CN109477160A - 精炼硫化铜精矿的方法 - Google Patents
精炼硫化铜精矿的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN109477160A CN109477160A CN201780044574.0A CN201780044574A CN109477160A CN 109477160 A CN109477160 A CN 109477160A CN 201780044574 A CN201780044574 A CN 201780044574A CN 109477160 A CN109477160 A CN 109477160A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- copper
- furnace
- electric furnace
- supplied
- slag charge
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Pending
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 67
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 57
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 50
- 238000007670 refining Methods 0.000 title claims abstract description 11
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 106
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 93
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims abstract description 62
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims abstract description 62
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 23
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 17
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 13
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 13
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- 239000012495 reaction gas Substances 0.000 claims abstract description 8
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 57
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 57
- 241000722270 Regulus Species 0.000 claims description 19
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 claims description 15
- 239000002912 waste gas Substances 0.000 claims description 14
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 11
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 5
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 4
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical group [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 3
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 9
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 8
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 7
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 7
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 7
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 6
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 4
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 3
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 3
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000008859 change Effects 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical group [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241001124569 Lycaenidae Species 0.000 description 1
- YXLXNENXOJSQEI-UHFFFAOYSA-L Oxine-copper Chemical compound [Cu+2].C1=CN=C2C([O-])=CC=CC2=C1.C1=CN=C2C([O-])=CC=CC2=C1 YXLXNENXOJSQEI-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011358 absorbing material Substances 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 description 1
- JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N bismuth atom Chemical compound [Bi] JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000014987 copper Nutrition 0.000 description 1
- HYXXTUOWDIJLPS-UHFFFAOYSA-N copper;sulfane Chemical compound S.[Cu+2] HYXXTUOWDIJLPS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 1
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-O sulfonium Chemical compound [SH3+] RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 1
- 230000008016 vaporization Effects 0.000 description 1
- 238000009834 vaporization Methods 0.000 description 1
- 239000002918 waste heat Substances 0.000 description 1
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
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating
-
- 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
-
- 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
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/0052—Reduction 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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/08—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by sulfides; Roasting reaction methods
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种精炼硫化铜精矿(1)的方法。该方法包括将硫化铜精矿(1)、含氧反应气体(2)和造渣材料(3)供给到悬浮熔炼炉(5)的反应塔(4)中，将渣料(7)和粗铜(8)收集在悬浮熔炼炉(5)的沉降器(9)中以形成含有粗铜(8)的粗铜层(10)和渣料层(11)，并分别从悬浮熔炼炉(5)的沉降器(9)排出渣料(7)和粗铜(8)，使得渣料(7)被供给到电炉(12)中。本方法包括将硫化铜精矿(1)的一部分供给到电炉(12)中。
Description
技术领域
本发明涉及如独立权利要求1的前序部分所限定的精炼硫化铜精矿的方法。
在本文中，粗铜意味着熔融的不纯的铜产品，其主要由要在阳极炉中进一步精炼用的金属铜(>96％)组成。
在本文中，铜锍(matte copper)意味着主要由硫化铜和硫化铁组成的不纯的铜产品。
图1示出了用于将铜精矿精炼成阳极铜的直接粗铜法(direct to blisterprocess)的实施方案的方框图。
在直接粗铜法中，借助于布置在悬浮熔炼炉5的反应塔4顶部的喷嘴6将硫化铜精矿1、含氧反应气体2和造渣材料3供给到悬浮熔炼炉5的反应塔4中，使得硫化铜精矿1、含氧反应气体2和造渣材料3在悬浮熔炼炉5的反应塔4中反应成为粗铜8和渣料7。将渣料7和粗铜8收集在悬浮熔炼炉5的沉降器9中，以在悬浮熔炼炉5的沉降器9中形成含有粗铜8的粗铜层10和在粗铜层10上方的含有渣料7的渣料层11。
将渣料7和粗铜8分别从悬浮熔炼炉5的沉降器9排出，使得渣料7被供给到电炉12中，且使得可具有98重量％铜含量的粗铜8被供给到阳极炉13中。悬浮熔炼炉5内的反应中产生的工艺废气16通过悬浮熔炼炉5的上升道14从悬浮熔炼炉5排出到工艺废气处理装置15，该工艺废气处理装置15通常包括废热锅炉(图中未显示)和电过滤器(图中未显示)。
从悬浮熔炼炉5的沉降器9供给到电炉12的渣料7在电炉12中通过将诸如焦炭的另外的含碳还原剂17供给到电炉中而被还原，使得在电炉12中形成含有电炉粗铜19的电炉粗铜层18和在电炉粗铜层18上方的含有电炉渣料21的电炉渣料层20。
将电炉渣料21和电炉粗铜19分别从电炉12中排出，使得可具有97重量％铜含量的电炉粗铜19被供给到阳极炉13中，在阳极炉13中，产生阳极铜22，使得可具有4重量％铜含量的电炉渣料21经历最终的渣料净化过程23。从最终的渣料净化过程23(其可例如通过在浮选装置(图中未显示)中或在附加的电炉(图中未显示)中的浮选来进行)，可将渣料浓缩物或其他含铜产物25供给到悬浮熔炼炉5的反应塔4中，并且弃置诸如尾矿的废弃物24。
当处理具有低品位铜的精矿时，使用直接粗铜法的一个问题是它产生大量的热能，这意味着用于处理在悬浮熔炼炉内的过程中产生的工艺废气的工艺废气处理装置必须具有大容量。
另一个问题是，供给到阳极炉中的粗铜通常具有不同的组成，例如基于重量百分比的铜含量不同于从电炉供给到阳极炉中的电炉粗铜。电炉粗铜中的许多杂质(例如砷)的含量可能很高，这对保持阳极铜产品的高质量提出了挑战。
通过使用浮选从电炉渣料中回收铜也是具有挑战性的，因为渣料中含有的铜大部分不是硫化物形式。
公开物US 8,771,396提出了一种直接由铜精矿生产粗铜的方法，其特征在于，它包括以下步骤：a)在反应炉的上段，将铜精矿、铜锍、造渣材料、富氧空气和吸热材料一起供给到反应炉中；b)在反应炉的下段，将还原剂供给到反应炉中，其中炉气、固态的热焦炭层、液态的渣料层和液态的粗铜层在反应炉底部形成熔体；c)将热焦炭和液态的渣料引入电炉，同时将硫化剂供给到电炉中，以便在电炉中产生电炉渣料和铜锍；d)将铜锍造粒并在反应炉的上段将其重新供给到反应炉中，其中步骤c)中的硫化剂为硫化铜精矿，其含水量为4重量％至10重量％，所述硫化铜精矿与所述液态渣料的质量比为4～6:1。使用该方法的问题在于，因为将焦炭形式的还原剂供给到反应炉中，并且因为将热焦炭和液态的渣料供给到电炉中，所以对于反应炉来说，可能需要改进或特殊的布置。其原因在于焦炭漂浮在渣料层的表面上，因此不容易将焦炭与液态的渣料一起从反应炉导入电炉。
本发明的目的
本发明的目的是提供一种精炼硫化铜精矿的方法，该方法解决了上述问题。
本发明的简短描述
本发明的用于精炼硫化铜精矿的方法的特征在于独立权利要求1的限定。
本方法的优选实施方案在从属权利要求中限定。
本发明基于在电炉中使用硫化铜精矿作为还原剂以还原渣料，该渣料是通过将待精炼的硫化铜精矿的一部分供给到电炉中而不是悬浮熔炼炉中，以未还原的状态从悬浮熔炼炉中供给到电炉中。硫化物精矿与直接粗铜炉(Direct to Blister Furnace)渣料中所含的氧反应，产生不混溶的铜锍和渣料产物。由于来自渣料的氧在反应中被消耗，所以渣料中含有的铜被还原。在该过程中形成的铜锍被固化、处理并作为原料供给直接粗铜炉。这减少了悬浮熔炼炉中产生的工艺废气的量，因为在悬浮熔炼炉中处理较少量的硫化铜精矿，并且因为熔炼固体锍产物需要工艺废气中高富氧。
因为粗铜仅从悬浮熔炼炉供给到阳极炉中，所以在阳极炉中处理的粗铜组合物具有均匀的组成和品质。粗铜中诸如砷的某些杂质的含量较低，因为(i)在电炉中，由于还原条件，杂质会进入粗铜中，它们这样做的程度较低，因为它们在锍中的化学活性系数高于在粗铜中的化学活性系数，(ii)供给到阳极炉的所有粗铜都从直接粗铜炉排出，其中粗铜与大量溶解杂质的高度氧化的渣料接触。
如果在最终的渣料净化过程中使用浮选以从电炉渣料中回收铜，则铜的回收率优于直接粗铜法中的回收率，因为渣料中含有的铜主要是硫化物形式，这意味着含铜颗粒更容易浮选。
如在公开物US 8,771,396的方法中那样，将未还原形式的渣料从悬浮熔炼炉排放到电炉中而不是将还原剂供给到悬浮熔炼炉中的优点在于，在本方法中，诸如砷、铅、铋和锑的杂质将作为渣料的组分从悬浮熔炼炉排出，且由于悬浮熔炼炉中从渣料层到粗铜层中的还原反应，杂质将不会迁移，可如公开物US8,771,396的方法中的情况那样。在本方法中，粗铜层将因此比在公开物US8,771,396的方法中形成的粗铜层含有更少的杂质。
如在公开物US8,771,396的方法中那样，将未还原形式的渣料从悬浮熔炼炉排放到电炉中而不是将还原剂供给到悬浮熔炼炉中的优点在于，在本方法中，以未还原形式从悬浮熔炼炉供给的渣料将比在公开物US8,771,396的方法中更有效地在电炉中与硫化铜精矿反应。更确切地说，硫化铜精矿中的硫将与渣料中的氧反应。因为在本方法中渣料将有效地在电炉中与硫化铜精矿反应，这减少了在电炉中使用诸如焦炭的其他还原剂的需求。硫化铜精矿中的硫与渣料中的氧之间的放热反应中释放的能量也降低了对电炉中的电力需求。
在本方法的一个实施方案中，将供给到悬浮熔炼炉和电炉中的硫化铜精矿总量的5％至50％硫化铜精矿供给到电炉中。在本实施方案中，供给到电炉中的硫化铜精矿与供给到电炉中的渣料的质量比优选小于1:1，更优选0.25:1至0.7:1，甚至更优选0.45:1至0.5:1。与公开物US8,771,396的方法(其中所述硫化铜精矿与所述液态渣料的质量比为4～6:1)相比，利用本实施方案的优点在于，本方法的该实施方案需要较少的电能，因为硫化铜精矿的大部分通过与反应气体的放热反应在悬浮熔炼炉中熔化，而不是如公开物美国8,771,396的方法中的情况那样通过使用电能在电炉中熔化大部分的硫化铜精矿。
在本方法的一个实施方案中，供给到电炉中的硫化铜精矿的含水量低于1重量％，优选低于0.5重量％。与公开物US8,771,396的方法(其中硫化铜精矿的含水量为4重量％至10重量％)相比，利用本方法的该实施方案的优点在于，在本方法的该实施方案中，在电炉中形成较少量的水蒸汽且用于汽化水的电力需求较小。
附图列表：
在下文中，将通过参考附图更详细地描述本发明。
图1示出了直接粗铜法的方框图，
图2示出了本方法的第一实施方案的方框图，以及
图3示出了本方法的第二实施方案的方框图。
发明详述
图2示出了用于精炼硫化铜精矿1的方法的第一实施方案的方框图，图3示出了用于精炼硫化铜精矿1的方法的第二实施方案的方框图。
本方法包括借助于布置在悬浮熔炼炉5的反应塔4顶部的喷嘴6将硫化铜精矿1、含氧反应气体2和造渣材料3供给到悬浮熔炼炉5的反应塔4中，由此，硫化铜精矿1、含氧反应气体2和造渣材料3在悬浮熔炼炉5的反应塔4中反应成为粗铜8和渣料7。
本方法包括将渣料7和粗铜8收集在悬浮熔炼炉5的沉降器9中，以在悬浮熔炼炉5的沉降器9中形成含有粗铜8的粗铜层10和在粗铜层10上方的含有渣料7的渣料层11。
本方法包括将处于未还原状态的渣料7和粗铜8分别从悬浮熔炼炉5的沉降器9排出，使得处于未还原状态的渣料7被供给到电炉12中。
本方法包括将硫化铜精矿1的一部分供给到电炉12中。
本方法包括在电炉12中至少部分地利用供给到电炉12中的硫化铜精矿1还原以未还原状态从悬浮熔炼炉5供给的渣料7，以在电炉12中形成含有铜锍27的锍层26和在锍层26上方的含有电炉渣料21的电炉渣料层20。
本方法包括将电炉渣料21和铜锍分别从电炉12中排出。
本方法包括将从电炉12中排出的铜锍27造粒和处理28以获得铜锍原料29。
本方法包括借助于喷嘴6将所述铜锍原料29的至少一部分供给到悬浮熔炼炉5的反应塔4中。
如图2和3所示，本方法可以包括将来自悬浮熔炼炉5的沉降器9的粗铜8供给到阳极炉13中或多个阳极炉13中，并在一个或多个阳极炉13中火法精炼粗铜。
如图2所示，本方法可以包括使电炉渣料21经历最终的渣料净化过程23，该渣料净化过程23可例如通过浮选装置(图中未示出)中或附加电炉(图中未示出)中的浮选来进行。可借助于悬浮熔炼炉5的喷嘴6将渣料浓缩物或其他含铜产物25从最终的渣料净化过程23供给到悬浮熔炼炉5的反应塔4中，并弃置诸如尾矿的废弃物24。
如图3所示，本方法可以包括将诸如焦炭的另外的含碳还原剂17供给到电炉12中。
如图2和3所示，本方法可以包括将工艺废气16从悬浮熔炼炉5的上升道14供给到工艺废气处理装置15。
本方法可以包括将来自电炉12的工艺废气供给到工艺废气处理装置15。
本方法可以包括将5％至50％，优选10％至40％，更优选25％至35％，例如约33％硫化铜精矿1供给到电炉12中。
供给到电炉12中的硫化铜精矿1与供给到电炉12中的渣料7的质量比优选小于1:1，更优选0.25:1至0.7:1，甚至更优选0.45:1至0.5:1。
供给到电炉12中的硫化铜精矿1的含水量优选低于1重量％，更优选低于0.5重量％。
供给到悬浮熔炼炉5的反应塔4中的硫化铜精矿1的含水量优选低于1重量％，更优选低于0.5重量％。
实施例1
以76t/h的供给速率将70％硫化铜精矿(以质量百分比计含有25％Cu)供给到悬浮熔炼炉中，并以33t/h的供给速率将30％硫化铜精矿(以质量百分比计含有25％Cu)供给到电炉中。以26t/h的排出速率将粗铜(以质量百分比计含有98.4％Cu)从悬浮熔炼炉中排出，并以73t/h的速率将以质量百分比计含有24％Cu的渣料从悬浮熔炼炉排放到电炉中。以37t/h的速率将铜锍(以质量百分比计含有65％Cu)从电炉中排出，并以65t/h的速率将电炉渣料(以质量百分比含有2％Cu)从电炉中排放到包括渣料浮选的渣料净化过程。将从电炉排出的铜锍进行造粒、研磨并供给到悬浮熔炼炉中。以5t/h的供给速率将渣料浓缩物(以质量百分比含有20％Cu)从渣料净化过程再循环到悬浮熔炼炉中，并排出尾矿(以质量百分比计含有0.5％Cu)。
实施例2
以70t/h的供给速率将65％硫化铜精矿(以质量百分比计含有25％Cu)供给到悬浮熔炼炉中，并以42t/h的供给速率将35％硫化铜精矿(以质量百分比计含有25％Cu)供给到电炉中。以26t/h的排出速率将粗铜(以质量百分比计含有98.4％Cu)从悬浮熔炼炉排出，并以83t/h的速率将以质量百分比计含有24％Cu的渣料从悬浮熔炼炉排放到电炉中。还以2t/h的供给速率将焦炭形式的还原剂供给到电炉中。分别以51t/h的速率和70t/h的速率将铜锍(以质量百分比计含有55％Cu)和电炉渣料(以百分比质量计含有<1％Cu)从电炉中排出。将从电炉排出的铜锍进行造粒、研磨并供给到悬浮熔炼炉中。
对于本领域技术人员显而易见的是，随着技术的进步，本发明的基本思想可以各种方式实现。因此，本发明及其实施例不限于上述实施例，而是可以在权利要求的范围内变化。
Claims (10)
1.一种精炼硫化铜精矿(1)的方法，其中该方法包括如下步骤：
借助于布置在悬浮熔炼炉(5)的反应塔(4)顶部的喷嘴(6)将硫化铜精矿(1)、含氧反应气体(2)和造渣材料(3)供给到悬浮熔炼炉(5)的反应塔(4)中，由此，硫化铜精矿(1)、含氧反应气体(2)和造渣材料(3)在悬浮熔炼炉(5)的反应塔(4)中反应成为粗铜(8)和渣料(7)，
将渣料(7)和粗铜(8)收集在悬浮熔炼炉(5)的沉降器(9)中，以在悬浮熔炼炉(5)的沉降器(9)中形成含有粗铜(8)的粗铜层(10)和在粗铜层(11)上方的含有渣料(7)的渣料层(11)，
将处于未还原状态的渣料(7)和粗铜(8)分别从悬浮熔炼炉(5)的沉降器(9)排出，使得处于未还原状态的渣料(7)被供给到电炉(12)中，
其特征在于，
将硫化铜精矿(1)的一部分供给到电炉(12)中，
在电炉(12)中至少部分地利用供给到电炉(12)中的硫化铜精矿(1)还原以未还原状态从悬浮熔炼炉(5)供给的渣料(7)，以在电炉(12)中形成含有铜锍(27)的锍层(26)和在锍层(26)上方的含有电炉渣料(21)的电炉渣料层(20)，
将电炉渣料(21)和铜锍分别从电炉(12)中排出，
将从电炉(12)中排出的铜锍(27)造粒和处理(28)以获得铜锍原料(29)，
借助于喷嘴(6)将所述铜锍原料(29)的至少一部分供给到悬浮熔炼炉(5)的反应塔(4)中。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，将来自悬浮熔炼炉(5)的沉降器(9)的粗铜(8)供给到阳极炉(13)中，并在阳极炉(13)中火法精炼粗铜。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，使电炉渣料(21)经历最终的渣料处理过程(23)以形成废弃物(24)和渣料浓缩物或其他含铜产物(25)，并借助于喷嘴(6)将渣料浓缩物或其他含铜产物(25)供给到悬浮熔炼炉(5)的反应塔(4)中。
4.根据权利要求1至3中任一项所述的方法，其特征在于，将诸如焦炭的另外的含碳还原剂(17)供给到电炉(12)中。
5.根据权利要求1至4中任一项所述的方法，其特征在于，将工艺废气(16)从悬浮熔炼炉(5)的上升道(14)供给到工艺废气处理装置(15)。
6.根据权利要求1至5中任一项所述的方法，其特征在于，将来自电炉(12)的工艺废气供给到工艺废气处理装置(15)。
7.根据权利要求1至6中任一项所述的方法，其特征在于，将5％至50％，优选10％至40％，更优选25％至35％，例如约33％硫化铜精矿(1)供给到电炉(12)中。
8.根据权利要求1至7中任一项所述的方法，其特征在于，供给到电炉(12)中的硫化铜精矿(1)与供给到电炉(12)中的渣料(7)的质量比为小于1:1，优选0.25:1至0.7:1，更优选0.45:1至0.5:1。
9.根据权利要求1至8中任一项所述的方法，其特征在于，供给到电炉(12)中的硫化铜精矿(1)的含水量低于1重量％，优选低于0.5重量％。
10.根据权利要求1至9中任一项所述的方法，其特征在于，供给到悬浮熔炼炉(5)的反应塔(4)中的硫化铜精矿(1)的含水量低于1重量％，优选低于0.5重量％。
Applications Claiming Priority (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PCT/FI2016/050537 WO2018015611A1 (en) | 2016-07-22 | 2016-07-22 | Method for refining sulfidic copper concentrate |
| FIPCT/FI2016/050537 | 2016-07-22 | ||
| PCT/FI2017/050543 WO2018015617A1 (en) | 2016-07-22 | 2017-07-20 | Method for refining sulfidic copper concentrate |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN109477160A true CN109477160A (zh) | 2019-03-15 |
Family
ID=59579651
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201780044574.0A Pending CN109477160A (zh) | 2016-07-22 | 2017-07-20 | 精炼硫化铜精矿的方法 |
Country Status (9)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US10435769B2 (zh) |
| EP (1) | EP3488021B1 (zh) |
| CN (1) | CN109477160A (zh) |
| CL (1) | CL2019000121A1 (zh) |
| EA (1) | EA035697B1 (zh) |
| ES (1) | ES2807576T3 (zh) |
| PL (1) | PL3488021T3 (zh) |
| RS (1) | RS60630B1 (zh) |
| WO (2) | WO2018015611A1 (zh) |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101903543A (zh) * | 2007-12-17 | 2010-12-01 | 奥图泰有限公司 | 用于精炼铜精矿的方法 |
| CN102605191A (zh) * | 2012-04-16 | 2012-07-25 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种铜精矿直接生产粗铜的方法 |
| CN103484689A (zh) * | 2012-06-13 | 2014-01-01 | 奥图泰有限公司 | 用于精炼铜精矿的方法及装置 |
| CN103725896A (zh) * | 2013-12-13 | 2014-04-16 | 金川集团股份有限公司 | 一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法 |
| WO2015158963A1 (en) * | 2014-04-17 | 2015-10-22 | Outotec (Finland) Oy | Method for producing cathode copper |
| WO2016075368A1 (en) * | 2014-11-10 | 2016-05-19 | Outotec (Finland) Oy | Treatment of complex sulfide concentrate |
Family Cites Families (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2115753C1 (ru) * | 1996-12-14 | 1998-07-20 | Институт техники, технологии и управления г.Балаково | Способ переработки сульфидных медных концентратов |
| PT1257676E (pt) * | 2000-01-04 | 2004-06-30 | Outokumpu Oy | Processo para a producao de cobre vesicular num reactor de suspensao |
| RU2261929C2 (ru) * | 2003-11-11 | 2005-10-10 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ комбинированной переработки медно-никелевых кобальтсодержащих сульфидных материалов с различным отношением меди к никелю |
-
2016
- 2016-07-22 WO PCT/FI2016/050537 patent/WO2018015611A1/en active Application Filing
-
2017
- 2017-07-20 PL PL17751117T patent/PL3488021T3/pl unknown
- 2017-07-20 EP EP17751117.7A patent/EP3488021B1/en active Active
- 2017-07-20 WO PCT/FI2017/050543 patent/WO2018015617A1/en unknown
- 2017-07-20 EA EA201990161A patent/EA035697B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2017-07-20 CN CN201780044574.0A patent/CN109477160A/zh active Pending
- 2017-07-20 RS RS20200898A patent/RS60630B1/sr unknown
- 2017-07-20 ES ES17751117T patent/ES2807576T3/es active Active
-
2019
- 2019-01-15 US US16/247,900 patent/US10435769B2/en active Active
- 2019-01-16 CL CL2019000121A patent/CL2019000121A1/es unknown
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101903543A (zh) * | 2007-12-17 | 2010-12-01 | 奥图泰有限公司 | 用于精炼铜精矿的方法 |
| CN102605191A (zh) * | 2012-04-16 | 2012-07-25 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种铜精矿直接生产粗铜的方法 |
| CN103484689A (zh) * | 2012-06-13 | 2014-01-01 | 奥图泰有限公司 | 用于精炼铜精矿的方法及装置 |
| CN103725896A (zh) * | 2013-12-13 | 2014-04-16 | 金川集团股份有限公司 | 一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法 |
| WO2015158963A1 (en) * | 2014-04-17 | 2015-10-22 | Outotec (Finland) Oy | Method for producing cathode copper |
| WO2016075368A1 (en) * | 2014-11-10 | 2016-05-19 | Outotec (Finland) Oy | Treatment of complex sulfide concentrate |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 刘志辉主编: "《有色冶金概论》", 31 August 2015, 东北师范大学出版社 * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CL2019000121A1 (es) | 2019-05-17 |
| PL3488021T3 (pl) | 2020-11-02 |
| US20190144970A1 (en) | 2019-05-16 |
| EA201990161A1 (ru) | 2019-06-28 |
| WO2018015611A1 (en) | 2018-01-25 |
| US10435769B2 (en) | 2019-10-08 |
| EP3488021A1 (en) | 2019-05-29 |
| RS60630B1 (sr) | 2020-09-30 |
| WO2018015617A1 (en) | 2018-01-25 |
| EA035697B1 (ru) | 2020-07-28 |
| EP3488021B1 (en) | 2020-06-17 |
| ES2807576T3 (es) | 2021-02-23 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN106367605B (zh) | 一种侧吹贫化铜冶炼渣的生产方法 | |
| EP0783594B1 (en) | Apparatus and process for producing blister copper | |
| US8771396B2 (en) | Method for producing blister copper directly from copper concentrate | |
| US3832163A (en) | Process for continuous smelting and converting of copper concentrates | |
| CA1247373A (en) | Method and apparatus for processing sulphide concentrates and sulphide ores into raw metal | |
| CN105925793B (zh) | 处理锌浸出渣的方法和系统 | |
| CN102352423A (zh) | 钒钛磁铁矿低温采选冶钛的方法 | |
| US4416690A (en) | Solid matte-oxygen converting process | |
| US4606760A (en) | Method and apparatus for simultaneously separating volatile and non-volatile metals | |
| FI126374B (en) | PROCEDURE FOR PRODUCING CATHOD COPPER | |
| CN205556750U (zh) | 一种同时产出金属铅、锌的直接冶炼系统 | |
| JP7208912B2 (ja) | 粗半田の改善された製造法 | |
| US4005856A (en) | Process for continuous smelting and converting of copper concentrates | |
| US3847595A (en) | Lead smelting process | |
| CN111020204B (zh) | 一种二次资源含砷配铁含稀散元素配氯化剂的富氧侧吹炉熔炼方法 | |
| KR100322393B1 (ko) | 적어도부분적으로건식야금법에의해정련된니켈함유원료로부터의고등급니켈매트의제조방법 | |
| CN109477160A (zh) | 精炼硫化铜精矿的方法 | |
| Blanpain et al. | Lead recycling | |
| CN104831086B (zh) | 一种铅锌物料烧结熔炼的方法 | |
| US5178667A (en) | Dry process for refining zinc sulfide concentrates | |
| AU741047B2 (en) | Method of moderating temperature peaks in and/or increasing throughput of a continuous, top-blown copper converting furnace | |
| US4376649A (en) | Continuous process of smelting metallic lead directly from lead-and sulfur-containing materials | |
| CN108531744A (zh) | 铜渣贫化装置 | |
| EP0126053B1 (en) | A method for producing lead from sulphidic lead raw material | |
| CN112143908A (zh) | 一种处理复杂金矿的冶炼工艺 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20190315 |