соответствии с его равновесным распределением между расплавами меди и шлака.

3. Изучен механизм взаимодействия магнезитовых, периклазохромитовых и хромитовых огнеупоров с жидкотекучими железо-силикатными шлаками, образующимися при реализации нового процесса плавки медного концентрата на черновую медь.

4. Установлено, что при восстановлении шлаковых расплавов с повышенным содержанием оксида магния образуется кристаллическая фаза на основе твердых растворов состава оливинов (Mg2Si04 — Fe2Si04), препятствующая глубокому обеднению шлаков по следующим причинам:

— оксиды Ni и Со входят в состав твердых растворов;

— кристаллическая фаза ассоциирует вокруг себя сульфидно-металлические корольки.

Практическая значимость.

1. В результате выполненных исследований поведения цветных металлов и железа при переработке медного никельсодержащего концентрата от разделения файнштейна установлена и обоснована целесообразность осуществления процесса получения черновой меди в две стадии.

2. На основании выполненных исследований взаимодействия огнеупорной футеровки с жидкотекучими железо-силикатными шлаками, образующимися при плавке на черновую медь, предложено шлаковый пояс печи выполнять полностью кессонированным, а нижний пояс печи футеровать только магнезитовым огнеупором.

3. В результате комплекса выполненных исследований по переработке медного концентрата с получением черновой меди и жидкотекучих железо-силикатных шлаков установлены основные параметры ведения процесса, которые были заложены в технологический регламент и далее в технико-экономические расчеты эффективности внедрения этой технологии в двухзон-ной печи Ванюкова на комбинате «Североникель». Результаты ТЭР свидетельствуют об эффективности проекта. Срок окупаемости составляет 3,7 года.

4. На основании выполненных исследований по окислительной плавке мед-но-никелевого концентрата с повышенным содержанием оксида магния и обеднении образующихся шлаков, установлены основные параметры ведения процесса, которые были заложены в технологический регламент и в технико-экономические расчеты эффективности внедрения технологии плавки на богатые штейны в агрегатах с верхним кислородным дутьем и обеднении шлаков в электропечах применительно к реализации на комбинате «Североникель». Результаты ТЭР свидетельствуют об эффективности проекта. Срок окупаемости составляет 3,2 года. Результаты исследований использованы также для выполнения технико-экономических расчетов эффективности технологии переработки указанных концентратов в двухзонной печи Ванюкова.

1. Современное состояние технологий переработки богатых медных никельсодержащих и медно-никелевых рудных концентратов с повышенным содержанием оксида магния (литературный обзор).

ОБЩИЕ ВЫВОДЫ.

1. Изучены закономерности поведения цветных металлов и железа на окислительной и восстановительной стадиях новых технологий переработки медного никельсодержащего концентрата от разделения файнштейна на черновую медь и переработки медно-никелевого концентрата с повышенным содержанием оксида магния на богатый штейн и отвальные шлаки. На основе полученных данных определены основные технологические параметры ведения процессов, обеспечивающие их экономическую эффективность.

2. В результате исследований процесса переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна на черновую медь и жидкотекучие шлаки научно обоснована целесообразность ведения процесса в две стадии — окислительную и восстановительную, что позволяет сконцентрировать в шлаке дополнительную часть никеля. Кроме того, при ведении процесса в одну стадию практически невозможно поддерживать концентрацию меди в шлаке на относительно низком уровне, что связано с резкими колебаниями концентрации меди в шлаке даже при незначительном изменении соотношения концентрат / кислород в пользу последнего.

Введение

второй стадии позволяет нивелировать колебания концентраций меди в шлаке и увеличить её прямое извлечение.

3. Исследованиями установлено, что распределение меди и никеля между шлаковой и металлической фазами в процессе обеднения богатых медных никельсо-держащих шлаков с получением черновой меди, не зависит от типа используемого восстановителя (углеродсодержащие или сульфидные материалы). Для применения в промышленном масштабе, в качестве восстановителя рекомендуется использовать исходный медный концентрат, что создает возможность совместной утилизации газов обеих стадий процесса.

4. Установлены основные параметры ведения процесса получения черновой меди по двухстадиальной схеме. Состав конечных продуктов процесса: черновая медь, % масс.: Си — 97,5 — 98,0- Ni — 0,6 — 0,8- S — 0,02 — 0,03- 02 — 1,5 — 2,0- шлак, % масс.: Си — 23 — 25- Ni — 11 — 13- Со — 0,8 — 1,0- Fe — 13 — 17- Si02 — 26 — 28. Извлечение меди в черновую медь — 90 — 92% масс, никеля в шлак — 88 — 90% масс. Показано, что соотношение Cu/Ni в жидкотекучих шлаках в 1,5 раза снижается по сравнению со свернутыми шлаками технологии конвертирования. Тем самым обеспечивается увеличение прямого извлечения Си на 2 — 3% абс.

5. Исследовано взаимодействие магнезитовых, периклазохромитовых и хроми-товых огнеупоров с жидкотекучими железосиликатными шлаками с высоким содержанием оксидов меди и никеля, образующимися в процессе получения черновой меди. Установлено, что механизм разрушения огнеупоров при контакте со шлаком происходит следующим образом: взаимодействие гранул периклаза с содержащимися в шлаке ферритами никеля с образованием фаз переменного составарастворение оксидного никеля в силикатной связке огнеупоравзаимодействие хромитов огнеупора с оксидом меди шлакового расплава с образованием химического соединения Сг20з*Си20- пропитка огнеупоров содержащейся в шлаке медью и закисью меди с возможным выдавливанием и вымыванием мелких гранул периклаза.

На основании выполненных исследований рекомендовано создание на промышленных агрегатах полностью кессонированного шлакового пояса. Основу образующегося на кессонах гарнисажа будут составлять ферриты никеля с температурой плавления выше 1640 °C. Нижний пояс агрегата, где находится расплав металлической кислородсодержащей меди, рекомендуется футеровать только магнезитовым огнеупором.

6. В результате отработки окислительной плавки медно-никелевого рудного концентрата с повышенным содержанием оксида магния установлено, что наиболее целесообразной является плавка на 45%-ный по сумме цветных металлов штейн, содержащий 24% масс. серы. Это обеспечивает при его конвертировании совместно с металлизированным штейном электропечи обеднения получение кондиционного по сере файнштейна (> 22% масс.). Образующиеся при плавке на 45%-ый штейн шлаки содержат, % масс: Ni — 1,5- Си — 0,75- Со — 0,17. Показано, что при плавке на штейны любого состава вплоть до файнштейна процесс протекает устойчиво без вспенивания расплава. Несмотря на повышенный расход угля (до 10% от массы шлака), он полностью усваивается ванной расплава без образования на её поверхности «шубы».

Установлен предел насыщения шлака ферритами магния на стадии окислительной плавки. Рекомендуемая предельная концентрация в шлаке оксида магния составляет 9% масс.

7. Исследованиями процесса обеднения шлаков с содержанием MgO 8 — 9% масс, установлено, что оптимальной является температура 1500 °C, при которой происходит растворение твёрдой фазы Mg2Si04 — Fe2Si04 в силикатном стекле, что позволяет резко снизить потери цветных металлов. При плавке на штейн состава, % масс: Ni — 14 — 17- Си — 7 — 9- Со — 0,55 — 0,70- Fe — 60 — 66- S — 8,5 — 11,5, отвальный шлак содержал, % масс: Ni — 0,02 — 0,04- Си — 0,09 — 0,14- Со — 0,02 — 0,03. Извлечения цветных металлов в штейн составляли, %: Си — 92, Ni — 96, Со — 78. Необходимый расход рудного концентрата составляет при этом 10 — 15%, расход угля 2 — 3% от массы шлака. Установлено, что при указанных концентрациях цветных металлов в шлаках доля растворимых потерь составляет: Со — 70%, Ni -50%, Си — 75%.

8. Результаты, полученные в данной работе, были заложены в технологический регламент и технико-экономические расчеты эффективности следующих новых процессов:

8.1. Технология плавки медного концентрата от разделения файнштейна на черновую медь в двухзонной печи Ванюкова в металлургическом цехе комбината «Североникель». Капитальные вложения составляют 7,3 млн. USD, срок окупаемости 3,7 года, чистый дисконтированный доход 37,0 млн. USD.

8.2. Технология плавки медно-никелевого концентрата на богатые штейны в агрегатах с верхним кислородным дутьем и обеднения отвальных шлаков в электропечах на комбинате «Североникель». Капитальные вложения составляют 100,5 млн. USD, срок окупаемости 3,2 года, чистый дисконтированный доход — 38,3 млн. USD.

Показать весь текст

Список литературы

  1. А.Ф., Лукашев Л. П., Цемехман Л. Ш. и др. Сушка медного концентрата в кипящем слое // Цветные металлы. 1987. — № 4. С. — 35 — 36.
  2. Д.Н., Серебренникова Э. Я. и др. Кипящий слой в цветной металлургии. М.: Металлургия, 1978. — 278 с.
  3. И.Ф., Тихонов А. И., Деев В. И., Набойченко С. С. Металлургия меди, никеля и кобальта М.: Металлургия, 1977. — Т.2. — 26 с.
  4. Ф.В., Абрамов Н. П., Сухарев С. В. и др. // Цветные металлы. -1998.-№ 2.-С. 33−35.
  5. Landolt С., Dutton A., Fritz A., Segsworth S. Nickel and copper smelting at Incos + Copper Cliff Smelter // Proc. of the Paul E. Queneau International Symposium, Extractive Metallurgy of Copper, Nickel and Cobalt. 1993. — Vol. II. — P. 1497 -1527.
  6. Л.Ш., Лукашев Л. П., Ермаков Г. П. и др. Освоение автогенной плавки медного концентрата на Тиньчуаньском медно-никелевом комбинате // Цветные металлы. 1998. — № 1. — С. 26 — 29.
  7. А.Н. Исследование и разработка экологически чистой автогенной технологии переработки маложелезистых богатых медных концентратов с получением меди заданного состава: Автореф. канд. дис. М. — 2001. — 27с.
  8. Патент РФ № 2 169 202. Способ непрерывной переработки медного концентрата на черновую медь. 20 июня 2001 г.
  9. И.Д., Ермаков Г. П. Сульфидные медно-никелевые руды. М.: ООО «Наука и технологии». — 2003. — Т.З. — 608 с.
  10. Kojo I.V., Makinen Т., Hanniala P. Direct Outokumpu nickel flash smelting process DON — high metal recoveries with minimum emissions. International Symposium Nickel-Cobalt. — 1997. — Vol.3. — P.25−34.
  11. Paakkonen E., Mattelmaki M. The Direct Outokumpu nickel smelting (DON) process and the Harjavalta expansion. NickeF96, Kalgoorlie. 1996. — P.27−29.
  12. Wang Zhi, Wang Wei. An Investigation on the high-mg-content slag in Jinchuan Nickel flash smelting furnace. Yazawa International Symposium. 2003.
  13. Extraction Metallurgy'89. Symp. at London 10−13 July. IMM. 1989. — London. -P. 467−498.
  14. CIM Bulletin. 1995. — Vol.88. — № 992. — P.97−104.
  15. Extraction Metallurgy of Copper, Nickel and Cobalt. Proc. of Paul E. Quenau Int. Symp., Warrendale. 1994. — Vol.1. — P.489−500, 639−652.
  16. Е.И., Мурашов В. Д., Филатов A.B., Худяков В. М. Состояние производства никеля и кобальта на ведущих металлургических предприятиях Канады: Тр. Ин-та ЦНИИЭиИЦМ- 1989. — 122 с.
  17. С.В., Князев М. В., Павлинова J1.A., Цемехман J1. I1I., Чумаков Ю. А. Плавка медно-никелевых концентратов комбината «Печенганикель» в двухзонной печи Ванюкова. // Цветные металлы. 2004. — № 12. — С. 32 — 35.
  18. Smieszek Z., Sedzik S. and other. Glodow 2 copper smelter seven years of operational experience. Extr. Met"85. Pap. Symp., London, 9−12 Sept. 1985. — 1985. -P. 1049- 1056.
  19. Metal Bulletin. 1997. — № 8154. — P.9.
  20. George-Kennedy D.P. Development in direct-to-blister flash smelting of high grade concentrate at Olympic Dam. The Seventh International Flash Symposium Congress, Seoul. Korea. 1993.
  21. Merilyn Scales. High pressure process // Canad. Mining J. 1988. — Vol. 109, № 6.-P. 59−62.
  22. Samuel W. Marcuson, Carlos Diaz and Haydn Davies. Процесс верхней продувки и донного перемешивания для производства черновой меди // Journal of Metals. 1994. — Vol. 46, № 8. — P. 61−64.
  23. Bell M.C., Blanco J.A., Davies H. and Garritsen. The S02 Abatement Project // CjM Bulletin. 1990. — V. 83, № 993. — P. 47−50.
  24. Landolt C.A., A. Fritz, S.W. Marcuson, R.B. et al. Copper Making at Inco’s Copper Cliff Smelter International Symposium «Copper 91», Ottawa, Ontario, Canada, August 18−21,1991. Vol. IV. Pyrometallurgy of Copper. — P. 15−29.
  25. Progr. Report Inco Limited Sudbury Smelter Complex, Canada. 1988. — July.
  26. Пат. 1 734 389 РФ / Цемехман Л. Ш., Лукашев Л. П. и др. // Открытия. Изобретения. 1992. № 2.
  27. С., Моуа Т. Pyrometallurgical copper slag treatment. Proceedings of the IV International Conference of Clean Technologies for the Mining Industry. Santiago, Chile, May 13−15. 1998. — Vol. II. — P.705−718.
  28. Gerado Achurra, Echeverria P. and others. Development of the El Teniente slag cleaning process. Symposium Copper 99 Cobre 99. — Chile. — Oct. 1999.
  29. Campos R., Torres L. Caletones Smelter: Two Decades of Technological Improvements. Copper Smelter Extractive Metallurgy of Copper, Nickel and Cobalt. Proc. Of Paul E. Quenau Int. Symp. 1993. — Vol. II. — P.1441−1460.
  30. Dimetrio S, Ahumada J and others. Slag Cleaning: The Chilean Copper Smelter Experience // JOM. 2000. — P.20−25.
  31. Состояние, перспективы развития и технико-экономические показатели производства меди за рубежом. М: ЦНИИцвемет ЭИ. 1988. — С. 59, 64−65.
  32. Engineering and Mining Journal. 2000. — Dec. — P. l 1.
  33. Chen Baoqi, Tan Xiangtin, Jin Xigen, Mao Yuebo. Bai-Yin copper smelting process. Mineral processing and extractive metallurgy. International Conference, 27 Oct.-3 Nov. 1984. — P.725−732.
  34. Г. Р., Быстров C.B. // Цветные металлы. 1998. — № 9. — С.32−35.
  35. И.А., Брюквин В. А., Мироевский Г. П. // Цветные металлы. 2000. -№ 9.-С.Ю7- 110.
  36. А.Б., Федоров А. Н., Павлов Р. А. // Тяжелые цветные металлы. -1998. -№ 3. С. 16−19.
  37. О.И. // Печи и огнеупоры: Сб. тр. Гинцветмет.-М, 1978.-№ 39. -С. 34−36.
  38. В.А., Щетников И. А., Панкратов А. П., Кожин В.Г. «Труды
  39. Восточного Института огнеупоров». Вып. 7, Свердловск, 1968. С. 186 — 198.
  40. Я. Исследование службы огнеупоров в медерафинировочных печах. Диссертация на соискание учёной степени канд. техн. наук. Институт Металлургии и обогащения АН КазССР, Алма Ата. — 1955.
  41. В.К., Басина И. В., Додис Г. М. и др. Влияние скорости разогрева тепловых агрегатов на стойкость футеровки. // КИМС. 1982. — № 1. — С. 68−70.
  42. В.В., Журавлева С. Н., Максимов B.C. Повышение стойкости футеровки горизонтальных конвертеров. // Цветные металлы. 1984. — № 12. — С. 26−27.
  43. В.В., Словиковский В. В., Рожин Ю. И. Повышение стойкости футе-Ф ровки горизонтальных конвертеров цветной металлургии. // Цветные металлы.- 1984.-№ 5.-С. 27−29.
  44. С.М., Якушев В. К., Басина И. В. и др. Исследование стойкости футеровки печи ПЖВ на БГМК. // КИМС. 1984. — № 3. — С. 46−48.
  45. К., Pandolfelli V., Rigaud М. «Factors Affecting the Corrosion Resistance by Fayalite Slags and the Thermal Shock Resistance of Magnesia-Chrome Bricks», Journal of the Canadian Ceramic Society. 1997. — № 3. — P. 210 — 216.
  46. Clark C.B., McDowell J.S. Basic Brick in Copper Converters Their Mineralogi-cal Changes // Journal of Metals. — 1959. — № 2. — P. 119 — 124.
  47. Rigby G.R., Hamilton B. A Study of Basic Brick from Copper Anode Furnaces // Journal of the American Ceramic Society. 1961. — № 5. — P. 201 — 205.
  48. Donald J.R., Toguri J.M., Doyle C. Surface Interactions Between Fayalite Sags and Synthetic Spinels and Solid Solutions // Metallurgical and Materials transactions В. 1998.-№ 4.-P. 317−323.
  49. Rigaud M., Palco S., Paransky E. Post mortem Analysis on Magnesia Chrome Bricks, Report of Investigation. — 2001.
  50. Mikami H.M., Sidler A.G. Mechanism of refractory Wear in Copper Converters, Transctions of the Metallurgical Society of AIME 1963, vol. 227, 1229 1245.
  51. Повышение стойкости огнеупорной футеровки конвертеров. Обзорная информация. М.: ЦНИИ ЦветиетЭИ, 1976. — 51 С.
  52. А.Г., Соколов Л. И., Ерцева Л. Н. и др. Исследование продуктов окисления шихты при взвешенной плавке никелевых концентратов // Исследования в области металлургии никеля и кобальта: Сб. тр. Гипроникель. Л., 1983. — С. 64−70.
  53. А.Ь., Гродинский Г. И., Рябко А. Г. и др. Анализ службы огнеупорной футеровки реакционной зоны шахты печи взвешенной плавки. // Цветные металлы. 1984. — № 2. — С. 14−16.
  54. Л.Н., Ролдугин A.M., Рябко А. Г. и др. Механизм износа огнеупора в реакционной шахте печей плавки сырья во взвешенном состоянии. //Огнеупоры. 1986. — № 5. — С. 49−52.
  55. В.Г., Пиотровский В. К. Переработка жидких конвертерных шлаков. М.: Металлургия, 1978. — 104 с.
  56. Р.И., Гавриченко А. Ф., Гусельникова Н. Ю. и др. Совершенствование техники и технологии металлургической переработки полиметаллического сырья // Научн. тр. Института Гинцветмет. Л., 1981.- С.3−9.
  57. Montenegro V., Fujisava Т., Warczok A. and Riveros G. Effect of magnetic field on the rate of slag reduction in an electric furnace //Proc. Of the Yazawa International Symposium, San-Diego, USA, 2003. Vol.2. — P. 199−209.
  58. Warczok A., Riveros G. Effect of electric and magnetic field on metallic inclusions in a liquid slag // Proc. Of the Yazawa International Symposium, San-Diego, USA, 2003. Vol.2. — P.417−429.
  59. И.А. Совершенствование технологии и переработки высокомагнезиального медно-никелевого сырья с пониженным содержанием серы. Дис. д-ра техн. наук. С.-Пб. 1998.
  60. А.В., Зайцев В. Я. Шлаки и штейны цветной металлургии. М.: Металлургия, 1969. — 408 с.
  61. А.Н., Ванюков А. В. // Известия ВУЗов. Цв.металлургия. 1961— № 6.-С. 26−33.
  62. Хейфец B. JL, Малык Н. П., Вернер Б. Ф. // Тр. ин-та Гипроникель. Л. -1958.-Вып. 1.-С.57−73.
  63. В.Г. // Сб. технич. информации ин-та Гипроникель. JI. — 1957. -№ 2.-С.З- 12.
  64. Я.И. // Успехи химии. 1945. — Т.14. — Вып.4. — С.282−300.
  65. Kojo I.V., Makinen Т., Hannialu P. Direct Outokumpu nickel flash smelting process (DON) high metal recoveries with minimum emissions // Nickel-cobalt 97: Proc. Nickel-Cobalt Int. Symp., Sudbury, Aug. 17−20. — 1997. — Montreal. — Vol.III. -P. 25−34.
  66. Adv. Sulfide Smelt Proc. Int. Sulfide Smelt. Symp. And Extr. And Process. Met., Neet. Society of AME, 1983. November 6−9. — P. 875−899.
  67. CIM Bulletin. 1995. — Vol.88, № 992. — P. 97−104.
  68. В.И., Худяков И. Ф., Деев В. И. Извлечение кобальта из медных и медно-никелевых руд и концентратов. М.: Металлургия. — 1970. — 256 с.
  69. И.Д. // Научн. Тр. ин-та Гинцветмет М. — 1955. — № 10. — С. 230 242.
  70. Л.Л. // Бюл.ЦИИН ЦМ. 1957. — № 10. — С.26−30.
  71. Outokumpu News. 1994. -№ 1. — Р. 10−13.
  72. Mining Magazine. 1995. — V.325, № 8342. — Р.9.
  73. Fraser Hugh S. The great Thompson Nickel Discovery, Canada. 1985.
  74. Брюс Т.И., Op Р. Г. Выведение пирротина при обогащении руды на предприятии Томпсон компании «ИНКО». Доклад на 25-й ежегодной конференции металлургов. Торонто. Онтарио, 17−20 августа 1986 г. Р. 57 — 94.
  75. Е.И., Мурашов В. Д., Филатов А. В., Худяков В. М. Состояние производства никеля и кобальта на ведущих металлургических предприятиях Канады: Тр. ин-та ЦНИИЭиИЦМ. 1989. — 122 с.
  76. Canadian Mining Journal. May. — 1986. — P. 23 — 29, 35 — 38, 53 — 59.
  77. Mc Kague A.L., Norman G.E., Jackson J.F. New smelting process. Falkonbridge Nickel Mines Limited. 1983.
  78. Metal Bulletin. 1995. — № 7987. — P.9.
  79. WMC, Отчет акционерам. 1994.
  80. Extraction Metallurgy of Copper, Nickel and Cobalt. Proc. of Paul E. Quenau Int. Symp., Warrendale. 1994. — Vol.1. — P. 489 — 500, 639 — 652.
  81. Metal Bulletin. 1984. — № 157. — P. 53, 55 — 57, 60.
  82. Salmi V., Jokinen T. Direct flash smelting of high-grade nickel matte at Outo-kumpu's Hatjavalta smelter.
  83. Mining Journal. 1995. — Vol. 325, № 8342. — P. 9.
  84. Metal Bulletin. 1995. — № 7987. — P. 9.
  85. И.Т., Есин О. А. // ЖФХ. 1952. — Т.26. — № 3. — С. 371 — 376.
  86. В.М., Судакова Л. П., Бессонов А. Ф. Рентгенографическое исследование систем CuO Si02 и Cu20 — Si20 // Журнал неорганической химии. -1966.-XI.-№ 5.-С. 1177- 1182.
  87. Л.Ш., Рябко А. Г., Цымбулов Л. Б. // Цветные металлы. 2001. — № 2. — С.41 -47.
  88. Ю.Д. Термодинамика ферритов. Изд-во «Химия». Ленинградское отделение. 1967. — 304 с.
  89. Н.А., Барзаковский В. П., Лапин В. В., Курцева Н. Н. Справочник. Диаграммы состояния силикатных систем. Т.1. — 1969. — 822 с.
  90. Golov A.N., Miroevskiy G.P., Maksimov D.B. Autogenous smelting of copper concentrate after high-grade matte separation for blister copper in an aggregate with upper oxygen blow. Словакия
  91. Диаграммы состояния двойных металлических систем. Справочник. Т.2. / Под ред. Н. П. Лякишева. М.: Машиностроение. — 1997. — 1024 с.
  92. Минералы. Справочник./ М.: Наука. — 1974. — 514 с.
  93. Gadalla А.М.М., White J. Trans. British. Ceram. Soc. 1964. — 63. — № 10. — P. 548.
  94. M.C., Мироевский Т. П., Голов А. Н. Труды X российской конференции «Строение и свойства металлических и шлаковых расплавов». Челябинск: Изд-во ЮурГУ. — 2001. — Т. 3. — 34 — 38.
  95. А.В., Зайцев В. Я. Шлаки и штейны цветной металлургии. -М.: Металлургия. 1969. — 408 с.
  96. Ванюков А. В, Зайцев В. Я. Теория пирометаллургических процессов. -М.: Металлургия. 1973. — 504 с.
  97. А.В. Плавка в жидкой ванне. М.: «Металлургия». — 1988. — 206 с.
  98. ЮМ. 1994. — Vol. 46. — August. — P. 61 — 64.
  99. Sasaki К. Recent Improvements at Tamano Smelter. Copper Smelter Extractive Metallurgy of Copper, Nickel and Cobalt. Proc. Of Paul E. Quenau Int. Symp. -1993. Vol.11. — P. 1377 — 1386.
  100. Т.П., Цемехман Л. Ш., Лукашев Л. П. и др. Автогенные процессы на комбинате «Североникель» // Цветные металлы. 1987. -№ 11. — С. 57 — 60.
  101. А. Д. Статистический метод измерения активности кислорода и его применение для системы Fe О — Si02 / А. Д. Васкевич, А. В. Ванюков, Л. И. Дитяковский, Ю. А. Фигельсон // Изв. ВУЗов- Цветная металлургия. — 1983. -№ 2.-С. 67−71.
  102. Атлас шлаков: Справочное издание. / Перевод с нем. М.: Металлургия. — 1985.-208 с.
  103. Ю.Б. Пирометаллургическое обеднение шлаков цветной металлургии.-М.: «Металлургия». 1981.-131 с.
  104. М.Р. Исследование и разработка технологии и аппаратурного оформления процесса интенсивного обеднения шлаков при производстве тяжелых цветных металлов: Дис. д-ра техн. наук. С.-Петербург. — 2001.
  105. Утверждаю Директор по инжинирингу1. ШШнститут Гипроникель"у j г1. JI.M. Носань2006 г. 1. СПРАВКА
Заполнить форму текущей работой