RU2151810C1 - Method of processing oxidized hydrocarbon-containing and sulfur- containing cobalt powder concentrates - Google Patents

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: cobalt powder concentrates and lime, prior to be used, are subjected to oxidative refining firing at 900-1000 C in air flow for 3-5 h to remove sulfur and carbon. Aluminothermic reduction of cobalt is carried out in reaction vessels preheated with reaction mixture loaded therein to temperature 300-400 C with periodical replenishment of vessel with new portions of reaction mixture until vessel is full with reaction products. Oxidative refining process is carried out in two steps, in the interval between which ingredients are ground to fraction no greater than 300 mcm. The first step duration is 1-2 h and the second 1-3 h. Aluminothermic reduction of cobalt and subsequent settling-mediated separation of resulting metal and slag are carried out under slag melt vibration conditions, which promotes reduction in levels of carbon and sulfur in cobalt metal reduced from their oxides. EFFECT: increased yield of metal from slag in reduction process and efficiency of utilization of reaction vessels. 3 cl, 4 tbl, 3 ex

Description

Изобретение относится к области металлургии цветных металлов, в частности кобальта. The invention relates to the field of metallurgy of non-ferrous metals, in particular cobalt.

Известен способ переработки окисленных кобальтовых материалов, включающий их карботермическое восстановление, обезуглероживание, раскисление кобальтового расплава алюминием и обессеривание его высокоосновными (сильноизвестковистыми) шлаками, разливку расплава по слиткам. [1]
Способ обеспечивает получение достаточно чистого по сере и углероду металла, однако отличается большой продолжительностью процессов, многостадийностью и требует специальных металлургических агрегатов, не всегда имеющихся на предприятиях малой металлургии.A known method of processing oxidized cobalt materials, including carbothermal reduction, decarburization, deoxidation of the cobalt melt with aluminum and its desulfurization with highly basic (highly calcareous) slags, casting the melt into ingots. [1]
The method provides a sufficiently pure metal with respect to sulfur and carbon, however, it is distinguished by a long process time, multi-stage process and requires special metallurgical units that are not always available at small metallurgy enterprises.

Наиболее близким по технической сути и достигаемому эффекту является способ восстановления металлов и сплавов из их окислов методом алюминотермии. Данный способ отличается [2] быстротечностью процессов и не требует специального металлургического оборудования. The closest in technical essence and the achieved effect is a method for the reduction of metals and alloys from their oxides by aluminothermy. This method is distinguished [2] by the speed of the processes and does not require special metallurgical equipment.

Недостатками способа является то, что он не дает необходимой чистоты восстановленного металла по примесям, в частности по сере и углероду, не обеспечивает надежного разделения металла и шлака после завершения реакции, в результате чего часть металла остается в шлаке в виде корольков, малопроизводителен и характеризуется нерациональным использованием объема реакционных емкостей. The disadvantages of the method is that it does not provide the necessary purity of the reduced metal by impurities, in particular sulfur and carbon, does not provide reliable separation of metal and slag after completion of the reaction, as a result of which part of the metal remains in the slag in the form of kings, is inefficient and is characterized by irrational using the volume of reaction tanks.

Целью данного изобретения является снижение содержания углеводорода и серы в восстановленном из оксидов металлическом кобальте, повышение выхода металла из шлака при восстановлении и повышение эффективности использования объема реакционных емкостей. The aim of this invention is to reduce the content of hydrocarbon and sulfur in metal cobalt recovered from oxides, to increase the metal yield from slag during reduction, and to increase the efficiency of using the volume of reaction vessels.

Поставленная цель достигается тем, что окисленные углеродсодержащие и серосодержащие кобальтовые порошковые концентраты и известь подвергают дополнительному одностадийному или двухстадийному рафинировочному окислительному обжигу при температуре 900 - 1000^oC в течение 3 - 5 часов с промежуточным между стадиями помолом спекшихся концентратов до фракции не более 300 мкм, а также тем, что операцию восстановления кобальта проводят в предварительно нагретой до температуры 300 - 400^oC керамической или металлической емкости при непрерывном положении ее новыми порциями реакционной смеси до тех пор, пока емкость не наполнится продуктами реакции.This goal is achieved in that the oxidized carbon-containing and sulfur-containing cobalt powder concentrates and lime are subjected to additional one-stage or two-stage refining oxidative firing at a temperature of 900 - 1000 ^o C for 3 - 5 hours with an intermediate between stages of grinding sintered concentrates to a fraction of not more than 300 microns, and also the fact that the cobalt reduction operation is carried out in a ceramic or metal container preheated to a temperature of 300 - 400 ^o C with a continuous position and its new portions of the reaction mixture until the vessel is filled with reaction products.

Двухстадийный окислительный рафинированный обжиг производят в том случае, если на ранних стадиях обжига происходит спекание концентратов, в результате чего удаление углерода и серы из них резко затормаживается. Первая стадия обжига проводится при температуре 900 - 1000^oC в течение 1 - 2 часов. После этого спеченные концентраты подвергают помолу до фракции 300 мкм и передаются на вторую стадию обжига, которая проводится при той же температуре в течение 1 - 5 часов. Помол спекшегося концентрата увеличивает его поверхность соприкосновения с кислородом, в результате чего процессы окисления происходят значительно более интенсивно. В обоженном концентрате содержание углерода не должно превышать 0,05% по массе, а содержание серы - 0,3%.The two-stage oxidized refined firing is performed if sintering of concentrates occurs in the early stages of firing, as a result of which the removal of carbon and sulfur from them is sharply inhibited. The first stage of firing is carried out at a temperature of 900 - 1000 ^o C for 1 to 2 hours. After this, the sintered concentrates are milled to a fraction of 300 μm and transferred to the second stage of firing, which is carried out at the same temperature for 1 to 5 hours. Grinding of sintered concentrate increases its contact surface with oxygen, as a result of which oxidation processes occur much more intensively. In the calcined concentrate, the carbon content should not exceed 0.05% by mass, and the sulfur content - 0.3%.

При высоким содержании углерода и серы в кобальтовом концентрате окислительный обжиг следует проводить в токе воздуха с кислородным наддувом или в токе кислорода. Во всех случаях следует обеспечить активный отсос отходящих газов. Известь также перед использованием следует обжигать при температуре 900 - 1000^oC в течение 3 - 5 часов для удаления содержащегося в ней углерода.At a high content of carbon and sulfur in cobalt concentrate, oxidative firing should be carried out in a stream of air with oxygen pressurization or in a stream of oxygen. In all cases, active exhaust gas extraction should be ensured. Lime should also be calcined before use at a temperature of 900 - 1000 ^o C for 3 to 5 hours to remove the carbon contained in it.

Обожженные кобальтовые концентраты смешиваются с обожженной известьюи порошковым алюминием, загружают в реакционную емкость, подогревают до 300 - 400^oC и проводят алюминотермическое восстановление.Calcined cobalt concentrates are mixed with calcined lime powder aluminum, loaded into a reaction vessel, heated to 300 - 400 ^o C and carry out aluminothermic recovery.

В результате реакции образуются расплавы металлического кобальта и известково-глиноземистого шлака. Эти две жидкости не смешиваются друг с другом. Расплав кобальта, как более плотная жидкость, оседает на дно реакционной емкости и, после затвердевания, образует металлический слиток. Известково-глиноземистый шлак скапливается над поверхностью металла. As a result of the reaction, melts of metallic cobalt and calcareous-alumina slag are formed. These two liquids do not mix with each other. The cobalt melt, as a denser liquid, settles to the bottom of the reaction vessel and, after solidification, forms a metal ingot. Lime-alumina slag accumulates above the metal surface.

Объем, занимаемый образовавшимися в результате реакции металлом и шлаком, почти в 10 раз меньше объема, который занимает сухая реакционная смесь. Для более эффективного использования объема реакционных емкостей, снижения трудовых и энергетических затрат на единицу массы получаемого металла, а также для повышения чистоты металла по примесям и неметаллическим включениям сразу после окончания реакции восстановления в ту же реакционную емкость на поверхность жидкого шлака добавляют новую порцию реакционной смеси. Вновь начинается окислительно-восстановительная реакция происходит с большим выделением тепла. Это тепло сильно разогревает шлак, делает его менее вязким и более активным. Этот эффект усиливается от того, что часть смеси погружается в шлак и реакция восстановления проходит под слоем шлака. При этом снижается рассеивание тепла реакции и повышается аккумуляция (усвоение) его шлаком, т. е. образующееся тепло в максимальной степени расходуется на нагрев шлака. The volume occupied by the metal and slag formed as a result of the reaction is almost 10 times less than the volume occupied by the dry reaction mixture. In order to more efficiently use the volume of reaction tanks, reduce labor and energy costs per unit mass of the obtained metal, and also to increase the purity of the metal by impurities and non-metallic inclusions, immediately after the completion of the reduction reaction, a new portion of the reaction mixture is added to the surface of liquid slag. The redox reaction begins again with a large release of heat. This heat strongly heats the slag, makes it less viscous and more active. This effect is enhanced by the fact that part of the mixture is immersed in the slag and the reduction reaction takes place under the slag layer. In this case, the heat dissipation of the reaction decreases and the accumulation (assimilation) of its slag increases, i.e., the heat generated is spent to the maximum extent on heating the slag.

Протекание реакции восстановления под слоем шлака позволяет снизить расход восстановления (порошка алюминия), который при реакции на воздухе частично окисляется кислородом воздуха. The course of the reduction reaction under the slag layer allows to reduce the reduction rate (aluminum powder), which is partially oxidized by atmospheric oxygen during the reaction in air.

Восстановленные капли металла проходят через слой жидкого шлака и пополняют объем, занимаемый жидким металлом. В ходе движения через шлак капли металла взаимодействуют со шлаком и очищаются от примесей (сера и др.) и неметаллических включений. The recovered drops of metal pass through a layer of liquid slag and replenish the volume occupied by the liquid metal. During movement through the slag, metal droplets interact with the slag and are cleaned of impurities (sulfur, etc.) and non-metallic inclusions.

Подачу реакционной смеси на поверхность шлака следует продолжать до тех пор, пока емкость не наполнится продуктами реакции, т.е. пока уровень не поднимется до края реакционной емкости. The flow of the reaction mixture to the slag surface should be continued until the vessel is filled with reaction products, i.e. until the level rises to the edge of the reaction vessel.

Для облегчения коагуляции образующихся в ходе реакции капель металла, ускорения их движения через непрерывно увеличивающийся слой шлака процесс восстановления рекомендуется производить в условиях вибрации шлакового расплава. To facilitate the coagulation of metal droplets formed during the reaction, to accelerate their movement through a continuously increasing slag layer, the reduction process is recommended to be performed under conditions of vibration of the slag melt.

Способ обеспечивает полное извлечение кобальта из окисленных кобальтовых порошковых концентратов, содержание углерода и серы в кобальте не более 0,05% и 0,1% по массе соответственно, рациональное использование реакционных емкостей и минимальные энергетические и трудовые затраты на единицу массы восстановленного кобальта. The method provides the complete extraction of cobalt from oxidized cobalt powder concentrates, the carbon and sulfur content of cobalt is not more than 0.05% and 0.1% by weight, respectively, the rational use of reaction vessels and the minimum energy and labor costs per unit mass of reduced cobalt.

Пример 1. Example 1

Переработке подвергали окисленные кобальтовые порошковые концентрации, содержащие в своем составе, помимо кобальта, также до 7% никеля, до 5% железа, 0,6% углерода и 1,2% серы. В качестве шлакообразующего компонента использовали известь, содержащую 0,4% углерода. Рафинировочный окислительный обжиг концентратов и извести проводили в камерной нагревательной печи сопротивления при температурах 800, 900, 1100^oC в течение 2, 3, 4, 5, 6 часов в атмосфере воздуха, после чего порошки подвергали анализу на содержание углерода и серы на экспресс-анализаторах АН-7529 и АС-7932. Результаты анализа приведены в таблице 1, где дано содержание углерода и серы в кобальтовом концентрате и извести после окислительного обжига, проведенного при различных термовременных режимах (числитель - содержание углерода, знаменатель - содержание серы).Oxidized cobalt powder concentrations containing, in addition to cobalt, also up to 7% nickel, up to 5% iron, 0.6% carbon and 1.2% sulfur, were processed. As a slag-forming component, lime containing 0.4% carbon was used. Refining oxidative roasting of concentrates and lime was carried out in a resistance chamber heating furnace at temperatures of 800, 900, 1100 ^o C for 2, 3, 4, 5, 6 hours in an atmosphere of air, after which the powders were subjected to analysis for the content of carbon and sulfur for express AN-7529 and AC-7932 analyzers. The results of the analysis are shown in table 1, which shows the carbon and sulfur content in cobalt concentrate and lime after oxidative firing, carried out under various thermal conditions (numerator - carbon content, denominator - sulfur content).

Из таблицы видно, что допустимые по ГОСТ 17809-72 содержание углерода и серы в кобальтовом концентрате и в извести (0,05 и 0,3% по массе соответственно) устанавливается после их окислительного обжига на воздухе при температуре 900^oC в течение 5 часов, а при температуре 1000^oC - в течение 3 часов. Повышение температуры до 1100^oC не приводит к существенному понижению содержания углерода и серы в кобальтовом концентрате и в извести.The table shows that the permissible carbon and sulfur content in cobalt concentrate and lime (0.05 and 0.3% by weight, respectively) allowed by GOST 17809-72 is established after their oxidative firing in air at a temperature of 900 ^o C for 5 hours , and at a temperature of 1000 ^o C for 3 hours. An increase in temperature to 1100 ^o C does not lead to a significant decrease in the content of carbon and sulfur in cobalt concentrate and lime.

Порошки кобальтового концентрата и извести охлаждали, смешивали с алюминиевым порошком и засыпали в реакционные емкости. Powders of cobalt concentrate and lime were cooled, mixed with aluminum powder and poured into reaction vessels.

Перед началом реакции реакционные емкости вместе с загруженной в них смесью нагревали в проходной печи сопротивления до температуры 200, 300, 400, 500^oC, после чего реакционную смесь поджигали при помощи специального залива.Before starting the reaction, the reaction vessels together with the mixture loaded in them were heated in a continuous resistance furnace to a temperature of 200, 300, 400, and 500 ^° C, after which the reaction mixture was ignited using a special gulf.

После загорания смеси начиналась реакция алюминотермического восстановления кобальта из его оксидов с образованием жидкоподвижного шлака. Реакция протекала последовательно, продвигаясь от верхних горизонтов реакционной емкости к нижним. После окончания реакции объем, занимаемый расплавами кобальта и шлака, составлял примерно 0,1 часть этого объема, которую занимала сухая реакционная смесь. After the mixture was ignited, the reaction of aluminothermic reduction of cobalt from its oxides with the formation of liquid slag began. The reaction proceeded sequentially, moving from the upper horizons of the reaction vessel to the lower. After the reaction, the volume occupied by the cobalt and slag melts was approximately 0.1 part of this volume, which was occupied by the dry reaction mixture.

Для более рационального использования объема реакционных емкостей сразу после окончания реакции на поверхность жидкого шлака добавляли новые порции реакционной смеси. Смесь частично погружалась в шлаковый расплав, и реакция восстановления кобальта проходила под слоем шлака. При этом шлак сильно разогревался и разжижался. Реакция протекала ровно, без брызг и кипения. После завершения реакции на поверхность жидкого шлака подавали новую порцию реакционной смеси и т.д. Подачу новых порций смеси прекращали, когда уровень жидкого шлака достигал верхних горизонтов реакционной емкости. For a more rational use of the volume of reaction tanks, immediately after the end of the reaction, new portions of the reaction mixture were added to the surface of liquid slag. The mixture was partially immersed in the slag melt, and the cobalt reduction reaction took place under a slag layer. In this case, the slag was very hot and liquefied. The reaction proceeded smoothly, without spray and boiling. After completion of the reaction, a new portion of the reaction mixture, etc., was fed to the surface of the liquid slag. The supply of new portions of the mixture was stopped when the level of liquid slag reached the upper horizons of the reaction vessel.

В таблице 2 приведены данные о степени извлечения кобальта из его оксидов и чистоте его по углероду и сере при различных температурах нагрева реакционной смеси перед началом реакции. Table 2 shows data on the degree of extraction of cobalt from its oxides and its purity in carbon and sulfur at various heating temperatures of the reaction mixture before the start of the reaction.

Как видно, предложенный способ позволяет обеспечить высокий выход металлического кобальта при его восстановлении и удовлетворительную чистоту по сере и углероду, достаточную для использования его в качестве компонента шихты при производстве литых постоянных магнитов из сплавов типа ЮНДК и ЮНДКТ. As can be seen, the proposed method allows to ensure a high yield of metallic cobalt during its reduction and a satisfactory sulfur and carbon purity sufficient to be used as a charge component in the production of cast permanent magnets from alloys such as UNDK and UNDKT.

Пример 2. Example 2

Переработке подвергали окисленные кобальтовые порошковые концентраторы, содержащие в своем составе помимо кобальта также до 14% никеля, до 9% железа, 1,1% углерода и 1,7% серы. Используемая в качестве шлакообразующего компонента известь содержала 0,45% углерода. The oxidized cobalt powder concentrators were subjected to processing, containing in addition to cobalt also up to 14% nickel, up to 9% iron, 1.1% carbon and 1.7% sulfur. The lime used as a slag-forming component contained 0.45% carbon.

Рафинировочный окислительный обжиг концентраторов производили в две стадии, поскольку обжиг приводил к спеканию концентраторов, что замедляло процессы выгорания углерода и серы. Температура обжига равнялась 950^oC. Длительность первой стадии обжига изменяли от 0,5 до 3 часов, длительность второй стадии изменяли от 0,5 до 4 часов. После первой стадии производили помол спекшихся концентратов до фракций 200, 300 и 400 мкм. Анализ содержания углерода и серы в концентраторе после первой и второй стадий обжига производили на экспресс-анализаторах АН-7529 и АС-7932. Результаты приведены в таблице 3.Refining oxidative firing of concentrators was carried out in two stages, since firing led to sintering of concentrators, which slowed down the processes of carbon and sulfur burning. The firing temperature was 950 ^o C. The duration of the first stage of firing was changed from 0.5 to 3 hours, the duration of the second stage was changed from 0.5 to 4 hours. After the first stage, sintered concentrates were ground to fractions of 200, 300, and 400 μm. The analysis of the carbon and sulfur content in the concentrator after the first and second stages of firing was performed on express analyzers AN-7529 and AC-7932. The results are shown in table 3.

Из таблицы 3 видно, что интенсивное удаление углерода и серы из кобальтового концентратора происходит в течение первых 2 часов и далее резко замедляется. Причиной этого, вероятно, является спекание концентрата. Помол концентрата заметно ускоряет процесс окисления и удаления серы и углерода. Причем интенсивность процесса зависит от размера фракции концентрата. Процесс идет интенсивно, когда размер фракции составляет 300 мкм и менее. Дальнейшее укрупнение частиц порошка концентрата замедляет процесс окисления и удаления углерода и серы. Поэтому во избежание излишних энергетических затрат размер реакции не должен быть более 300 мкм. From table 3 it is seen that the intensive removal of carbon and sulfur from the cobalt concentrator occurs during the first 2 hours and then sharply slows down. The reason for this is probably the sintering of the concentrate. The grinding of the concentrate significantly accelerates the process of oxidation and removal of sulfur and carbon. Moreover, the intensity of the process depends on the size of the concentrate fraction. The process is intensive when the size of the fraction is 300 microns or less. Further enlargement of the concentrate powder particles slows down the oxidation and removal of carbon and sulfur. Therefore, in order to avoid excessive energy costs, the reaction size should not be more than 300 microns.

Двухстадийный обжиг с промежуточным помолом позволяет использовать для получения металлического кобальта кобальтовые концентраты с повышенным содержанием углерода, серы, а также концентраторы склоненные к спеканию без увеличения длительности рафинирующего окислительного обжига. Two-stage firing with intermediate grinding allows the use of cobalt concentrates with a high content of carbon, sulfur, as well as concentrators prone to sintering without increasing the duration of refining oxidative firing to produce cobalt metal.

Пример 3
Кобальтовые порошковые концентраторы после рафинировочного окислительного обжина и помола (содержание углерода 0,035%, серы - 0,23%, размер фракции порошка менее 300 мкм) смешивали с обожженной известью (содержание углерода менее 0,03%), порошковым алюминием и подвергали алюминотермическому восстановлению в предварительно нагретых до 40^oC корундовых реакционных емкостях. В ходе реакции в емкость добавляли шихтовую реакционную смесь до тех пор, пока уровень шлака не достигал верхних горизонтов реакционной емкости. При этом высота столба жидкого шлака составляла приблизительно 300 мкм.Example 3
After refining oxidizing roasting and grinding, cobalt powder concentrators (carbon content 0.035%, sulfur 0.23%, powder fraction size less than 300 microns) were mixed with calcined lime (carbon content less than 0.03%), aluminum powder and subjected to aluminothermic reduction to pre-heated to 40 ^o C corundum reaction vessels. During the reaction, a charge reaction mixture was added to the vessel until the slag level reached the upper horizons of the reaction vessel. In this case, the height of the liquid slag column was approximately 300 μm.

Процесс отстаивания шлакомеллической смеси, для разделения металла и шлака, производили по двум вариантам без вибрации и в условиях вибрации. The process of settling the slag-mixic mixture for the separation of metal and slag was carried out in two ways without vibration and under vibration conditions.

Во втором случае реакционную емкость со шлакометаллической смесью устанавливали на виброплатформу. Вибрация продолжалась 15 минут. После этого остывание емкостей с продуктами реакции происходило в одинаковых условиях. In the second case, a reaction vessel with a slag-metal mixture was mounted on a vibrating platform. Vibration lasted 15 minutes. After this, the cooling of containers with reaction products occurred under identical conditions.

Поскольку в обоих случаях масса загруженной в емкости реакционной смеси была одинаковой, то о выходе металла из шлака судили по массе металлического слива. Дополнительно производили химический анализ шлака на содержание кобальта. В таблице 4 приведены данные о выходе металла из шлака в первом и во втором вариантах. Since in both cases the mass of the reaction mixture loaded in the tank was the same, the metal exit from the slag was judged by the mass of the metal drain. Additionally, a chemical analysis of the slag for the content of cobalt was performed. Table 4 shows the data on the output of metal from slag in the first and second variants.

Из таблицы 4 видно, что во втором варианте процент выхода металла больше, чем в первом. Таким образом, использование вибрации позволяет повысить выход металла из шлака при алюминотермическом восстановлении окисленных кобальтовых порошковых концентратов. From table 4 it is seen that in the second embodiment, the percentage of metal yield is greater than in the first. Thus, the use of vibration makes it possible to increase the yield of metal from slag during aluminothermic reduction of oxidized cobalt powder concentrates.

Источники информации
1. Плинер Ю. П. , Сугульников В.И., Рубинштейн Е.А. Алюминотермическое производство ферросплавов и лигатур. М., 1963.Sources of information
1. Pliner Yu. P., Sugulnikov V.I., Rubinstein E.A. Aluminothermic production of ferroalloys and alloys. M., 1963.

2. Смирнов В.И. и др. Извлечение кобальта из конвертерных шлаков. Свердловск, Металлургиздат, 1963, с. 135 - 141. 2. Smirnov V.I. et al. Extraction of cobalt from converter slags. Sverdlovsk, Metallurgizdat, 1963, p. 135 - 141.

Claims (3)

1. Способ переработки окисленных кобальтовых материалов, включающий их обезуглероживание, обессеривание и алюмотермическое восстановление кобальта из его оксидов в присутствии извести, отличающийся тем, что в качестве окисленных кобальтовых материалов используют окисленные углерод- и серосодержащие кобальтовые порошковые концентраты, причем кобальтовые концентраты и известь перед использованием подвергают окислительному рафинировочному обжигу при 900 - 1000^oC в течение 3 - 5 ч в токе воздуха, алюмотермическое восстановление кобальта проводят в реакционных емкостях, предварительно нагретых вместе с загруженной в них реакционной смесью до 300 - 400^oC, при периодическом пополнении емкости новыми порциями реакционной смеси до тех пор, пока емкость не наполнится продуктами реакции.1. A method of processing oxidized cobalt materials, including decarburization, desulfurization and aluminothermic reduction of cobalt from its oxides in the presence of lime, characterized in that oxidized carbon and sulfur-containing cobalt powder concentrates are used as oxidized cobalt materials, and cobalt concentrates and lime are used before use refining oxidatively burnt at 900 - 1000 ^o C for 3 - 5 hours in air flow, alyumotermicheskoe cobalt recovery etc. lead in the reaction vessels, along with the preheated loaded therein the reaction mixture to 300 - 400 ^o C, with periodic replenishment of the tank with new portions of the reaction mixture as long as the container is filled with the reaction products. 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что окислительный рафинировочный обжиг проводят в две стадии, в промежутках между которыми производят помол этих ингредиентов до фракции не более 300 мкм, причем первую стадию осуществляют в течение 1 - 2 ч, а вторую - в течение 1 - 3 ч. 2. The method according to p. 1, characterized in that the oxidative refining firing is carried out in two stages, in the intervals between which they grind these ingredients to a fraction of not more than 300 microns, and the first stage is carried out for 1 to 2 hours, and the second to for 1 to 3 hours 3. Способ по пп.1 и 2, отличающийся тем, что алюмотермическое восстановление кобальта и последующее разделение полученных металла и шлака отстаиванием проводят в условиях вибрации шлакового расплава. 3. The method according to claims 1 and 2, characterized in that the aluminothermic reduction of cobalt and the subsequent separation of the obtained metal and slag by settling is carried out under conditions of vibration of the slag melt.

Images