EA005386B1 - Method for production of blister copper - Google Patents
Method for production of blister copper Download PDFInfo
- Publication number
- EA005386B1 EA005386B1 EA200400266A EA200400266A EA005386B1 EA 005386 B1 EA005386 B1 EA 005386B1 EA 200400266 A EA200400266 A EA 200400266A EA 200400266 A EA200400266 A EA 200400266A EA 005386 B1 EA005386 B1 EA 005386B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- copper
- slag
- cao
- concentrate
- matte
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/0047—Smelting or converting flash smelting or converting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Abstract
Description
Настоящее изобретение относится к пирометаллургическому способу производства черновой меди в плавильном реакторе, таком как печь взвешенной плавки, непосредственно из ее сернистого концентрата и/или мелкоизмельченного купферштейна.The present invention relates to a pyrometallurgical method for the production of blister copper in a melting reactor, such as a suspension smelting furnace, directly from its sulfur concentrate and / or finely divided cupherstein.
Известный из предшествующего уровня техники способ предназначен для производства необогащенной меди или черновой меди из сернистого концентрата в несколько стадий; в соответствии с этим способом концентрат плавят в реакторе со взвешенным слоем, таком как печь взвешенной плавки, с помощью воздуха или обогащенного кислородом воздуха, что приводит к получению обогащенного медью штейна, содержащего от 50 до 75 мас.% меди, и шлака. Такой способ описан, например, в патенте США 2 506 557. Купферштейн, полученный в печи взвешенной плавки, превращают, например, в конвертере цилиндрического типа (Р1етсе-8шйй 1уре сопусПсг) или в скоростном конвертере (Дакй соиуейет) в черновую медь, а потом рафинируют в анодной печи.Known from the prior art method is intended for the production of raw copper or blister copper from sulfur concentrate in several stages; In accordance with this method, the concentrate is melted in a reactor with a suspended layer, such as a suspended smelting furnace, using air or oxygen-enriched air, which results in a copper-rich matte containing from 50 to 75% by weight of copper and slag. Such a method is described, for example, in U.S. Patent 2,506,557. Kupferstein, produced in a suspended smelting furnace, is converted, for example, into a converter of a cylindrical type (Pietse-8th 1sture sous Pssg) or in a high-speed converter (Daky soyueyet) into blister copper, and then refined in the anode furnace.
С экономической точки зрения и в определенных граничных условиях производство черновой меди из сернистого концентрата сразу за одну производственную стадию в реакторе со взвешенным слоем оправданно. Самые крупные проблемы, связанные с непосредственным производством черновой меди, включают поведение меди по отношению к шлаку и большое количество образуемого шлака. Большое количество шлака требует дополнительной технологической стадии обработки для восстановления меди, что ухудшает пригодность процесса с экономической точки зрения.From an economic point of view and under certain boundary conditions, the production of blister copper from sulfur concentrate immediately after one production stage in a suspended bed reactor is justified. The biggest problems associated with the direct production of blister copper include the behavior of copper in relation to slag and the large amount of slag formed. A large amount of slag requires additional processing steps to recover copper, which impairs the suitability of the process from an economic point of view.
Если содержание меди в концентрате достаточно высокое, обычно по меньшей мере 37 мас.% меди, как, например, в плавильной печи О1ушрю Эаш в Австралии, где содержание меди в концентрате обычно превышает 40 мас.%, экономически допустимо производство черновой меди сразу за одну стадию. При использовании ранее описанного концентрата получается умеренное количество шлака, но для производства черновой меди, которая имеет низкое содержание серы, менее 1 мас.% серы, условия окисления следует выбирать таким образом, чтобы шлак содержал от 15 до 25 мас.% меди.If the copper content in the concentrate is high enough, usually at least 37 wt.% Copper, such as, for example, in an Ouschu Eash smelting furnace in Australia, where the copper content in the concentrate usually exceeds 40 wt.%, The production of blister copper in one step is economically acceptable. stage. When using the previously described concentrate, a moderate amount of slag is obtained, but for the production of blister copper, which has a low sulfur content, less than 1 wt.% Sulfur, the oxidation conditions should be chosen so that the slag contains from 15 to 25 wt.% Copper.
Концентрат с низким содержанием меди может также оказаться подходящим для непосредственного производства черновой меди, если он имеет благоприятный состав. Например, в плавильной печи С1одо\у в Польше черновую медь производят из концентрата в одну стадию, поскольку содержание железа в нем низкое и получающееся количество шлака не является значительным. Производство меди в одну стадию из обычных концентратов вызывает шлакование всего железа и прочей пустой породы. Подобный способ описан в патенте США 4 030 915.A low copper concentrate may also be suitable for the direct production of blister copper if it has a favorable composition. For example, in a smelter S1odo \ in Poland, blister copper is produced from concentrate in one stage, since its iron content is low and the resulting amount of slag is not significant. The production of copper in one stage from conventional concentrates causes the slagging of all iron and other waste rock. A similar method is described in US Pat. No. 4,030,915.
В финском патенте 104838 описан способ производства черновой меди в реакторе со взвешенным слоем непосредственно из концентрата сульфида меди, в соответствии с которым в реактор подают концентрат, флюс и обогащенный кислородом воздух. Охлажденный и мелкоизмельченный купферштейн загружают в реактор со взвешенным слоем вместе с концентратом, чтобы связать тепло, высвобожденное из концентрата, и, соответственно, уменьшить количество шлака, вследствие чего степень обогащения воздуха, подаваемого в реактор, кислородом составляет по меньшей мере 50% кислорода.Finnish patent 104838 describes a method for the production of blister copper in a suspended bed reactor directly from copper sulfide concentrate, according to which concentrate, flux and oxygen-enriched air are fed into the reactor. The cooled and finely divided Kupferstein is loaded into the reactor with a suspended layer together with the concentrate in order to bind the heat released from the concentrate and, accordingly, reduce the amount of slag, resulting in a degree of enrichment of the air supplied to the reactor with oxygen is at least 50% oxygen.
Однако в этом финском патенте 104838 способ имеет ограничения, а именно обогащение кислородом составляет свыше 50% кислорода и, с другой стороны, качество концентрата ограничено содержанием меди в концентрате выше 31%. В зависимости от качества концентрата патент ограничен использованием железокремнеземистого шлака (по существу, не содержащего кальция) и кальциево-ферритового шлака (по существу, не содержащего силиката).However, in this Finnish patent 104838 the method has limitations, namely, oxygen enrichment is over 50% of oxygen and, on the other hand, the quality of the concentrate is limited by the copper content in the concentrate above 31%. Depending on the quality of the concentrate, a patent is limited to the use of iron-silica slag (essentially calcium free) and calcium ferrite slag (essentially not containing silicate).
В международной заявке \¥О 00/09772 описан способ плавления концентрата сульфида меди с помощью кислородного плавления концентрата сульфида меди и удаления в шлак большей части железа из концентрата сульфида меди, а также удаления части или большей части содержащейся в нем серы в виде диоксида серы 8О2 с получением таким образом меди из сульфидного концентрата в виде белого штейна (\\'1Ше ше1а1 шаНе). почти белого штейна или черновой меди. В соответствии со способом кислородное плавление проводят добавлением в концентрат сульфида меди материала, содержащего 81О2, и материала, содержащего СаО, в качестве флюса для получения шлака, в котором массовое отношение СаО/(81О2+СаО) составляет от 0,3 до 0,6, (СаО/81О2 составляет от 0,43 до 1,5), а массовое отношение Бе/(БеОх+81О2+СаО) составляет от 0,2 до 0,5, и белого штейна, почти белого штейна или черновой меди. Целью данной международной заявки \УО 00/09772 является обеспечение способа плавления концентрата сульфида меди для производства белого штейна или черновой меди при непрерывном окислении концентрата сульфида меди или штейна при температуре 1300°С или ниже, без трудностей, связанных с магнетитом; при этом способ применим при обработке концентрата сульфида меди или штейна, содержащего 81О2, обладает меньшими потерями меди в шлак, пригоден для восстановления меди, содержащейся в шлаке, посредством флотации, обладает высокой степенью перехода мышьяка, сурьмы и свинца в шлак и характеризуется меньшей эрозией огнеупоров.International application \ ¥ O 00/09772 describes a method for smelting a copper sulphide concentrate by oxygen smelting a copper sulphide concentrate and removing most of the iron in the slag from the copper sulphide concentrate, as well as removing part or most of the sulfur contained in it in the form of sulfur dioxide 8O 2 thus obtaining copper from sulphide concentrate in the form of white matte (\\ '1She she1a1 shaNe). almost white matte or blister copper. In accordance with the method, oxygen melting is carried out by adding to the concentrate copper sulphide a material containing 81О 2 and a material containing CaO as a flux for slag production, in which the mass ratio of CaO / (81O 2 + CaO) is from 0.3 to 0 , 6, (CaO / 81O 2 is from 0.43 to 1.5), and the mass ratio of Ba / (BeO x + 81O 2 + CaO) is from 0.2 to 0.5, and white matte, almost white matte or blister copper. The purpose of this international application, WO 00/09772, is to provide a method for smelting copper sulphide concentrate to produce white matte or blister copper, with continuous oxidation of copper sulphide or matte concentrate at a temperature of 1300 ° C or less, without the difficulties associated with magnetite; however, the method is applicable to the processing of copper sulfide concentrate or matte containing OO 2 , has less copper loss in the slag, is suitable for the recovery of copper contained in the slag through flotation, has a high degree of arsenic, antimony and lead in the slag and is characterized by less erosion refractories.
Однако международная заявка \¥О 00/09772 ограничивает подходящий состав шлака до узких пределов, в которых отношение СаО/81О2 в шлаке ниже 1,5, содержание диоксида кремния в шлаке относительно высокое и составляет, как минимум, приблизительно 12,4% 81О2 в чистой системе СаО-81О-БеОх (СаО=18,6%). Поскольку содержание извести в шлаке растет, содержание диоксида кремния в шлаке тоже должно вырасти, и, соответственно, растет общее количество шлака. Например, когда отношениеHowever, the international application \ ¥ O 00/09772 limits the suitable slag composition to narrow limits, in which the CaO / 81O 2 ratio in the slag is below 1.5, the silicon dioxide content in the slag is relatively high and is at least approximately 12.4% 81O 2 in the pure CaO-81O-BeO x system (CaO = 18.6%). As the content of lime in the slag increases, the content of silicon dioxide in the slag should also increase, and, accordingly, the total amount of slag increases. For example, when the ratio
СаО/(8Ю2+СаО) составляет 0,6, а отношение Ее/(8Ю2+СаО+ЕеОх) уменьшается от 0,5 до 0,2, количество шлака увеличивается более чем вдвое. Наибольшее отношение СаО/81О2 составляет 1,5.CaO / (SiO 2 + CaO) is 0.6, and the ratio Her / (SiO 2 + CaO + EO x ) decreases from 0.5 to 0.2, the amount of slag more than doubles. The highest CaO / 81O 2 ratio is 1.5.
Целью настоящего изобретения является устранение недостатков предшествующего уровня техники и предложение усовершенствованного способа производства черновой меди или высокого штейна в реакторе со взвешенным слоем непосредственно из сульфидного концентрата и/или мелкоизмельченного купферштейна, при котором также загружают материалы, содержащие диоксид кремния (8Ю2) и известь (СаО), чтобы получить шлак, который является текучим в диапазоне температур от 1250 до 1350°С. Отличительные особенности изобретения становятся очевидными из прилагаемых патентных притязаний.The aim of the present invention is to eliminate the disadvantages of the prior art and to offer an improved method for producing blister copper or high matte in a suspended bed reactor directly from sulphide concentrate and / or finely ground kupferstein, which also contains materials containing silicon dioxide (SiO 2 ) and lime ( CaO) to obtain slag, which is fluid in the temperature range from 1250 to 1350 ° C. The distinctive features of the invention become apparent from the attached patent claims.
Согласно данному способу концентрат сульфида меди и/или купферштейн с кислородсодержащим газом подают в плавильный реактор, например в печь взвешенной плавки, куда для получения шлака также загружают материалы, содержащие диоксид кремния (8Ю2) и известь (СаО), с тем чтобы отношение СаО/8Ю2 в шлаке было выше 1,5 и шлак являлся текучим в диапазоне температур от 1250 до 1350°С. Существенным условием для текучести шлака является также содержание в шлаке по меньшей мере 6 мас.% меди в окисленной форме.According to this process a concentrate of copper sulfide and / or copper matte with oxygen-containing gas is fed into the smelting reactor, such as a flash smelting furnace, where for slag also charged materials containing silicon dioxide (occupies 8 2) and lime (CaO) so that the ratio CaO / 8U 2 in the slag was above 1.5 and the slag was fluid in the temperature range from 1250 to 1350 ° C. An essential condition for the fluidity of the slag is also the content in the slag of at least 6% by weight of copper in its oxidized form.
Способ согласно изобретению основан на том факте, что окисленная медь в шлаке является эффективным плавнем для магнетита и для двухкальциевого силиката, которые ограничивают применение шлака СаО-8Ю-ЕеОх в плавлении меди. В условиях окисления, при которых содержание серы в меди составляет менее 0,8 мас.%, часть меди в концентрате и/или в мелкоизмельченном штейне окисляется, оказывая флюсующий эффект, что позволяет расширить рабочие рамки, т.е. снимает ограничения, при которых СаО/(8Ю2+СаО) составляет от 0,3 до 0,6, а Ее/(8Ю2+СаО+ЕеОх) составляет от 0,2 до 0,5, установленные в способе согласно международной заявке \¥О 00/09772.The method according to the invention is based on the fact that the oxidized copper in the slag is effective smooth for magnetite and for dicalcium silicate, which limit the use of CaO-8U-EHO x slag in copper melting. Under oxidation conditions, in which the sulfur content in copper is less than 0.8 wt.%, Part of the copper in the concentrate and / or in the finely divided matte is oxidized, providing a flux effect, which allows extending the working framework, i.e. removes restrictions under which CaO / (SiO 2 + CaO) is from 0.3 to 0.6, and Her / (SiO 2 + CaO + EAO x ) is between 0.2 and 0.5, set in the method according to international application \ ¥ About 00/09772.
В способе согласно изобретению производят черновую медь или высокий штейн в плавильном реакторе из смеси медного концентрата и/или штейна, а также из материала, содержащего силикат, и материала, содержащего известь. Охлажденный и мелкоизмельченный купферштейн подают в плавильный реактор для получения черновой меди с содержанием серы менее 1,0 мас.% и относительно низким количеством шлака, в котором активность извести является высокой, чтобы увеличить шлакование мышьяка и сурьмы, но в котором активность диоксида кремния является высокой, чтобы удалить свинец из черновой меди.In the method according to the invention, blister copper or high matte is produced in a melting reactor from a mixture of copper concentrate and / or matte, as well as from a material containing silicate and a material containing lime. Cooled and finely divided kupferstein is fed to the smelting reactor to produce blister copper with a sulfur content of less than 1.0 wt.% And a relatively low amount of slag, in which the lime activity is high to increase the slagging of arsenic and antimony, but in which the activity of silicon dioxide is high. to remove lead from blister copper.
Мелкоизмельченный штейн, подаваемый в печь для черновой меди, может быть штейном, полученным в любой известной плавильной печи и имеющим содержание меди от 60 до 78 мас.%. Одноступенчатую установку взвешенной плавки можно спроектировать непосредственно в виде плавильной печи для черновой меди, в зависимости от содержания меди и состава имеющихся концентратов и от количества мелкоизмельченного штейна.The finely divided matte supplied to the furnace for blister copper may be a matte obtained in any known melting furnace and having a copper content of from 60 to 78% by weight. A single stage flash smelter can be designed directly as a smelting furnace for blister copper, depending on the copper content and the composition of the available concentrates and on the amount of finely ground matte.
Шлак дополнительно обрабатывают в одностадийном или предпочтительно в двухстадийном процессе очистки шлака. Двухстадийный способ очистки включает или две электропечи, или электропечь и шлакообогатительную установку. Если шлак обрабатывают на шлакообогатительной установке, концентрат шлака можно подавать обратно в плавильный реактор. Черновая медь идет на обычное рафинирование в анодной печи.The slag is further treated in a one-step or preferably in a two-step slag cleaning process. The two-stage cleaning method includes either two electric furnaces, or an electric furnace and a slag processing plant. If the slag is treated in a slag processing plant, the slag concentrate can be fed back to the smelting reactor. Draft copper goes to the usual refining in the anode furnace.
Если производство высокого штейна осуществляют в высокоскоростной плавильной печи, шлак, полученный на стадии черного плавления, предпочтительно можно гранулировать и подавать в основную плавильную печь для восстановления меди. Экономику определяет количество концентрата в подаваемой смеси и количество произведенного шлака. Шлак из основной плавильной печи затем идет на обычную одностадийную очистку шлака или сразу же удаляется (электропечь, печь для очистки шлака или флотация шлака), в зависимости от содержания меди в шлаке.If the production of high matte is carried out in a high-speed smelting furnace, the slag obtained at the black melting stage can preferably be pelletized and fed into the main smelting furnace to recover copper. The economy is determined by the amount of concentrate in the feed mixture and the amount of slag produced. The slag from the main melting furnace then goes to the usual one-stage slag cleaning or is immediately removed (electric furnace, slag cleaning furnace or slag flotation), depending on the copper content in the slag.
В дальнейшем изобретение поясняется более подробно со ссылкой на примеры и прилагаемые чертежи.The invention is further explained in more detail with reference to examples and the accompanying drawings.
На фиг. 1 изображена зависимость содержания меди в различных типах шлака от приведенного парциального давления кислорода (Т=1300°С) в черновой меди согласно примеру 1.FIG. 1 shows the dependence of the copper content in various types of slag on the reduced oxygen partial pressure (T = 1300 ° C) in the blister copper according to example 1.
На фиг. 2 показана зависимость коэффициента распределения мышьяка между шлаком и черновой медью в шлаках различного типа от приведенного парциального давления кислорода в черновой меди согласно примеру 1.FIG. 2 shows the dependence of the distribution coefficient of arsenic between slag and blister copper in slags of various types on the reduced oxygen partial pressure in blister copper according to example 1.
На фиг. 3 показана зависимость коэффициента распределения свинца между шлаком и черновой медью в шлаках различного типа от приведенного парциального давления кислорода в черновой меди согласно примеру 1.FIG. 3 shows the dependence of the distribution coefficient of lead between slag and blister copper in slags of various types from the reduced oxygen partial pressure in blister copper according to example 1.
На фиг. 4 показано содержание меди в шлаке, приведенное в виде диаграммы ЕеОх+8Ю2+СаО=100, согласно примеру 1.FIG. 4 shows the copper content in the slag, given in the form of the diagram EO x + 8U 2 + CaO = 100, according to example 1.
На фиг. 5 приведена зависимость коэффициента распределения мышьяка между шлаком и черновой медью, показанная в диаграмме ЕеОх+8Ю2+СаО=100, нормализованной по (% Си) в шлаке=20%, согласно примеру 1.FIG. Figure 5 shows the dependence of the distribution coefficient of arsenic between slag and blister copper, shown in the EO x + 8U 2 + CaO = 100 diagram, normalized to (% C) in the slag = 20%, according to example 1.
На фиг. 6 приведена зависимость коэффициента распределения свинца между шлаком и черновой медью, показанная в диаграмме ЕеОх+8Ю2+СаО=100, нормализованной по (% Си) в шлаке=20%, согласно примеру 1.FIG. 6 shows the dependence of the distribution coefficient of lead between slag and blister copper, shown in the EO x + 8U 2 + CaO = 100 diagram, normalized to (% C) in the slag = 20%, according to Example 1.
На фиг. 7 приведена температура шлака при вязкости 200 сП, показанная в диаграмме Ее0х+8102+Са0=100, нормализованной по (%Си) в шлаке=15%, согласно примеру 1.FIG. 7 shows the slag temperature at a viscosity of 200 cP, shown in the diagram E0 x + 810 2 + Ca0 = 100, normalized to (% Cu) in the slag = 15%, according to example 1.
Пример 1.Example 1
Черновую медь получали в экспериментальной мини-печи взвешенной плавки в результате серии испытаний, в которых сырьевые материалы, содержащие медь, представляли собой мелкоизмельченный купферштейн (72,3 мас.% Си, 3,4 мас.% Ее, 20,3 мас.% 8) и медный концентрат (29,2 мас.% Си, 33,7 мас.% 8, 21,0 мас.% Ее). Смесь купферштейна и концентрата (кг штейна)/(кг штейна + кг концентрата)· 100 находилась в интервале от 50 до 100%. Скорость загрузки составляла от 100 до 200 кг/ч. Степень окисления полученной черновой меди регулировали кислородным показателем (м3 02/тонна загрузки), а состав шлака (СаО/81О2, Ее/81О2 в шлаке) регулировали добавлением в загрузку кварцевого песка и извести. После каждого периода, во время которого параметры процесса поддерживали постоянными, шлак и черновую медь сливали из отстойника экспериментальной мини-печи, а полученную черновую медь и шлак анализировали. Среднее содержание серы в черновой меди составляло 0,2 мас.% серы (от 0,01 до 0,89% серы).Blister copper was obtained in an experimental mini-furnace of suspended smelting as a result of a series of tests in which the raw materials containing copper were finely divided Kupferstein (72.3 wt.% Cu, 3.4 wt.% Eh, 20.3 wt.% 8) and copper concentrate (29.2 wt.% Cu, 33.7 wt.% 8, 21.0 wt.% Of It). The mixture of cupidstein and concentrate (kg of matte) / (kg of matte + kg of concentrate) · 100 was in the range from 50 to 100%. The loading speed ranged from 100 to 200 kg / h. The oxidation state of the resulting blister copper was regulated by the oxygen indicator (m 3 02 / ton of loading), and the slag composition (CaO / 81О 2 , Her / 81О 2 in the slag) was adjusted by adding quartz sand and lime to the load. After each period, during which the process parameters were kept constant, the slag and blister copper were poured from the sump of the experimental mini-furnace, and the resulting blister copper and slag were analyzed. The average sulfur content in blister copper was 0.2 wt.% Sulfur (from 0.01 to 0.89% sulfur).
В качестве примера ниже приведены результаты одного из периодов испытаний. Скорость загрузки штейна Качество штейна (3,4% Ее, 18,2% 8, 0,26% Аз, 0,2% РЬ) Скорость загрузки концентрата Качество концентрата (20,9% Ее, 30,7% 8, 5,1% 81О2, 1,3% Аз, 0,11% РЬ) Скорость загрузки кварцевого песка Скорость загрузки извести Скорость загрузки технич. кислорода в камеру сгорания концентрата Скорость загрузки воздуха в камеру сгорания концентрата Обогащение кислородом Кислородный показатель Загрузка бутана в реакционную шахту и отстойник для сбалансирования тепловых потерь Продолжительность испытания (подача) Температура выпуска металлаAs an example, below are the results of one of the test periods. Matte loading rate Matte quality (3.4% Ee, 18.2% 8, 0.26% Az, 0.2% Pb) Concentration loading rate Concentrate quality (20.9% Eh, 30.7% 8, 5, 1% 81О 2 , 1.3% Az, 0.11% Pb) Quartz sand loading speed Lime loading speed Loading speed tech. oxygen into the combustion chamber of the concentrate Air loading rate into the combustion chamber of the concentrate Oxygen enrichment Oxygen indicator Butane loading into the reaction shaft and sump to balance heat losses Duration of the test (flow) Metal discharge temperature
89,7 кг/ч89.7 kg / h
72,3% Си72.3% C
59,9 кг/ч59.9 kg / h
30,2% Си30.2% C
0,5 кг/ч0.5 kg / h
10,3 кг/ч10.3 kg / h
29,0 ст.м3/ч29.0 st.m 3 / h
31,0 ст.м3ч31.0 st.m 3 h
59,2%59.2%
245,4 ст.м3 О2/т245.4 st.m 3 O 2 / t
3,03 кг/ч ч 10 мин3.03 kg / h h 10 min
1300°С1300 ° C
Качество полученной черновой меди:The quality of the resulting blister copper:
Содержание серыSulfur content
Содержание мышьякаArsenic content
Содержание свинцаLead content
Качество полученного шлака:The quality of the slag:
Содержание медиCopper content
Содержание известиLime content
Содержание диоксида кремнияSilica content
Содержание железаIron content
Содержание мышьякаArsenic content
Содержание свинцаLead content
СаО/81О2, мас.%/мас.%CaO / 81O 2 , wt.% / Wt.%
Ее/81О2, мас.%/мас.% СаО/(81О2+СаО), мас.%/мас.% Коэффициент распределения мышьяка между шлаком и черновой медью Коэффициент распределения свинца между шлаком и черновой медьюHer / 81O 2 , wt.% / Wt.% CaO / (81O 2 + CaO), wt.% / Wt.% The distribution coefficient of arsenic between the slag and blister copper The ratio of the distribution of lead between the slag and blister copper
0,08% 80.08% 8
0,077% Аз0.077% Az
0,035% РЬ0.035% Pb
18,3% Си18.3% C
19,3%СаО 7,6% 81О2 19.3% CaO 7.6% 81O 2
28,2% Ее28.2% Her
0,68% Аз0.68% Az
0,28% РЬ0.28% Pb
2,542.54
3,713.71
0,720.72
8,88,8
8,08.0
Далее на основе результатов тестовых испытаний и фиг. с 1 по 7 рассмотрена применимость способа.Further, based on the test results and FIG. 1 to 7 the applicability of the method is considered.
На фиг. 1 приведена зависимость содержания меди в различных типах шлака от приведенного парциального давления кислорода (Т=1300°С) в черновой меди. Можно при этом заметить, что когда отношение СаО/81О2 (при заданном отношении Ее/81О2) в шлаке растет, содержание меди в шлаке падает. Для сравнения на фиг. 1 приведено также содержание меди в шлаке, содержащем фаялит (силикат желе005386 за). По сравнению со шлаком, содержащим фаялит, содержание меди при таком же кислородном потенциале значительно ниже.FIG. 1 shows the dependence of the copper content in various types of slag on the reduced partial pressure of oxygen (T = 1300 ° C) in blister copper. At the same time, it can be noted that when the CaO / 81O 2 ratio (for a given E / 81O 2 ratio) in the slag rises, the copper content in the slag falls. For comparison, in FIG. 1 also shows the copper content in slag containing fayalite (silicate jelly 005386). Compared with slag containing fayalite, the copper content at the same oxygen potential is significantly lower.
На фиг. 2 изображена зависимость коэффициента распределения мышьяка между шлаком и черновой медью 1 Ак в шлаке/% Ай в черновой меди) для шлака различных типов от приведенного парциального давления кислорода в черновой меди. Можно заметить, что, когда отношение СаО/81О2 (при заданном отношении Бе/81О2) в шлаке растет, коэффициент распределения мышьяка, ЬАк (Шлак/Си), возрастает. Для сравнения на фиг. 2 приведен также коэффициент распределения мышьяка между шлаком, содержащим силикат железа, и черновой медью. По сравнению с коэффициентом распределения мышьяка ЬАк(Шлак/Си) в шлаке, содержащем фаялит, при одинаковом кислородном потенциале у СаО/81О2 шлака он выше, что свидетельствует о гораздо более высокой способности удаления мышьяка из черновой меди.FIG. 2 shows the dependence of the distribution coefficient of arsenic between slag and blister copper 1 Ak in slag /% Ai in blister copper for various types of slag on the reduced oxygen partial pressure in blister copper. It can be noted that when the CaO / 81O 2 ratio (for a given ratio of Ba / 81O 2 ) in the slag increases, the distribution coefficient of arsenic, B Ac (Slag / Cu) , increases. For comparison, in FIG. 2 also shows the distribution coefficient of arsenic between slag containing iron silicate and blister copper. Compared with the distribution coefficient of arsenic Lac (Slag / Cu) in slag containing fayalite, with the same oxygen potential in CaO / 81O2 slag, it is higher, indicating a much higher ability to remove arsenic from blister copper.
На фиг. 3 изображена зависимость коэффициент распределения свинца между шлаком и черновой медью ЬРЬ (Шлак/Си)=(% РЬ в шлаке/% РЬ в черновой меди) для шлака различных типов от приведенного парциального давления кислорода в черновой меди. Можно заметить, что, когда отношение СаО/81О2 (при заданном отношении Бе/81О2) в шлаке растет, коэффициент распределения свинца, ЬРЬ(Шлак/Си), немного уменьшается. Для сравнения на фиг. 3 также приведен коэффициент распределения свинца между шлаком, содержащим кальциевый феррит, и черновой медью. По сравнению с коэффициентом распределения свинца ЬРЬ(Шлак/Си) в шлаке, содержащем кальциевый феррит, у СаО/81О2 шлака этот коэффициент выше при таком же кислородном потенциале, что свидетельствует о более высокой способности удаления мышьяка из черновой меди.FIG. Figure 3 shows the dependence of the distribution coefficient of lead between slag and blister copper, L Pb (Slag / Cu) = (% Pb in slag /% Pb in blister copper) for slag of various types on the reduced partial pressure of oxygen in blister copper. It can be noted that when the CaO / 81O2 ratio (for a given ratio of Ba / 81O2) in the slag increases, the distribution coefficient of lead, LR (Slag / Cu) , decreases slightly. For comparison, in FIG. 3 also shows the distribution coefficient of lead between slag containing calcium ferrite and blister copper. Compared to the lead distribution coefficient R (slag / Cu) in slag containing calcium ferrite, CaO y / 2 81O slag above the ratio at the same oxygen potential that indicates a higher ability to remove arsenic from blister copper.
На фиг. 4 показано содержание меди в шлаке, приведенное в диаграмме ЕеОх+СаО+81О2=1ОО. Результаты нормализованы по температуре, равной 1300°С, и по парциальному давлению кислорода, равному 1од рО2=-4,5. Можно заметить, что во время работы со шлаком из БеОх+СаО+81О2+оксид меди при постоянном парциальном давлении кислорода содержание меди в шлаке находится между 10-20%, если отношение СаО/81О2 выше 1,5, а содержание СаО в системе СаО+81О2+БеОх выше 20%.FIG. 4 shows the copper content in the slag, shown in the diagram EO x + CaO + 81O 2 = 1OO. The results were normalized by the temperature equal to 1300 ° С and by the partial pressure of oxygen equal to 1 р р О2 = -4.5. It can be noted that while working with BeO x + CaO + 81O 2 + copper oxide with a constant oxygen partial pressure, the copper content in the slag is between 10-20%, if the CaO / 81O 2 ratio is above 1.5, and the CaO content is in the system CaO + 81O 2 + BeO x higher than 20%.
На фиг. 5 показан коэффициент распределения мышьяка между шлаком и черновой медью, представленный в диаграмме ЕеОх+СаО+8Ю2=1ОО, нормализованный по (% Си) в шлаке, равному 20%. Также обозначены изолинии распределения, полученные в результатах испытаний. Когда отношение СаО/81О2 выше 1,5, коэффициент распределения возрастает с ростом содержания СаО в системе.FIG. 5 shows the distribution coefficient of arsenic between slag and blister copper, presented in the diagram EO x + CaO + 8U 2 = 1OO, normalized to (% C) in the slag, equal to 20%. Distribution contours obtained in the test results are also indicated. When the CaO / 81O 2 ratio is higher than 1.5, the distribution coefficient increases with an increase in the CaO content in the system.
На фиг. 6 показан коэффициент распределения свинца между шлаком и черновой медью, представленный в диаграмме БеОх+СаО+8Ю2=100, нормализованный по (% Си) в шлаке, равному 20%. Когда отношение СаО/81О2 выше 1,5, коэффициент распределения свинца растет с падением содержания СаО в системе.FIG. 6 shows the distribution coefficient of lead between slag and blister copper, presented in the BeO x + CaO + SiO 2 = 100 diagram, normalized to (% C) in the slag, equal to 20%. When the CaO / 81O 2 ratio is higher than 1.5, the distribution coefficient of lead increases with a decrease in the CaO content in the system.
Вязкость шлаков в экспериментальных исследованиях была достаточно низкой, чтобы их можно было выпустить из печи через обычное выпускное отверстие. Для того чтобы более подробно изучить поведение вязкости шлаков, для некоторых шлаков, полученных в данных испытаниях, провели измерения вязкости. На фиг. 7 показана температура шлака при вязкости 200 сП, зависимость представлена в диаграмме БеОх+СаО+8Ю2=100, нормализованной по содержанию (% Си) в шлаке, равному 15%. Температура при вязкости 200 сП возрастает с падением содержания СаО в шлаке. Исходя из теоретических расчетов, образование твердого магнетита ограничивает применимость этого вида шлака, как это представлено пунктирной линией на фиг. 7.The viscosity of the slag in experimental studies was low enough so that they can be released from the furnace through a conventional outlet. In order to study in more detail the behavior of the viscosity of slags, for some of the slags obtained in these tests, we performed viscosity measurements. FIG. 7 shows the slag temperature at a viscosity of 200 cP, the dependence is presented in the BeO x + CaO + 8U 2 = 100 diagram, normalized by the content (% C) in the slag, equal to 15%. The temperature at a viscosity of 200 cP increases with a decrease in the CaO content in the slag. Based on theoretical calculations, the formation of solid magnetite limits the applicability of this type of slag, as represented by the dotted line in FIG. 7
Результаты на фиг. 1-7 означают, что шлак является достаточно текучим, чтобы его можно было слить из печи, если отношение СаО/81О2 в шлаке выше 1,5, и содержание СаО в шлаке, рассчитанное в системе ЕеОх+СаО+8Ю2=100, выше 20%, и когда содержание меди в шлаке выше 8% Си.The results in FIG. 1-7 means that the slag is sufficiently fluid so that it can be drained from the furnace if the CaO / 81O 2 ratio in the slag is above 1.5, and the CaO content in the slag calculated in the EO x + CaO + 8U 2 = 100 system , above 20%, and when the copper content in the slag is above 8% C.
Claims (4)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI20011859A FI115536B (en) | 2001-09-21 | 2001-09-21 | A process for producing crude copper |
| PCT/FI2002/000748 WO2003025236A1 (en) | 2001-09-21 | 2002-09-20 | Method for the production of blister copper |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200400266A1 EA200400266A1 (en) | 2004-10-28 |
| EA005386B1 true EA005386B1 (en) | 2005-02-24 |
Family
ID=8561932
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200400266A EA005386B1 (en) | 2001-09-21 | 2002-09-20 | Method for production of blister copper |
Country Status (17)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US20040244534A1 (en) |
| EP (1) | EP1436434A1 (en) |
| JP (1) | JP3828541B2 (en) |
| KR (1) | KR100929520B1 (en) |
| CN (1) | CN1295364C (en) |
| AU (1) | AU2002325965B2 (en) |
| BR (1) | BR0212651A (en) |
| CA (1) | CA2459962C (en) |
| EA (1) | EA005386B1 (en) |
| FI (1) | FI115536B (en) |
| MX (1) | MXPA04002601A (en) |
| PE (1) | PE20030425A1 (en) |
| PL (1) | PL197523B1 (en) |
| RO (1) | RO122640B1 (en) |
| WO (1) | WO2003025236A1 (en) |
| YU (1) | YU24704A (en) |
| ZA (1) | ZA200401902B (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2683675C1 (en) * | 2016-11-02 | 2019-04-01 | Янгу Сянгуан Коппер Ко., Лтд | Method for melting copper sulphide ore with high arsenic content |
Families Citing this family (14)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US7164200B2 (en) | 2004-02-27 | 2007-01-16 | Agere Systems Inc. | Techniques for reducing bowing in power transistor devices |
| FI120157B (en) * | 2007-12-17 | 2009-07-15 | Outotec Oyj | A process for refining copper concentrate |
| KR101005848B1 (en) * | 2008-02-01 | 2011-01-05 | 장광식 | Shoes heel |
| JP4908456B2 (en) * | 2008-06-02 | 2012-04-04 | パンパシフィック・カッパー株式会社 | Copper smelting method |
| JP4949342B2 (en) * | 2008-09-04 | 2012-06-06 | パンパシフィック・カッパー株式会社 | Copper smelting method |
| SE533677C2 (en) | 2009-04-05 | 2010-11-30 | Boliden Mineral Ab | Method for refining copper bullion containing antimony and / or arsenic |
| JP5926262B2 (en) * | 2010-09-10 | 2016-05-25 | イェルンコントレットＪｅｒｎｋｏｎｔｏｒｅｔ | Manufacture of nano-sized ferrite |
| RU2520292C1 (en) * | 2012-12-06 | 2014-06-20 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Медногорский Медно-Серный Комбинат" | Processing of sulphide copper-lead-zinc materials |
| JP5612145B2 (en) * | 2013-03-07 | 2014-10-22 | パンパシフィック・カッパー株式会社 | Method for producing electrolytic copper |
| FI125793B (en) * | 2014-05-14 | 2016-02-15 | Outotec Finland Oy | A method for converting copper-containing material |
| JP6665443B2 (en) * | 2015-08-18 | 2020-03-13 | 住友金属鉱山株式会社 | Operating method of flash smelting furnace |
| RU2639195C1 (en) * | 2016-12-02 | 2017-12-20 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" | Method of processing of nickel-containing sulfide copper concentrates |
| BE1025769B1 (en) * | 2017-12-14 | 2019-07-08 | Metallo Belgium | Improved pyrometallurgical process |
| RU2734613C2 (en) * | 2019-02-08 | 2020-10-21 | Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский и проектный институт обогащения и механической обработки полезных ископаемых "Уралмеханобр" | Horizontal converter and combined melting-converting method |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE3341154A1 (en) * | 1983-11-14 | 1985-05-30 | Vsesojuznyj naučno-issledovatel'skij gorno-metallurgičeskij institut cvetnych metallov, Ust-Kamenogorsk | Method for processing sulphidic copper concentrates and/or copper/zinc concentrates |
| US4615729A (en) * | 1985-03-20 | 1986-10-07 | Inco Limited | Flash smelting process |
| SU1312115A1 (en) * | 1982-07-22 | 1987-05-23 | Всесоюзный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов | Method of treating copper and copper-zinc sulfide concentrates |
| GB2350122A (en) * | 1998-08-14 | 2000-11-22 | Sumitomo Metal Mining Co | Method for smelting copper sulfide concentrate |
| WO2001049890A1 (en) * | 1998-12-30 | 2001-07-12 | Outokumpu Oyj | Method for the production of blister copper in suspension reactor |
| US20020043133A1 (en) * | 2000-08-22 | 2002-04-18 | Yasuo Ojima | Method of smelting copper sulfide concentrate |
Family Cites Families (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1312115A (en) * | 1919-08-05 | Hoisting mechanism | ||
| GB1599366A (en) * | 1977-05-09 | 1981-09-30 | Commw Scient Ind Res Org | Submerged injection of gas into liquid pyro-metallurgical bath |
| AUPM657794A0 (en) * | 1994-06-30 | 1994-07-21 | Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation | Copper converting |
| US6231641B1 (en) * | 1998-02-12 | 2001-05-15 | Kennecott Utah Copper Corporation | Enhanced phase interaction at the interface of molten slag and blister copper, and an apparatus for promoting same |
| WO2001014989A1 (en) | 1999-08-23 | 2001-03-01 | 3Com Corporation | Architecture for a network management service which identifies and locates users and/or devices within an enterprise network |
-
2001
- 2001-09-21 FI FI20011859A patent/FI115536B/en not_active IP Right Cessation
-
2002
- 2002-09-10 PE PE2002000889A patent/PE20030425A1/en active IP Right Grant
- 2002-09-20 US US10/490,236 patent/US20040244534A1/en not_active Abandoned
- 2002-09-20 CA CA2459962A patent/CA2459962C/en not_active Expired - Lifetime
- 2002-09-20 WO PCT/FI2002/000748 patent/WO2003025236A1/en not_active Application Discontinuation
- 2002-09-20 EP EP02760343A patent/EP1436434A1/en not_active Withdrawn
- 2002-09-20 YU YU24704A patent/YU24704A/en unknown
- 2002-09-20 RO ROA200400218A patent/RO122640B1/en unknown
- 2002-09-20 AU AU2002325965A patent/AU2002325965B2/en not_active Expired
- 2002-09-20 KR KR1020047003951A patent/KR100929520B1/en active IP Right Grant
- 2002-09-20 CN CNB028183479A patent/CN1295364C/en not_active Expired - Lifetime
- 2002-09-20 MX MXPA04002601A patent/MXPA04002601A/en active IP Right Grant
- 2002-09-20 BR BR0212651-6A patent/BR0212651A/en not_active Application Discontinuation
- 2002-09-20 EA EA200400266A patent/EA005386B1/en not_active IP Right Cessation
- 2002-09-20 PL PL368532A patent/PL197523B1/en unknown
- 2002-09-20 JP JP2003530006A patent/JP3828541B2/en not_active Expired - Fee Related
-
2004
- 2004-03-09 ZA ZA200401902A patent/ZA200401902B/en unknown
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1312115A1 (en) * | 1982-07-22 | 1987-05-23 | Всесоюзный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов | Method of treating copper and copper-zinc sulfide concentrates |
| DE3341154A1 (en) * | 1983-11-14 | 1985-05-30 | Vsesojuznyj naučno-issledovatel'skij gorno-metallurgičeskij institut cvetnych metallov, Ust-Kamenogorsk | Method for processing sulphidic copper concentrates and/or copper/zinc concentrates |
| US4615729A (en) * | 1985-03-20 | 1986-10-07 | Inco Limited | Flash smelting process |
| GB2350122A (en) * | 1998-08-14 | 2000-11-22 | Sumitomo Metal Mining Co | Method for smelting copper sulfide concentrate |
| WO2001049890A1 (en) * | 1998-12-30 | 2001-07-12 | Outokumpu Oyj | Method for the production of blister copper in suspension reactor |
| US20020043133A1 (en) * | 2000-08-22 | 2002-04-18 | Yasuo Ojima | Method of smelting copper sulfide concentrate |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| DATABASE WPI, Week 198802, Derwent Publications Ltd., London, GB; Class M 25, AN 1988-022531 & SU 1312115 A (NONFERR METAL MINE), 23 may 1987 (1987-05-23), abstract * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2683675C1 (en) * | 2016-11-02 | 2019-04-01 | Янгу Сянгуан Коппер Ко., Лтд | Method for melting copper sulphide ore with high arsenic content |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JP2005503481A (en) | 2005-02-03 |
| FI115536B (en) | 2005-05-31 |
| CA2459962C (en) | 2011-01-04 |
| EP1436434A1 (en) | 2004-07-14 |
| WO2003025236A1 (en) | 2003-03-27 |
| YU24704A (en) | 2006-08-17 |
| CN1295364C (en) | 2007-01-17 |
| KR100929520B1 (en) | 2009-12-03 |
| RO122640B1 (en) | 2009-10-30 |
| ZA200401902B (en) | 2004-09-08 |
| KR20040029183A (en) | 2004-04-03 |
| FI20011859A0 (en) | 2001-09-21 |
| PL197523B1 (en) | 2008-04-30 |
| EA200400266A1 (en) | 2004-10-28 |
| MXPA04002601A (en) | 2004-06-07 |
| CA2459962A1 (en) | 2003-03-27 |
| JP3828541B2 (en) | 2006-10-04 |
| BR0212651A (en) | 2004-08-24 |
| CN1556867A (en) | 2004-12-22 |
| FI20011859A (en) | 2003-03-22 |
| US20040244534A1 (en) | 2004-12-09 |
| PE20030425A1 (en) | 2003-06-13 |
| AU2002325965B2 (en) | 2008-01-24 |
| PL368532A1 (en) | 2005-04-04 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA005386B1 (en) | Method for production of blister copper | |
| AU2002325965A1 (en) | Method for the production of blister copper | |
| EA003759B1 (en) | Method for the production of blister copper in suspension reactor | |
| CN106332549B (en) | Process for converting copper-containing materials | |
| EA007445B1 (en) | Method for producing blister copper | |
| JP3682166B2 (en) | Method for smelting copper sulfide concentrate | |
| CN109971974A (en) | A kind of production technology of blister refining | |
| US4515631A (en) | Method for producing blister copper | |
| US3984235A (en) | Treatment of converter slag | |
| CA1204598A (en) | Procedure for producing lead bullion from sulphide concentrate | |
| SU1735408A1 (en) | Process for treating slags for production of heavy nonferrous metals | |
| JP4274069B2 (en) | Reuse method of copper alloy and mat obtained by slag fuming method | |
| US3032411A (en) | Metallurgical process | |
| US3669646A (en) | Process for autogenous smelting of copper ore concentrates and charge product therefor | |
| JPS61531A (en) | Method for smelting copper sulfide ore | |
| JPS62174338A (en) | Refining method for copper | |
| RU2224034C1 (en) | Platinum metal extraction method | |
| US2895821A (en) | Process for refining blister copper | |
| SU947211A1 (en) | Method for converting lead-containing copper mattes | |
| SU1663031A1 (en) | Method of producing rimming steel | |
| US766655A (en) | Method of smelting ore and cleaning converter-slag. | |
| JPH09143518A (en) | Production of low silicon pig iron at the time of reducing production in blast furnace | |
| CS205257B1 (en) | Steelmaking pig iron |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM |
|
| PC4A | Registration of transfer of a eurasian patent by assignment |