RU2020170C1 - Method of continuous fusion of sulfide materials - Google Patents

Method of continuous fusion of sulfide materials Download PDF

Info

Publication number
RU2020170C1
RU2020170C1 SU4838678A RU2020170C1 RU 2020170 C1 RU2020170 C1 RU 2020170C1 SU 4838678 A SU4838678 A SU 4838678A RU 2020170 C1 RU2020170 C1 RU 2020170C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
carbon
sulfur
zone
sulfide
containing fuel
Prior art date
Application number
Other languages
Russian (ru)
Inventor
В.В. Мечев
А.М. Птицын
О.Г. Еремин
Original Assignee
Мечев Валерий Валентинович
Птицын Алексей Михайлович
Еремин Олег Георгиевич
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Мечев Валерий Валентинович, Птицын Алексей Михайлович, Еремин Олег Георгиевич filed Critical Мечев Валерий Валентинович
Priority to SU4838678 priority Critical patent/RU2020170C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2020170C1 publication Critical patent/RU2020170C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: processing of sulfide polymetallic materials, for instance, copper, nickel ones in the process of fusion in melt. SUBSTANCE: in method of continuous fusion of sulfide materials including their change, bath blow by oxygen blast through tuyeres with supply of carbon-containing fuel with formation of sulfide and oxidized phases and their results with supply of additional carbon-containing fuel to the above-tuyere zone in stoichiometric relation to the amount of sulfur removed from the charge when matte of preset composition is obtained, gaseous carbon-containing fuel is supplied to the above tuyere zone with a contact of at least 20% of carbon monoxide at a temperature of at least 700 C; it is obtained by combustion of carbon-containing material in liquid oxidized phase at its blow by oxygen blast. EFFECT: facilitated procedure. 1 tbl

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к способам переработки сульфидных полиметаллических материалов, например медных, никелевых, в процессе плавки в расплаве. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to methods for processing sulfide polymetallic materials, for example, copper, nickel, in the process of melting in the melt.

Общеизвестен способ плавки Венюкова с получением в газовой фазе концентрированной двуокиси серы с последующим ее восстановлением по отдельной схеме в специальном реакторе [1]. It is a well-known method of smelting Venyukov with obtaining concentrated sulfur dioxide in the gas phase, followed by its reduction according to a separate scheme in a special reactor [1].

Недостатком такой схемы является повышенный расход углеводородного топлива для поддержания необходимого температурного уровня процесса восстановления двуокиси серы и обеднения шлаков, получаемых в результате плавки. The disadvantage of this scheme is the increased consumption of hydrocarbon fuel to maintain the required temperature level of the process of recovery of sulfur dioxide and depletion of slag resulting from smelting.

Известен способ непрерывной плавки сульфидных материалов, включающий их загрузку, продувку ванны расплава кислородсодержащим газом через фурмы в присутствии углеродсодержащего топлива с образованием надфурменной и подфурменной сульфидной и окисленной фаз с их разделением и выпуском жидких и газообразных продуктов плавки, с подачей в надфурменную зону через сопла дополнительного количества углеродсодержащего топлива в стехиометрическом соотношении к количеству серы, удаляемой из шихты при получении штейна заданного состава [2]. A known method for the continuous smelting of sulfide materials, including loading them, blowing the molten bath with oxygen-containing gas through the tuyeres in the presence of carbon-containing fuel with the formation of super-tuyere and tuyere sulfide and oxidized phases with their separation and the release of liquid and gaseous melting products, with the addition of additional gas to the super-tuyere zone through nozzles the amount of carbon-containing fuel in a stoichiometric ratio to the amount of sulfur removed from the mixture upon receipt of the matte of a given composition [2].

Недостатком известного способа является то, что восстановитель серы подается в надфурменное пространство в холодном виде и для его реакции с двуокисью серы необходим нагрев газа и энергия для конверсии. Так как реакция восстановления серы протекает достаточно медленно, то ее интенсивность будет ниже, чем при подаче высокотемпературного восстановителя. The disadvantage of this method is that the sulfur reducing agent is supplied to the super-tuyere space in a cold form and for its reaction with sulfur dioxide, gas heating and energy for conversion are necessary. Since the sulfur reduction reaction proceeds rather slowly, its intensity will be lower than when applying a high-temperature reducing agent.

Целью изобретения является повышение выхода товарной серы. The aim of the invention is to increase the yield of commercial sulfur.

Поставленная цель достигается тем, что в способе непрерывной плавки сульфидных материалов, включающем их загрузку, продувку ванны расплава кислородсодержащим дутьем через фурмы, с подачей углеродсодержащего топлива с образованием надфурменной и подфурменной сульфидной и окисленной фаз и их разделением с подачей в надфурменную зону дополнительного количества углеродсодержащего топлива в стехиометрическом соотношении к количеству серы, удаляемой из шихты при получении штейна заданного состава, в надфурменную зону подают газообразное дополнительное количество углеродсодержащего топлива с содержанием не менее 20% моноокиси углерода при температуре не ниже 700оС, при этом ее получают путем сжигания углеродсодержащего материала в жидкой окисленной фазе при продувке ее кислородсодержащим дутьем.This goal is achieved by the fact that in the method of continuous smelting of sulfide materials, including loading them, blowing the molten bath with oxygen-containing blast through the tuyeres, supplying carbon-containing fuel with the formation of an extra-tuyere and sub-tuyere sulfide and oxidized phases, and separating them with supplying an additional amount of carbon-containing fuel to the supra-tuft zone in a stoichiometric ratio to the amount of sulfur removed from the mixture upon receipt of the matte of a given composition, gaseous feed e additional amount of the carbonaceous fuel containing at least 20% carbon monoxide at a temperature of not lower than 700 ° C, wherein it is produced by combustion of carbonaceous material in the liquid phase oxidized under a purge of its oxygen blown.

Сущность способа заключается в плавке медного сульфидного сырья в плавильной зоне агрегата типа плавки Ванюкова путем его продувки кислородсодержащим газом с образованием окисленной фазы в виде шлака и штейна или белого матта. При окислении сульфидного сырья образуется двуокись серы, которая в составе отходящих газов выходит из расплава при концентрации от 10 до 70% в зависимости от содержания серы и влаги в сырье. Окисленная фаза расплава после отделения от штейна поступает в обеднительную зону. В расплав обеднительной зоны загружают уголь или углеродсодержащий материал (клинкер, отходы углеродной промышленности), при этом расплав продувают кислородсодержащим газом. В результате восстановительной обработки шлак обедняется, а содержание моноокиси углерода в отходящих газах составляет не менее 20% и зависит от степени избытка кислорода по отношению к углероду в углеродсодержащем топливе, подаваемом в шлаковый расплав. Газ, полученный при продувке шлака в обеднительной зоне при температуре 700 - 1250оС, подают в надфурменную зону окислительной плавильной зоны. После перемешивания газов происходит восстановление элементарной серы, которое начинается в надслоевом пространстве и продолжается по тракту эвакуации отходящих газов в аппаратах по утилизации тепла и сбору элементарной серы.The essence of the method consists in melting copper sulfide raw materials in the melting zone of a Vanyukov-type melting unit by blowing it with an oxygen-containing gas to form an oxidized phase in the form of slag and matte or white matte. During the oxidation of sulfide raw materials, sulfur dioxide is formed, which in the composition of the exhaust gases leaves the melt at a concentration of 10 to 70%, depending on the sulfur and moisture content in the feed. After separation from the matte, the oxidized melt phase enters the depletion zone. Coal or carbon-containing material (clinker, carbon industry waste) is charged into the depletion zone melt, while the melt is purged with oxygen-containing gas. As a result of the reduction treatment, the slag is depleted, and the carbon monoxide content in the exhaust gases is at least 20% and depends on the degree of excess oxygen in relation to the carbon in the carbon-containing fuel supplied to the slag melt. The gas produced during purging slag Slag cleaning zone at a temperature of 700 - 1250 ° C, is fed into the oxidizing zone nadfurmennuyu melting zone. After mixing the gases, elemental sulfur is restored, which begins in the superlayer space and continues along the evacuation path of the exhaust gases in heat recovery and elemental sulfur collection units.

Выбор параметров заявляемого способа объясняется следующим. The choice of parameters of the proposed method is explained as follows.

Снижение содержания моноокиси углерода ниже 26% соответствует содержанию двуокиси серы в равновесной смеси, равному ~10%. Такое содержание двуокиси серы в отходящих газах в надслоевом пространстве барботажного автогенного процесса характерно для плавки сырья с низким содержанием серы на бедный штейн. В этом случае процесс не может протекать автогенно, и более низкое содержание двуокиси серы в отходящих газах получается в результате добавления в плавильную зону (окислительную) углеводородного топлива. При этом степень восстановления двуокиси серы более эффективно регулируется за счет избытка углеводородов в плавильной зоне и для довосстановления оставшейся двуокиси серы достаточно подачи газа с 20% моноокиси углерода. При окислительной плавке сульфидного сырья на белый матт или черновую медь содержание двуокиси серы в отходящих газах будет всегда выше 14-18%, что потребует содержания моноокиси углерода в подаваемом газе не менее 29-36%. A decrease in the content of carbon monoxide below 26% corresponds to the content of sulfur dioxide in the equilibrium mixture equal to ~ 10%. Such a content of sulfur dioxide in the exhaust gases in the superlayer space of the bubbling autogenous process is typical for melting raw materials with a low sulfur content on poor matte. In this case, the process cannot proceed autogenously, and a lower content of sulfur dioxide in the exhaust gases is obtained by adding (oxidizing) hydrocarbon fuel to the melting zone. At the same time, the degree of reduction of sulfur dioxide is more effectively regulated due to the excess of hydrocarbons in the melting zone, and a gas supply with 20% carbon monoxide is sufficient to restore the remaining sulfur dioxide. In the oxidative smelting of sulphide raw materials onto white matte or blister copper, the content of sulfur dioxide in the exhaust gases will always be higher than 14-18%, which will require a carbon monoxide content of at least 29-36% in the feed gas.

Нижний предел концентрации в подаваемом в надслоевое пространство газе получен в результате плавки на бедный штейн малосернистого сырья с подачей до 9% углеводородного топлива в плавильную зону для поддержания необходимой температуры расплава. The lower concentration limit in the gas supplied to the superlayer space was obtained by smelting low-sulfur raw materials onto a poor matte with up to 9% hydrocarbon fuel being fed into the melting zone to maintain the required melt temperature.

Преимущество предлагаемого способа заключается в том, что в обеднительной зоне при подаче избытка углеродсодержащего топлива обеспечиваются условия максимального обеднения шлака за счет образования активного восстановителя-моноокиси углерода, которая после контактирования со шлаком по отдельному газоходу смешивается с сернистым ангидридом, выделяющимся из окислительной зоны. При смешении газовых потоков в смесительной камере при температуре 1100-1200оС происходит восстановление сернистого ангидрида моноокисью углерода по реакции
SO2+2CO ___→ 2CO2+

Figure 00000001
S2 В связи с присутствием влаги происходит также образование сероводорода, сероокиси углерода, водорода, которые перерабатываются в серу на последующих стадиях Клауса по реакциям:
Figure 00000002
+2H2O В результате степень конверсии SO2 в серу на первой стадии восстановления составляет 57-60%, а общая степень извлечения серы из газов с учетом стадий Клауса составляет 90-95%, после чего отходящие газы должны подвергаться санитарной очистке известным способом.The advantage of the proposed method is that in the depletion zone, when excess carbon-containing fuel is supplied, the conditions for maximum slag depletion are ensured due to the formation of an active reducing agent, carbon monoxide, which, after contacting the slag through a separate gas duct, is mixed with sulfur dioxide released from the oxidation zone. When gas flows are mixed in a mixing chamber at a temperature of 1100-1200 о С, sulfur dioxide is reduced by carbon monoxide by the reaction
SO 2 + 2CO ___ → 2CO 2 +
Figure 00000001
S 2 In connection with the presence of moisture, there is also the formation of hydrogen sulfide, carbon sulfide, hydrogen, which are processed into sulfur in the subsequent stages of Klaus according to the reactions:
Figure 00000002
+ 2H 2 O As a result, the degree of conversion of SO 2 to sulfur in the first stage of reduction is 57-60%, and the total degree of sulfur recovery from gases taking into account the Klaus stages is 90-95%, after which the exhaust gases must be sanitized in a known manner.

В соответствии с химической реакцией взаимодействия сернистого ангидрида и моноокиси углерода концентрация СО должна быть выше концентрации SO2 по крайней мере в два раза при равных объемах. Фактически с учетом полноты протекания реакции концентрация СО должна быть несколько выше, однако при этом необходимо учитывать, что часть углеродсодержащего топлива сгорает до СО2 с целью необходимости поддержания заданного температурного режима.In accordance with the chemical reaction of the interaction of sulfur dioxide and carbon monoxide, the concentration of CO should be at least two times higher than the concentration of SO 2 at equal volumes. In fact, taking into account the completeness of the reaction, the concentration of CO should be slightly higher, however, it should be borne in mind that part of the carbon-containing fuel burns to CO 2 in order to maintain a predetermined temperature regime.

Опыт эксплуатации печи Ванюкова при плавке медьсодержащего сырья на кислороде показывает, что концентрация в отходящих газах в зависимости от обогащения дутья кислородом составляет 20-50%. С учетом обеспечения максимальной эффективности процесса восстановления SO2 в серу при минимальных габаритных размерах оборудования требуется максимально возможная концентрация окиси углерода в восстановительном газе на выходе из обеднительной восстановительной зоны. В реальных условиях при использовании чистого кислорода концентрация СО в восстановительном газе может составлять 65-70%. Необходимым условием достижения максимальной степени восстановления SO2 в серу является также обеспечение хорошего перемешивания SO2 и СО, что можно достигнуть при соизмеримых газовых объемах SO2 и восстановительного газа. Однако, как показали расчеты, при прочих равных условиях концентрация СО имеет большее влияние на степень конверсии SO2 в серу. В таблице приводятся данные о влиянии концентрации СО в восстановительном газе на степень конверсии SO2 в серу.The operating experience of the Vanyukov furnace during the smelting of copper-containing raw materials on oxygen shows that the concentration in the exhaust gases, depending on the enrichment of the blast with oxygen, is 20-50%. In order to ensure the maximum efficiency of the process of reducing SO 2 to sulfur with the minimum overall dimensions of the equipment, the maximum possible concentration of carbon monoxide in the reducing gas at the outlet of the depletion reducing zone is required. Under real conditions, when using pure oxygen, the concentration of CO in the reducing gas can be 65-70%. A necessary condition for achieving the maximum degree of reduction of SO 2 in sulfur is also to ensure good mixing of SO 2 and CO, which can be achieved with comparable gas volumes of SO 2 and reducing gas. However, as calculations showed, ceteris paribus, the concentration of CO has a greater effect on the degree of conversion of SO 2 to sulfur. The table provides data on the effect of the concentration of CO in the reducing gas on the degree of conversion of SO 2 to sulfur.

Как видно из представленных данных, максимальная степень конверсии достигается при концентрации СО в восстановительном газе 60-62%. При снижении концентрации СО до 30% имело место уменьшение степени конверсии до 42%. Дальнейшее уменьшение концентрации СО до 20% при переработке газов с содержанием SO2 20% -ная степень конверсии снижается до 30-35%. Дальнейшее снижение концентрации СО приводит к резкому падению степени конверсии. В связи с этим концентрация СО в восстановительном газе не должна быть менее 20%.As can be seen from the data presented, the maximum degree of conversion is achieved when the concentration of CO in the reducing gas is 60-62%. With a decrease in the concentration of CO to 30%, there was a decrease in the degree of conversion to 42%. A further decrease in the concentration of CO to 20% in the processing of gases with an SO 2 content of 20% conversion is reduced to 30-35%. A further decrease in the concentration of CO leads to a sharp drop in the degree of conversion. In this regard, the concentration of CO in the reducing gas should not be less than 20%.

При снижении концентрации СО менее 20% имеют место определенные трудности поддержания необходимой температуры 1000-1100оС.With a decrease in CO concentration of less than 20%, there are certain difficulties in maintaining the required temperature of 1000-1100 о С.

При температуре восстановительного газа более 1100оС при смешении газов обеспечивается необходимая температура 1250оС, при которой наиболее полно протекает процесс образования серы, т.е. обеспечивается максимальная скорость реакции и степень конверсии 57-60%. При снижении температуры восстановительного газа менее 700оС температура газовой смеси будет менее 1200оС, что вызовет снижение выхода серы, а при температуре газовой смеси 1050оС реакция восстановления сернистого ангидрида моноокисью углерода может практически прекратиться. Поэтому температура восстановительного газа должна быть не ниже 700оС.At a temperature of the reducing gas over 1100 ° C when mixed gases provided the necessary temperature 1250 C, at which the process proceeds most fully sulfur formation, i.e. provides the maximum reaction rate and the degree of conversion of 57-60%. By reducing the temperature of the reducing gas at least 700 ° C temperature of the gas mixture is less than 1200 ° C, causing sulfur reduction in the yield, and the gas mixture at a temperature of 1050 C reduction reaction of sulfur dioxide with carbon monoxide can practically stop. Therefore, the temperature of the reducing gas should not be lower than 700 about C.

П р и м е р 1. В печь площадью 1,2 м2 в области фурм плавильной зоны загружали медную шихту с производительностью 80 т/сут.PRI me R 1. In a furnace with an area of 1.2 m 2 in the area of the tuyeres of the melting zone was loaded copper charge with a capacity of 80 tons / day.

Влажность шихты в среднем составляла 5,5 мас.%. Продувка осуществлялась техническим кислородом с его содержанием 92,0%. Разделение штейна и шлака происходило в подфурменной зоне. Шлак через сифон непрерывно перетекает в обеднительную зону, где подвергается продувке техническим кислородом (с содержанием кислорода 92%) при подаче угля в количестве 9 т/сут. В результате плавки были получены следующие продукты, мас.%:
Штейн Cu 51,0; Fe 21,0; S 23,0
Шлак Cu 0,95; Fe 42,0; SiO2 32,0 Газы плавильной окислительной зоны:
SO2 34,2; CO2 22,0%; H2O 36,0%; N2 7,0%. Газы восстановительной зоны:
CO 62,0%; H2O 14,0%; CO2 18,0%; N2 4,0%; SO2 1,5%.
The moisture content of the mixture averaged 5.5 wt.%. The purge was carried out with technical oxygen with its content of 92.0%. The separation of matte and slag occurred in the tuyere zone. Slag through a siphon continuously flows into the depletion zone, where it is purged with technical oxygen (with an oxygen content of 92%) when coal is supplied in an amount of 9 tons / day. As a result of melting, the following products were obtained, wt.%:
Matte Cu 51.0; Fe 21.0; S 23.0
Slag Cu 0.95; Fe 42.0; SiO 2 32,0 Gases of a melting oxidizing zone:
SO 2 34.2; CO 2 22.0%; H 2 O 36.0%; N 2 7.0%. Gases of the reduction zone:
CO 62.0%; H 2 O 14.0%; CO 2 18.0%; N 2 4.0%; SO 2 1.5%.

Газы восстановительной зоны направляются в плавильную зону, где в надслоевом пространстве при температуре 1100оС смешиваются с газами окислительной зоны. При этом происходит восстановление SO2 окисью углерода с образованием серы. Смесь по охлаждаемому газоходу направлялась в воздухоохлаждаемую камеру и далее в электрофильтр, а затем в конденсатор серы и осадительный скруббер. Сера после конденсации дополнительно выделяется в скруббере, а газы перерабатываются по классической схеме Клауса с последующей очисткой на санитарной установке. Анализ газов после электрофильтра и скруббера дал следующий состав,%:
SO2 4,9; H2S 10,2; COS 0,6; CO 2,1; CO2 39,1; H2O 38,0; N2 4,0; H2≈ 1,1.
Reducing zone gases are directed into the melting zone where nadsloevom space at a temperature of 1100 ° C are mixed with gases oxidizing zone. In this case, SO 2 is reduced by carbon monoxide to form sulfur. The mixture was directed through a cooled gas duct to an air-cooled chamber and then to an electrostatic precipitator, and then to a sulfur condenser and a precipitation scrubber. Sulfur after condensation is additionally released in a scrubber, and the gases are processed according to the classical Klaus scheme with subsequent purification in a sanitary installation. The analysis of gases after the electrostatic precipitator and scrubber gave the following composition,%:
SO 2 4.9; H 2 S 10.2; Cos 0.6; CO 2,1; CO 2 39.1; H 2 O 38.0; N 2 4.0; H 2 ≈ 1.1.

Полученный газ направлялся на санитарную очистку. Степень восстановления двуокиси серы составляет 57%. Шлак из обеднительной зоны через выпускной сифон выливался в ковш. Анализ шлака показал,%: Cu 0,016; Fe 26,1; SiO2 40,6.The resulting gas was sent for sanitation. The recovery of sulfur dioxide is 57%. Slag from the depletion zone through the outlet siphon poured into the ladle. Slag analysis showed%: Cu 0.016; Fe 26.1; SiO 2 40.6.

При этом получен штейн, %: Сu 8,3; Fe 49,1; S 27,6. Thus obtained matte,%: Cu 8.3; Fe 49.1; S 27.6.

Извлечение меди в штейн составило 98,3%. Copper to matte recovery was 98.3%.

П р и м е р 2. В печь площадью 1,2 м2 в области фурм плавильной зоны загружали пиритный концентрат производительностью 65 т/сут.PRI me R 2. In a furnace with an area of 1.2 m 2 in the area of the tuyeres of the melting zone was loaded pyrite concentrate with a capacity of 65 tons / day.

Влажность шихты в среднем составляла 6,0 мас.%. Продувка осуществлялась техническим кислородом с его содержанием 92,0%. Разделение штейна и шлака происходило в подфурменной зоне. Шлак через сифон непрерывно перетекает в обеднительную зону, где подвергается продувке техническим кислородом (92%) при подаче угля в количестве 10 т/сут. The moisture content of the mixture averaged 6.0 wt.%. The purge was carried out with technical oxygen with its content of 92.0%. The separation of matte and slag occurred in the tuyere zone. Slag through a siphon continuously flows into the depletion zone, where it is purged with technical oxygen (92%) when coal is supplied in an amount of 10 tons / day.

В результате плавки были получены следующие продукты, мас.%:
Штейн Cu 9,5; Fe 57,0; S 28,0
Шлак Cu 0,02; Fe 44,0; SiO2 31,0
Газы плавильной зоны:
SO2 36,2%; CO2 19,0%; H2O 38,0%; N2 6,5%.
As a result of melting, the following products were obtained, wt.%:
Matte Cu 9.5; Fe 57.0; S 28,0
Slag Cu 0.02; Fe 44.0; SiO 2 31.0
Gases of the melting zone:
SO 2 36.2%; CO 2 19.0%; H 2 O 38.0%; N 2, 6.5%.

Газы восстановительной зоны:
CO 66,0%; H2O 14,0%; CO2 13,0%; N2 4,0%; SO2 2,0%.
Gases of the reduction zone:
CO 66.0%; H 2 O 14.0%; CO 2 13.0%; N 2 4.0%; SO 2 2.0%.

Газы восстановительной зоны по водоохлаждаемому обводному газоходу направляются в аптейк плавильной зоны и смешиваются с газами пиритной плавки. Газы плавильной зоны при входе в аптейк печи имеют температуру 1030оС, газы восстановительной зоны при входе в аптейк имеют температуру 750оС. Смесь по охлаждаемому газоходу направляется в воздухоохлаждаемую камеру и далее в электрофильтр-конденсатор серы и осадительный скруббер.The gases of the reduction zone are directed to the pharmacy of the melting zone through a water-cooled bypass duct and mixed with pyrite melting gases. The gases upon entering the melting zone in the furnace apteyk have a temperature of 1030 C, the reducing zone at the entrance of the gases apteyk have a temperature of 750 C. The mixture was cooled by the air-gas duct is directed into the chamber and further sulfur condenser and electrostatic precipitation scrubber.

Сера после охлаждения газов конденсируется и затем выделяется в скруббере. Газы после скруббера направляются на установку Клауса и затем на хвостовую очистку. Sulfur after gas cooling condenses and then is released in a scrubber. The gases after the scrubber are sent to the Klaus installation and then to the tail cleaning.

Анализ газов после электрофильтра и скруббера дал следующие результаты, %: SO2 5,2; H2S 11,0; COS 0,8; CO 2,2; CO2 35,1; H2O 40,0; N24,5; H2 1,2.The analysis of gases after the electrostatic precipitator and scrubber gave the following results,%: SO 2 5,2; H 2 S 11.0; COS 0.8; CO 2.2; CO 2 35.1; H 2 O 40.0; N 2, 4.5; H 2 1.2.

Обеднение шлака в случае переработки пиритного концентрата не оценивалось. Depletion of slag in the case of processing of pyrite concentrate was not evaluated.

Использование предложенного способа позволит при переработке сульфидных полиметаллических руд значительно увеличить комплексность извлечения металлов и серы из сырья. Извлечение серы в промышленных условиях с учетом доработки восстановленных газов на установках Клауса может достигать 93,0 - 95,0% , а извлечение меди - 99,0%. При этом наряду с уменьшением выбросов двуокиси серы в атмосферу освобождаются земли, занятые шлаковыми отвалами, что обеспечивает экологическую чистоту плавильного передела. Кроме того, отвальный шлак является сырьем для строительной индустрии. Using the proposed method will allow the processing of sulfide polymetallic ores to significantly increase the complexity of the extraction of metals and sulfur from raw materials. Extraction of sulfur under industrial conditions, taking into account the refinement of reduced gases at Klaus plants, can reach 93.0 - 95.0%, and copper extraction - 99.0%. At the same time, along with a decrease in sulfur dioxide emissions into the atmosphere, land occupied by slag dumps is freed up, which ensures the ecological purity of the smelter. In addition, waste slag is a raw material for the construction industry.

Claims (1)

СПОСОБ НЕПРЕРЫВНОЙ ПЛАВКИ СУЛЬФИДНЫХ МАТЕРИАЛОВ, включающий их загрузку, продувку ванны расплава кислородсодержащим газом через фурмы в присутствии углеродсодержащего топлива с образованием надфурменной и подфурменной зон расплава сульфидной и окисленной фаз, подачу в надфурменную зону дополнительного количества углеродсодержащего топлива в стехиометрическом соотношении к количеству серы, удаляемой из шихты при получении штейна заданного состава, и выпуск жидких и газообразных продуктов плавки, отличающийся тем, что, с целью повышения выхода товарной серы, дополнительное количество углеродсодержащего топлива в надфурменную зону подают при содержании в нем моноксида углерода не менее 20% и температуре не ниже 700oС.METHOD FOR CONTINUOUS MELTING OF SULPHIDE MATERIALS, including loading them, blowing a molten bath with oxygen-containing gas through tuyeres in the presence of carbon-containing fuel with the formation of a sulfide and oxidized super-tuyere and sub-tuyere melt zones, supplying an additional amount of sulfur-containing fuel to the tuyere-borne zone the mixture upon receipt of the matte of a given composition, and the release of liquid and gaseous smelting products, characterized in that, in order to increase the output of marketable sulfur, an additional amount of carbon-containing fuel in the above-tuft zone is served when the content of carbon monoxide in it is at least 20% and a temperature of at least 700 o C.
SU4838678 1990-06-12 1990-06-12 Method of continuous fusion of sulfide materials RU2020170C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU4838678 RU2020170C1 (en) 1990-06-12 1990-06-12 Method of continuous fusion of sulfide materials

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU4838678 RU2020170C1 (en) 1990-06-12 1990-06-12 Method of continuous fusion of sulfide materials

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2020170C1 true RU2020170C1 (en) 1994-09-30

Family

ID=21520603

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU4838678 RU2020170C1 (en) 1990-06-12 1990-06-12 Method of continuous fusion of sulfide materials

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2020170C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO1997020958A1 (en) * 1995-12-07 1997-06-12 Ausmelt Limited Recovery of cobalt from slag

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Авторское свидетельство СССР N 510842, кл. C 22B 5/02, 1974. *
2. Авторское свидетельство СССР N 818181, кл. C 22B 5/02, 1979. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO1997020958A1 (en) * 1995-12-07 1997-06-12 Ausmelt Limited Recovery of cobalt from slag

Similar Documents

Publication Publication Date Title
FI66198C (en) METALLURGICAL FOERFARANDE MED ANVAENDNING AV SYRE OCH ANORDNING TILL UTFOERANDE AV FOERFARANDE
CA1331516C (en) Process of, and arrangement for, recovering molten pig iron or steel pre-products from lumpy iron-oxide containing charging substances
FI68658B (en) FOERFARANDE FOER KONTINUERLIG KONVERTERING AV ICKE-JAERNMETALLSULFIDKONCENTRAT
AU2007281012B2 (en) Lead slag reduction
RU2109077C1 (en) Method for treatment of zinc sulfide or other zinc-containing materials, method for partial oxidation of materials containing zinc oxide, zinc sulfide and iron sulfide, method for treatment of initial material containing zinc sulfide and iron sulfide
US6270554B1 (en) Continuous nickel matte converter for production of low iron containing nickel-rich matte with improved cobalt recovery
FR2579996A1 (en)
US20190119783A1 (en) Method for continuously converting nickel-containing copper sulphide materials
FI78506B (en) FOERFARANDE OCH ANORDNING FOER KONTINUERLIG PYROMETALLURGISK BEHANDLING AV KOPPARBLYSTEN.
KR100322393B1 (en) Method of making high grade nickel mats from nickel-containing raw materials, at least partially refined by dry metallurgy
EA007445B1 (en) Method for producing blister copper
US4388110A (en) Method for recovering the metal content of complex sulphidic metal raw materials
RU2020170C1 (en) Method of continuous fusion of sulfide materials
US3306708A (en) Method for obtaining elemental sulphur from pyrite or pyrite concentrates
KR100227997B1 (en) Method of reducing non-ferrous metal oxides in slag
US5607495A (en) Oxygen smelting of copper or nickel sulfides
RU2347994C2 (en) Furnace for continuous melting of sulphide materials in molten pool
JPS6156255A (en) Recorvery and refining of metal from non-ferrous metal ore or refined ore
RU2520292C1 (en) Processing of sulphide copper-lead-zinc materials
EP0641865B1 (en) Method of reprocessing lead-containing materials
RU2100459C1 (en) Method of processing antimony sulfide raw material containing precious metals
WO1985001750A1 (en) Smelting nickel ores or concentrates
FR2532660A1 (en) Process for the treatment of lead-sulphide or lead-zinc sulphide ores or of sulphide concentrates or of their mixtures
US4300949A (en) Method for treating sulfide raw materials
RU2002826C1 (en) Sulfide material continuous melting method