RU2169202C1 - Method of continuous processing of copper concentrate into blister copper - Google Patents
Method of continuous processing of copper concentrate into blister copper Download PDFInfo
- Publication number
- RU2169202C1 RU2169202C1 RU2000125142A RU2000125142A RU2169202C1 RU 2169202 C1 RU2169202 C1 RU 2169202C1 RU 2000125142 A RU2000125142 A RU 2000125142A RU 2000125142 A RU2000125142 A RU 2000125142A RU 2169202 C1 RU2169202 C1 RU 2169202C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- concentrate
- oxygen
- copper
- containing gas
- ratio
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии, в частности к способу переработки медных сульфидных (в т.ч. никельсодержащих) концентратов на черновую медь. The invention relates to the field of metallurgy, in particular to a method for processing copper sulfide (including nickel-containing) concentrates into blister copper.
Известен способ переработки никельсодержащих медных концентратов на черновую медь. В известном способе (патент США N 3819362) плавку концентрата ведут в отдельном агрегате на штейн, а затем продувают его в горизонтальном конвертере периодического действия на черновую медь и сухой конвертерный шлак. A known method of processing Nickel-containing copper concentrates on blister copper. In the known method (US patent N 3819362), the concentrate is melted in a separate unit on matte, and then it is blown in a horizontal batch converter on blister copper and dry converter slag.
К недостаткам известного способа можно отнести: низкое извлечение меди в черновую медь и серы в газы, богатые диоксидом серы; высокие затраты на переработку богатых по меди "сухих" никелевых шлаков; невозможность организации непрерывного процесса плавки. The disadvantages of this method include: low extraction of copper in blister copper and sulfur in gases rich in sulfur dioxide; high costs of processing copper-rich "dry" nickel slags; the impossibility of organizing a continuous melting process.
Известен способ непрерывной плавки сульфидных материалов в жидкой ванне (а. с. СССР N 510842). По этому способу плавку сульфидных материалов ведут в шлаковой ванне с получением шлака и штейна при высоте их слоев, соответственно, 0,6 - 0,7 и 0,3 - 0,4 от общей высоты расплава. В процессе плавки поддерживают расход кислорода, необходимый для окисления только части сульфидов железа и никеля. Основными недостатками способа являются низкое извлечение серы в богатые газы, высокие затраты на переработку штейна в горизонтальных конвертерах. A known method for the continuous melting of sulfide materials in a liquid bath (a. With. The USSR N 510842). According to this method, sulphide materials are melted in a slag bath to produce slag and matte at a height of their layers, respectively, of 0.6 - 0.7 and 0.3 - 0.4 of the total melt height. During the smelting process, the oxygen consumption necessary to oxidize only part of the iron and nickel sulfides is maintained. The main disadvantages of the method are the low extraction of sulfur into rich gases, the high cost of processing matte in horizontal converters.
Наиболее близким техническим решением является способ непрерывной плавки сульфидных медьсодержащих концентратов (патент РФ N 1734389), заключающийся в непрерывной плавке сульфидных медьсодержащих концентратов в ванне расплава, состоящей из слоев шлака, штейна и сырой меди (содержащей 1,0 - 2,5% серы и 4 - 6% никеля). По известному способу высоту слоя штейна (0,05 - 0,1 общей высоты ванны) поддерживают изменением соотношения расходов кислорода и загружаемого концентрата из расчета окисления до 95% серы и части никеля, содержащихся в концентрате, а высоту слоев шлака и сырой меди (0,1 - 0,4 и 0,5 - 0,85 общей высоты ванны) поддерживают путем выпуска этих продуктов. The closest technical solution is a method for continuous melting of sulfide copper-containing concentrates (RF patent N 1734389), which consists in continuous melting of sulfide copper-containing concentrates in a melt bath consisting of layers of slag, matte and crude copper (containing 1.0 - 2.5% sulfur and 4 - 6% nickel). According to the known method, the height of the matte layer (0.05 - 0.1 of the total height of the bath) is maintained by changing the ratio of the oxygen consumption and the loaded concentrate based on the oxidation of up to 95% sulfur and part of the nickel contained in the concentrate, and the height of the slag and crude copper layers (0 , 1 - 0.4 and 0.5 - 0.85 of the total height of the bath) are supported by the release of these products.
Основными недостатками известного способа являются: наличие в агрегате слоя штейна, который даже при незначительном переокислении шлака ведет к вспениванию расплава, что может привести к выбросу его из агрегата; получение сернистой меди требует ее переработки в конвертерах, что связано со значительными энергетическими и материальными затратами на конвертирование и переработку сухого никелевого конвертерного шлака; недостаточно полное извлечение серы в богатые диоксидом серы газы. The main disadvantages of this method are: the presence of a matte layer in the aggregate, which even with a slight slag peroxidation leads to foaming of the melt, which can lead to its ejection from the aggregate; the production of copper sulphide requires its processing in converters, which is associated with significant energy and material costs for the conversion and processing of dry nickel converter slag; insufficiently complete extraction of sulfur into gases rich in sulfur dioxide.
Настоящее изобретение направлено на снижение энергетических и материальных затрат, уменьшение потерь цветных металлов и снижение выбросов серы в атмосферу. The present invention is directed to reducing energy and material costs, reducing losses of non-ferrous metals and reducing sulfur emissions into the atmosphere.
В предлагаемом нами способе плавку концентрата ведут при соотношении загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа в пределах 0,3-1,3 от теоретически необходимого для окисления всей серы и примесей (железо, никель и др.) до оксидов, высоту оксидно-шлакового слоя поддерживают в пределах 0,3 - 0,8 общей высоты ванны расплава путем изменения соотношения загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа. In our proposed method, the smelting of the concentrate is carried out at a ratio of the loading of the concentrate and the supply of oxygen-containing gas in the range of 0.3-1.3 from theoretically necessary for the oxidation of all sulfur and impurities (iron, nickel, etc.) to oxides, the height of the oxide-slag layer is maintained within 0.3 - 0.8 of the total height of the melt pool by changing the ratio of the concentrate loading and oxygen-containing gas supply.
Уменьшение соотношения загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа ниже 0,3 ведет к сильному подъему общего уровня ванны из-за резкого увеличения газонасыщенности оксидно-шлакового слоя в результате взаимодействия сульфидов загружаемого концентрата с закисью меди, содержащейся в оксидно-шлаковом расплаве, и, как следствие, к вспениванию ванны, снижению высоты оксидно-шлакового слоя ниже 0,3 общего уровня ванны, к повышенному износу фурмы и большой вероятности ее прогара. A decrease in the ratio of concentrate loading and supply of oxygen-containing gas below 0.3 leads to a strong increase in the overall bath level due to a sharp increase in the gas saturation of the oxide-slag layer as a result of the interaction of sulfides of the loaded concentrate with copper oxide contained in the oxide-slag melt, and, as a result , to foaming the bath, reducing the height of the oxide-slag layer below 0.3 of the total level of the bath, to increased wear of the lance and the high probability of burnout.
Увеличение соотношения загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа выше 1,3 ведет к накоплению в оксидно-шлаковом расплаве значительного количества закиси меди и, как следствие, к повышению уровня оксидно-шлакового слоя более 0,8 общей высоты ванны и к уменьшению выхода черновой меди. Кроме того, увеличение высоты оксидно-шлакового слоя более 0,8 общей высоты ванны расплава ведет к затруднениям при выпуске черновой меди. An increase in the ratio of concentrate loading and supply of oxygen-containing gas above 1.3 leads to the accumulation of a significant amount of copper oxide in the oxide-slag melt and, as a result, to an increase in the level of the oxide-slag layer over 0.8 of the total bath height and to a decrease in the yield of blister copper. In addition, an increase in the height of the oxide-slag layer of more than 0.8 of the total height of the molten bath leads to difficulties in the production of blister copper.
В период плавки концентрата соотношение загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа поддерживают в пределах 1,0-1,3 от теоретически необходимого для окисления всей серы и примесей (железо, никель и др.) до оксидов. Увеличение соотношения загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа выше 1,3 от теоретически необходимого для окисления всей серы и примесей (железо, никель и др.) до оксидов ведет к переводу части меди концентрата в закись меди и, как следствие, к росту оксидно-шлакового слоя свыше 0,8 общего уровня ванны, снижению выхода готовой черновой меди, сильному увеличению продолжительности подготовки шлака к выпуску. Снижение соотношения загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа менее 1,0 от теоретически необходимого для окисления всей серы и примесей (железо, никель и др. ) до оксидов ведет к уменьшению высоты оксидно-шлакового слоя менее 0,2, его загустению и вспениванию из-за снижения содержания в нем закиси меди. During the smelting of the concentrate, the ratio of the loading of the concentrate and the supply of oxygen-containing gas is maintained within 1.0-1.3 from theoretically necessary for the oxidation of all sulfur and impurities (iron, nickel, etc.) to oxides. An increase in the ratio of concentrate loading and oxygen-containing gas supply above 1.3 from theoretically necessary for the oxidation of all sulfur and impurities (iron, nickel, etc.) to oxides leads to the conversion of part of the concentrate copper to copper oxide and, as a result, to the growth of oxide-slag a layer above 0.8 of the total bath level, reducing the yield of finished blister copper, greatly increasing the duration of the preparation of slag for release. A decrease in the ratio of concentrate loading and supply of oxygen-containing gas to less than 1.0 from the theoretically necessary for the oxidation of all sulfur and impurities (iron, nickel, etc.) to oxides leads to a decrease in the height of the oxide-slag layer to less than 0.2, its thickening and foaming for reducing the content of copper oxide in it.
Перед выпуском шлака соотношение загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа поддерживают в пределах 0,3-1,0 от теоретически необходимого для окисления всей серы и примесей (железо, никель и др.) до оксидов. Уменьшение соотношения ниже 0,3 ведет к сильному подъему общего уровня ванны из-за резкого увеличения газонасыщенности оксидно-шлакового слоя в результате взаимодействия сульфидов загружаемого концентрата с закисью меди, содержащейся в оксидно-шлаковом расплаве. При увеличении соотношения выше 1,0 не происходит восстановление закиси меди, содержащейся в оксидно-шлаковом расплаве, сульфидами концентрата, и, как следствие, шлак не обедняется по меди, а следовательно, резко снижается извлечение меди в готовую продукцию. Prior to slag production, the ratio of concentrate loading and oxygen-containing gas supply is maintained within the range of 0.3-1.0 from theoretically necessary for the oxidation of all sulfur and impurities (iron, nickel, etc.) to oxides. A decrease in the ratio below 0.3 leads to a strong increase in the overall level of the bath due to a sharp increase in the gas saturation of the oxide-slag layer as a result of the interaction of sulfides of the loaded concentrate with the nitrous oxide contained in the oxide-slag melt. When the ratio increases above 1.0, copper oxide contained in the oxide-slag melt does not recover with concentrate sulfides, and, as a result, the slag does not deplete in copper, and therefore, copper recovery into finished products decreases sharply.
Пример. Плавку медного концентрата от разделения медно-никелевого файнштейна вели в промышленном стационарном агрегате с верхним дутьем. На плавку поступал концентрат, содержащий 68,5 - 69% меди, 4,2 - 4,5% никеля, 4,0 - 4,5% железа, 0,2 - 0,25% кобальта и 20,5 - 21% серы. Влажность концентрата 8%. В качестве флюса использовали кварцит с содержанием оксида кремния 69 - 72%. В агрегат непрерывно загружали шихту из 96% концентрата и 4% кварцевого флюса в количестве 23 т/ч. Через топливно-кислородную фурму в расплав подавали кислород с расходом 4400 нм3/ч и жидкое топливо (мазут) 250 кг/ч. В период плавки соотношение загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа на окисление компонентов шихты (серы, никеля, кобальта и железа и незначительной части меди) составляло 1,1, т.е. подавалось 170 нм3 кислорода на 1 т загруженного в агрегат концентрата. Плавка шихты протекала при температуре расплава 1300 - 1350oC. Общая высота ванны расплава составляла 2000 мм, при этом высота оксидно-шлакового слоя составляла 1200 мм, т. е. 0,6 общей высоты ванны расплава. За 30 мин до выпуска шлака увеличили загрузку шихты до 26 т/ч и снизили расход кислорода на окисление компонентов шихты до 2500 нм3/ч, т.е. соотношение загрузки концентрата и подачи кислородсодержащего газа на окисление компонентов шихты (серы, никеля, кобальта и железа) составляло 0,5. В результате плавки получена черновая медь, содержащая 98,5% меди, 0,43% никеля, 0,001% кобальта, 0,038% железа и 0,033% серы. Полученный шлак содержал 11,5% никеля, 1,5% кобальта, 22,2% меди, 34% железа и 21,5% оксида кремния. Отходящие газа содержали 20 - 25% диоксида серы и направлялись в сернокислотное производство.Example. Melting of copper concentrate from the separation of copper-nickel matte was carried out in an industrial stationary unit with top blast. A concentrate containing 68.5 - 69% copper, 4.2 - 4.5% nickel, 4.0 - 4.5% iron, 0.2 - 0.25% cobalt and 20.5 - 21% was supplied to the smelting. sulfur. Humidity of the concentrate is 8%. Quartzite with a silica content of 69 - 72% was used as a flux. A mixture of 96% concentrate and 4% quartz flux in an amount of 23 t / h was continuously charged into the unit. Oxygen with a flow rate of 4400 nm 3 / h and liquid fuel (fuel oil) 250 kg / h were supplied to the melt through an oxygen-fuel lance. During the smelting period, the ratio of concentrate loading and oxygen-containing gas supply to the oxidation of the charge components (sulfur, nickel, cobalt and iron and an insignificant part of copper) was 1.1, i.e. 170 nm 3 oxygen was supplied per 1 ton of concentrate loaded into the aggregate. The mixture was melted at a melt temperature of 1300 - 1350 o C. The total height of the melt bath was 2000 mm, while the height of the oxide-slag layer was 1200 mm, i.e., 0.6 the total height of the melt bath. 30 minutes before slag discharge, the charge load was increased to 26 t / h and the oxygen consumption for oxidation of the charge components was reduced to 2500 nm 3 / h, i.e. the ratio of the loading of the concentrate and the supply of oxygen-containing gas to the oxidation of the charge components (sulfur, nickel, cobalt and iron) was 0.5. As a result of smelting, blister copper was obtained containing 98.5% copper, 0.43% nickel, 0.001% cobalt, 0.038% iron and 0.033% sulfur. The resulting slag contained 11.5% nickel, 1.5% cobalt, 22.2% copper, 34% iron and 21.5% silicon oxide. The waste gas contained 20 - 25% sulfur dioxide and was sent to the sulfuric acid production.
Другие примеры осуществления предлагаемого способа приведены в таблице. Other examples of the proposed method are shown in the table.
Claims (3)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2000125142A RU2169202C1 (en) | 2000-10-04 | 2000-10-04 | Method of continuous processing of copper concentrate into blister copper |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2000125142A RU2169202C1 (en) | 2000-10-04 | 2000-10-04 | Method of continuous processing of copper concentrate into blister copper |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2169202C1 true RU2169202C1 (en) | 2001-06-20 |
Family
ID=20240685
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2000125142A RU2169202C1 (en) | 2000-10-04 | 2000-10-04 | Method of continuous processing of copper concentrate into blister copper |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2169202C1 (en) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2625621C1 (en) * | 2016-04-01 | 2017-07-17 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of continuous processing copper nickel-containing sulfide materials for blister copper, waste slag and copper-nickel alloy |
RU2633410C2 (en) * | 2013-07-23 | 2017-10-12 | Сян Гуан Коппер Ко., Лтд. | Method and device for producing blister copper |
RU2783094C1 (en) * | 2022-04-11 | 2022-11-08 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Method for depletion of slag melt containing iron and non-ferrous metals |
-
2000
- 2000-10-04 RU RU2000125142A patent/RU2169202C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2633410C2 (en) * | 2013-07-23 | 2017-10-12 | Сян Гуан Коппер Ко., Лтд. | Method and device for producing blister copper |
US9867878B2 (en) | 2013-07-23 | 2018-01-16 | Yanggu Xiangguang Copper Co., Ltd. | Method and device for producing crude copper |
RU2625621C1 (en) * | 2016-04-01 | 2017-07-17 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of continuous processing copper nickel-containing sulfide materials for blister copper, waste slag and copper-nickel alloy |
WO2017171581A1 (en) * | 2016-04-01 | 2017-10-05 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for continuously converting nickel-containing copper sulphide materials |
US11441207B2 (en) | 2016-04-01 | 2022-09-13 | Publichnoe Aktsionernoe Obschestvo “Gorno-Metallurgicheskaya Kompaniya Norilsky Nikel” | Method of continuously processing nickel-containing copper sulphide materials |
RU2783094C1 (en) * | 2022-04-11 | 2022-11-08 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Method for depletion of slag melt containing iron and non-ferrous metals |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101827951B (en) | Recovery of residues containing copper and other valuable metals | |
CN108504875B (en) | Short-process copper smelting method | |
CN110129583B (en) | Fire zinc smelting system | |
CN110129584B (en) | Short-process pyrometallurgical zinc smelting device and method | |
CN112981136B (en) | One-step zinc smelting method for spraying zinc concentrate in molten pool | |
CA2947503C (en) | A method of converting copper containing material | |
US3437475A (en) | Process for the continuous smelting and converting of copper concentrates to metallic copper | |
WO2018228075A1 (en) | Method and system for short-process copper smelting | |
US5194213A (en) | Copper smelting system | |
WO2008155451A1 (en) | Method for processing cobalt-containing copper concentrate | |
JPS5493623A (en) | Smelting method for nonferrous metal | |
CN210122585U (en) | Pyrometallurgical zinc smelting system | |
RU2169202C1 (en) | Method of continuous processing of copper concentrate into blister copper | |
CN103937992A (en) | Method for recycling copper scum during top-blown furnace smelting lead refining process | |
JP3682166B2 (en) | Method for smelting copper sulfide concentrate | |
JP2002060857A (en) | Method for smelting copper sulfide concentrate | |
US4515631A (en) | Method for producing blister copper | |
JP2006307293A (en) | Method for collecting copper by floatation | |
SU1735408A1 (en) | Process for treating slags for production of heavy nonferrous metals | |
CN112143908A (en) | Smelting process for treating complex gold ore | |
FI73741C (en) | Process for continuous production of raw cups. | |
JPS61531A (en) | Method for smelting copper sulfide ore | |
JP2001335856A (en) | Continuous copper smelting furnace and method of continuously smelting copper | |
WO1997020958A1 (en) | Recovery of cobalt from slag | |
JPS62174338A (en) | Refining method for copper |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20061005 |