EA018279B1 - Способ очистки медного концентрата - Google Patents

Способ очистки медного концентрата Download PDF

Info

Publication number
EA018279B1
EA018279B1 EA201000893A EA201000893A EA018279B1 EA 018279 B1 EA018279 B1 EA 018279B1 EA 201000893 A EA201000893 A EA 201000893A EA 201000893 A EA201000893 A EA 201000893A EA 018279 B1 EA018279 B1 EA 018279B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
furnace
electric furnace
slag
copper
smelting
Prior art date
Application number
EA201000893A
Other languages
English (en)
Other versions
EA201000893A1 (ru
Inventor
Пекка Ханниала
Ристо Сааринен
Аймо Курки
Илкка В. Койо
Original Assignee
Ототек Оюй
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 Ототек Оюй filed Critical Ототек Оюй
Publication of EA201000893A1 publication Critical patent/EA201000893A1/ru
Publication of EA018279B1 publication Critical patent/EA018279B1/ru

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
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04—Working-up slag
    • 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
    • C22B15/0028—Smelting or converting
    • C22B15/005—Smelting or converting in a succession of furnaces
    • 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
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0026—Pyrometallurgy
    • C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к способу очистки медного концентрата. В этом способе медный концентрат (1), флюс (2) и реакционный газ (3) совместно направляют в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое, например в реакционную шахту (5) печи для плавки в кипящем слое, и в печи (4) для плавки во взвешенном слое получают отдельные фазы, т.е. черновую медь (13) и шлак (14). В способе шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое направляют в электрическую печь (16) и шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое обрабатывают в электрической печи (16) восстанавливающим агентом, так что в электрической печи (16) получают отдельные фазы, т.е.металл (17) нижнего слоя и отвальный шлак (18); металл (17) нижнего слоя электрической печи удаляют из электрической печи (16), металл (17) нижнего слоя электрической печи гранулируют и получают гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи, который подают в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое.

Description

(57) Изобретение относится к способу очистки медного концентрата. В этом способе медный концентрат (1), флюс (2) и реакционный газ (3) совместно направляют в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое, например в реакционную шахту (5) печи для плавки в кипящем слое, и в печи (4) для плавки во взвешенном слое получают отдельные фазы, т.е. черновую медь (13) и шлак (14). В способе шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое направляют в электрическую печь (16) и шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое обрабатывают в электрической печи (16) восстанавливающим агентом, так что в электрической печи (16) получают отдельные фазы, т.е.металл (17) нижнего слоя и отвальный шлак (18); металл (17) нижнего слоя электрической печи удаляют из электрической печи (16), металл (17) нижнего слоя электрической печи гранулируют и получают гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи, который подают в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое.
Уровень техники
Данное изобретение относится к способу очистки медного концентрата согласно ограничительной части п. 1 формулы изобретения.
При очистке медного концентрата в печи для плавки во взвешенном слое, например в печи для плавки в кипящем слое, в качестве продукта печи для плавки во взвешенном слое получают две фазы, т.е. черновую медь (неочищенную медь) и шлак печи для плавки во взвешенном слое.
Черновую медь, которую получают в печи для плавки во взвешенном слое, после печи для плавки во взвешенном слое дополнительно очищают в анодной печи, после чего из этой меди отливают медные аноды и при использовании указанных медных анодов медь дополнительно очищают электролизом, на установке электролиза.
Однако в печи для плавки во взвешенном слое не вся медь, которая содержится в медном концентрате, переходит из медного концентрата в черновую медь, но и шлак, получаемый в печи для плавки во взвешенном слое, содержит большое количество меди, обычно даже 20%, и эту медь можно извлечь различными способами очистки шлака.
Для очистки шлака применяют два различных способа.
Первый способ основан на частичном восстановлении в электрической печи шлака из печи для плавки во взвешенном слое. В этом способе металлическая медь, полученная из электрической печи, является настолько чистой, что ее можно загружать в анодную печь совместно с черновой медью, полученной из печи для плавки во взвешенном слое. В процессе частичного восстановления в электрической печи шлака печи для плавки во взвешенном слое из электрической печи получают, в качестве второго продукта, в дополнение к металлической меди, так называемый частично восстановленный шлак, который также содержит медь. Для того чтобы выделить медь, которая содержится в частично восстановленном шлаке из электрической печи, частично восстановленный шлак из электрической печи следует, тем не менее, обрабатывать на обогатительной установке, которая является дорогостоящей как в отношении капитальных затрат, так и в отношении текущих расходов на эксплуатацию.
Во втором применяемом в промышленности способе шлак из печи для плавки во взвешенном слое восстанавливают в электрической печи периодическим способом, так что после процесса восстановления содержание меди в шлаке из печи для плавки во взвешенном слое является столь низким, что дальнейшая обработка отвального шлака, полученного из электрической печи в дополнение к металлу нижнего слоя, является нецелесообразной в экономическом отношении. Однако, если проводить стадию восстановления достаточно долго, металл (или сплав) нижнего слоя, полученный в процессе, протекающем в электрической печи, содержит так много железа, что нецелесообразно направлять этот металл нижнего слоя электрической печи в анодную печь совместно с черновой медью из печи для плавки во взвешенном слое, а сначала следует удалять железо в отдельном конвертерном процессе, в так называемом конвертере для железа, перед тем, как направить медь, которая содержится в металле нижнего слоя электрической печи, в анодную печь.
Таким образом, оба вышеописанных примера процессов очистки шлака включают две стадии.
Описание изобретения
Целью данного изобретения является разработка усовершенствованного способа очистки медного концентрата.
Цели данного изобретения достигают посредством способа согласно независимому п.1 формулы изобретения.
Предпочтительные воплощения способа по данному изобретению изложены в зависимых пунктах формулы изобретения.
В данном новом способе введена компоновка, которая по своей природе является двухстадийной, но которая является более экономичной, чем вышеописанные компоновки, как в отношении капитальных затрат, так и, в особенности, в отношении текущих расходов. Шлак, полученный в печи для плавки во взвешенном слое, дополнительно перерабатывают в электрической печи, в отдельном блоке, работающем или непрерывно, или периодически. Восстановление шлака печи для плавки во взвешенном слое в электрической печи является или частичным либо его проводят в такой степени, что шлак, получаемый в электрической печи, представляет собой так называемый непригодный к использованию отвальный шлак, т.е. содержание в нем меди является настолько низким, что извлечение оставшейся меди в отдельном процессе является неоправданным с экономической точки зрения. Металлический сплав, полученный в электрической печи, т.е. металл нижнего слоя, гранулируют, например, водой. Полученные гранулы сплава подают, совместно с медным концентратом, флюсом и реакционным газом, в реакционную шахту печи для плавки во взвешенном слое, так что гранулы сплава расплавляются и достигают, при прохождении через шлак в отстойнике печи для плавки во взвешенном слое, такого же термодинамического равновесия со шлаком, как и черновая медь, полученная из концентрата. Тогда железо, содержащееся в грануле, окисляется и переходит в шлак, так что становится целесообразным перерабатывать черновую медь, полученную в качестве продукта печи для плавки во взвешенном слое, непосредственно в анодной печи. Поскольку количество шлакообразующих компонентов, главным образом железа, содержащихся в гранулированной меди, о которой идет речь, является низким, количество шлака возраста
- 1 018279 ет незначительно, и, таким образом, это не вызывает сколько-нибудь существенного возврата меди в электрическую печь, но большая часть меди, которая содержится в грануле, поступает непосредственно в черновую медь, получаемую в качестве продукта в ходе процесса плавки во взвешенном слое.
В дополнение к пониженным капитальным и текущим затратам, среди преимуществ этого способа можно также указать следующие характерные особенности:
пониженная циркуляция меди по сравнению с существующим двухстадийным способом;
в анодную печь поступает черновая медь лишь одного качества, в этом случае работа анодной печи облегчается;
при прямой переплавке черновой меди часто выделяется так много тепла, что обогащение по кислороду должно быть ограничено. Поскольку в данном случае указанное тепло утилизируют в самом процессе для расплавления гранул сплава, печь можно эксплуатировать при более высоком уровне обогащения по кислороду и, следовательно, получают большую мощность для печи (или, таким образом, печь, особенно реакционная шахта, может быть меньшего размера), и пропускная способность газопровода может быть ниже.
В одном из предпочтительных воплощений используют две последовательные электрические печи. В первой электрической печи восстановление шлака печи для плавки во взвешенном слое доводят только до уровня примерно 4% Си, т.е. до уровня, когда оставшийся частично восстановленный шлак содержит примерно 4% меди, в этом случае железо, содержащееся в шлаке печи для плавки во взвешенном слое, еще не восстановлено и не переходит в фазу металла нижнего слоя в первой электрической печи, но остается в первой электрической печи в виде так называемого частично восстановленного шлака. В качестве продукта первой электрической печи получают черновую медь, которую можно непосредственно использовать в анодной печи для последующей переработки, и ее направляют в анодную печь, поскольку черновая медь из первой электрической печи не содержит железа. Во второй электрической печи продолжают восстановление частично восстановленного шлака из первой электрической печи, чтобы извлечь остаток меди, содержащейся в шлаке; в этом случае вместе с черновой медью также восстанавливают железо; содержащий железо металл нижнего слоя гранулируют и направляют снова в реакционную шахту печи для плавки во взвешенном слое, где железо окисляют вышеописанным способом.
Перечень чертежей
Ниже более подробно описаны несколько предпочтительных воплощений изобретения, со ссылкой на прилагаемые чертежи, где:
фиг. 1 иллюстрирует первое воплощение способа и фиг. 2 иллюстрирует второе воплощение способа.
Подробное описание изобретения
Фиг. 1 иллюстрирует способ очистки медного концентрата 1.
В способе медный концентрат 1, флюс 2 и реакционный газ 3, например обогащенный кислородом воздух, подают в реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое, например, в реакционную шахту печи для плавки в кипящем слое.
В реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое можно также подавать пылевой унос 9, получаемый из котла 8 для утилизации тепла, от охлаждения отходящих газов 7, которые выпускают через вертикальную шахту 6 печи 4 для плавки во взвешенном слое, и/или пылевой унос 9, получаемый из электрического фильтра, установленного после котла 8 для утилизации тепла.
Вещества, подаваемые в реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое, реагируют друг с другом, и на дне 12 отстойника 11 печи 4 для плавки во взвешенном слое образуются отдельные фазы: черновая медь 13 и поверх черновой меди 13 шлак 14.
Отходящие газы, получаемые в печи для плавки во взвешенном слое, выходят через вертикальную шахту 6 к котлу 8 для утилизации тепла, где извлекают тепловую энергию отходящих газов 7. Из котла 8 для утилизации тепла охлажденные отходящие газы 7 направляют на электрический фильтр 10, где от отходящего газа 7 отделяют пылевой унос 9, и пылевой унос 9 возвращают обратно в реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое. Из электрического фильтра 10 отходящие газы 7 направляют на дополнительную обработку, например на кислотную установку (не показана), для извлечения диоксида серы.
Черновую медь 13, получаемую в печи для плавки во взвешенном слое, направляют в анодную печь 15 для пирометаллургической очистки. В анодной печи 15 сначала посредством окисления удаляют небольшое количество серы, содержащейся в черновой меди 13, а затем путем восстановления удаляют кислород, содержащийся в черновой меди 13. После анодной печи 15 медь отливают на установке для отливки анодов (не показана) в виде медных анодов и при использовании указанных анодов медь, содержащуюся в медных анодах, т.е. медные аноды, дополнительно очищают электролизом на электролитической установке (не показана), получая медные катоды.
Шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое направляют в электрическую печь 16 предпочтительно в расплавленном состоянии, что экономит электроэнергию, поскольку шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое уже находится в расплавленном состоянии, когда он поступает в электрическую печь 16.
- 2 018279
Шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое обрабатывают в восстановительной печи, например в электрической печи 16, восстанавливающим агентом, например коксом, так что в электрической печи 16 получают отдельные фазы, т.е. металл 17 нижнего слоя и отвальный шлак 18. Шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое предпочтительно восстанавливают в электрической печи 16 с помощью кокса, который подают в электрическую печь 16.
В электрическую печь 16 предпочтительно подают также шлак 19 анодной печи из анодной печи 15.
Шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое предпочтительно восстанавливают в электрической печи 16, так что содержание меди в отвальном шлаке 18 электрической печи остается ниже 2%, предпочтительно ниже 1%.
Металл 17 нижнего слоя электрической печи удаляют из электрической печи 16 и металл 17 нижнего слоя электрической печи гранулируют, например, в воде 20, на установке 21 гранулирования. Кроме меди, металл 17 нижнего слоя электрической печи содержит, в частности, железо.
Гранулированный металл 22 нижнего слоя электрической печи направляют в реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое, совместно с медным концентратом 1, флюсом 2 и реакционным газом 3.
Фиг. 2 иллюстрирует другое воплощение способа, в котором вместо одной электрической печи 16, показанной на фиг 1, используют две электрические печи, т.е. первую электрическую печь 23 и вторую электрическую печь 24.
На фиг. 2 шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое сначала направляют в электрическую печь 23. Шлак 14 печи для плавки во взвешенном слое предпочтительно направляют из печи 4 для плавки во взвешенном слое в первую электрическую печь 23 в расплавленном состоянии.
В первой электрической печи 23 шлак 14 печи для плавки во взвешенном слое подвергают частичному восстановлению с помощью восстанавливающего агента, так что в первой электрической печи 23 образуются отдельные фазы: черновая медь 13 и частично восстановленный шлак 25, содержащий примерно 4% меди.
Черновую медь 13, получаемую в первой электрической печи, направляют из первой электрической печи 23 в анодную печь 15. Черновую медь 13, получаемую в первой электрической печи, предпочтительно направляют из первой электрической печи 23 в анодную печь 15 в расплавленном состоянии. В качестве продукта первой электрической печи 23 получают черновую медь 13, которую можно использовать в анодной печи 15 для дальнейшей переработки и которую можно направлять в анодную печь 15, поскольку черновая медь из первой электрической печи не содержит железа, так как в первой электрической печи 23 проведено только частичное восстановление шлака 14 печи для плавки во взвешенном слое.
Из первой электрической печи 23 во вторую электрическую печь 24 частично восстановленный шлак 25 предпочтительно направляют в расплавленном состоянии.
Во второй электрической печи 24 частично восстановленный шлак 25 первой электрической печи подвергают восстановлению посредством восстанавливающего агента, так что во второй электрической печи 24 образуются отдельные фазы: металл 17 нижнего слоя и отвальный шлак 18, в котором остаточное содержание меди составляет менее 2%, предпочтительно менее 1%.
Кроме меди, металл 17 нижнего слоя второй электрической печи также содержит, в частности, железо. Указанный металл 17 нижнего слоя гранулируют и подают в реакционную шахту печи 4 для плавки во взвешенном слое, совместно с медным концентратом 1, флюсом 2 и реакционным газом 3.
Пример.
В печь для плавки во взвешенном слое подают
Медный концентрат (Концентрат) 111,0 т/ч
Пылевой унос (ОВЕ пыль) 19,6 т/ч
Шлакообразующий агент, т е флюс (флюс на основе диоксида кремния) 9,9 т/ч
Гранулированный металл нижнего слоя (металл из электрической печи)______________16.6 т/ч
Всего 157,2 т/ч
Анализ медного концентрата.
Медь (Си) 34,8%
Железо (Ее) 26,0%
Сера (3) 29,1%
Оксид кремния (5Ю?) 5,0%
Кроме того, в печь для плавки во взвешенном слое подают обогащенный кислородом воздух 60680 м3 (н.у.), причем степень обогащения кислородом составляет 46,2%.
При плавке во взвешенном слое используют обогащенный кислородом воздух, поскольку теплоты, выделяемой при реакции между серой и кислородом железа, которые содержатся в концентрате, достаточно для расплавления и концентрата (что производит черновую медь и шлак), и гранул черновой меди
- 3 018279 с малым размером частиц. Из-за относительно высокого обогащения кислородом получают газ с высоким содержанием диоксида серы (примерно 36% 8О2). при этом общее количество указанного газа ниже, чем в случае меньшей степени обогащения кислородом. Газ выпускают из печи с расходом примерно 66900 м3 (н.у.)/ч при температуре 1320°С. Основную часть тепловой энергии газа извлекают в котле для утилизации тепла, перед тем как направить газ на горячий электрический фильтр, а далее на кислотную установку для извлечения диоксида серы.
Продуктами, получаемыми в печи для плавки во взвешенном слое, являются черновая медь с производительностью 39 т/ч при температуре примерно 1280°С и шлак с производительностью примерно 77 т/ч.
Содержание меди в шлаке, полученном из печи для плавки во взвешенном слое, составляет 20% Си, и для извлечения указанной меди шлак направляют в расплавленном состоянии в электрическую печь, где количество обрабатываемого шлака составляет, таким образом, 1830 т/сутки. Кроме того, в электрическую печь подают небольшое количество шлака анодной печи (20 т/сутки), а также кокс, необходимый для восстановления, примерно 91 т/сутки. В результате восстановления получают отвальный шлак, содержание меди в котором является таким низким, что его неэкономично перерабатывать (1365 т/сутки, железо (Ре) примерно 51%, оксид кремния (81О2) примерно 26%). В качестве продукта получают металл нижнего слоя с производительностью примерно 400 т/сутки; содержание железа в металле нижнего слоя составляет примерно 8%, остальное - в основном медь. При температуре 1240°С металл нижнего слоя гранулируют, гранулы сушат и направляют вместе с концентратом обратно в печь для плавки во взвешенном слое.
Таким образом, в способе получают черновую медь, как описано выше, и указанную черновую медь можно преимущественно подвергать дополнительной переработке в анодной печи с получением анодной меди.
Для специалиста очевидно, что, наряду с развитием технологии, основную идею изобретения можно осуществлять многими различными путями. Таким образом, данное изобретение и его различные воплощения не ограничены вышеописанными примерами, но могут изменяться в пределах объема защиты изобретения, изложенного в прилагаемой формуле изобретения.

Claims (10)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ очистки медного концентрата, в котором медный концентрат (1), флюс (2) и реакционный газ (3) совместно подают в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое;
    в печи (4) для плавки во взвешенном слое получают отдельные фазы: черновую медь (13) и шлак (14), отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое направляют в электрическую печь (16), в которой его обрабатывают восстанавливающим агентом, так что в электрической печи (16) получают отдельные фазы: металл (17) нижнего слоя и отвальный шлак (18);
    металл (17) нижнего слоя, находящийся в электрической печи, удаляют из электрической печи (16);
    металл (17) нижнего слоя, удаленный из электрической печи, гранулируют и получают гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи и гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи направляют в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое.
  2. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое направляют в электрическую печь (16) в расплавленном состоянии.
  3. 3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что металл (17) нижнего слоя, удаленный из электрической печи, гранулируют посредством воды (20).
  4. 4. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое восстанавливают в электрической печи (16) посредством кокса, который загружают в электрическую печь (16).
  5. 5. Способ по любому из пп.1-4, отличающийся тем, что в электрическую печь (16) загружают шлак (19) анодной печи из анодной печи (15).
  6. 6. Способ по любому из пп.1-5, отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое восстанавливают в электрической печи (16), так что содержание меди в отвальном шлаке (18) электрической печи составляет менее 2%, предпочтительно менее 1%.
  7. 7. Способ по п.1, отличающийся тем, что используют две электрические печи, причем шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое сначала направляют в первую электрическую печь (23), в которой его подвергают частичному восстановлению восстанавливающим агентом, так что в первой электрической печи (23) получают отдельные фазы: черновую медь (13) и частично восстановленный шлак (25), который содержит примерно 4% меди; затем частично восстановленный шлак (25) из первой электрической печи (23) подают во вторую элек
    - 4 018279 трическую печь (24);
    во второй электрической печи (24) частично восстановленный шлак (25), полученный в первой электрической печи, подвергают восстановлению восстанавливающим агентом, так что во второй электрической печи (24) получают отдельные фазы: металл (17) нижнего слоя и отвальный шлак (18), в котором остается содержание меди ниже 2%, предпочтительно ниже 1%;
    металл (17) нижнего слоя, находящийся во второй электрической печи, удаляют из второй электрической печи (24);
    металл (17) нижнего слоя, удаленный из второй электрической печи, гранулируют и получают гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи; и гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи направляют в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое.
  8. 8. Способ по п.7, отличающийся тем, что черновую медь (13), полученную в первой электрической печи, направляют в анодную печь (15).
  9. 9. Способ по п.7 или 8, отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое направляют из печи (4) для плавки во взвешенном слое в первую электрическую печь (23) в расплавленном состоянии.
  10. 10. Способ по любому из пп.1-9, отличающийся тем, что реакционный газ (3), который направляют в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое, содержит обогащенный кислородом воздух.
EA201000893A 2007-12-17 2008-12-15 Способ очистки медного концентрата EA018279B1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20075920A FI120157B (fi) 2007-12-17 2007-12-17 Menetelmä kuparirikasteen jalostamiseksi
PCT/FI2008/050735 WO2009077651A1 (en) 2007-12-17 2008-12-15 Method for refining copper concentrate

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201000893A1 EA201000893A1 (ru) 2010-12-30
EA018279B1 true EA018279B1 (ru) 2013-06-28

Family

ID=38951615

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201000893A EA018279B1 (ru) 2007-12-17 2008-12-15 Способ очистки медного концентрата

Country Status (10)

Country Link
JP (1) JP2011506777A (ru)
CN (2) CN101903543B (ru)
AU (1) AU2008337430B2 (ru)
BR (1) BRPI0821242B1 (ru)
CL (1) CL2008003744A1 (ru)
EA (1) EA018279B1 (ru)
FI (1) FI120157B (ru)
PE (1) PE20091539A1 (ru)
PL (1) PL213990B1 (ru)
WO (1) WO2009077651A1 (ru)

Families Citing this family (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102605191B (zh) 2012-04-16 2013-12-25 阳谷祥光铜业有限公司 一种铜精矿直接生产粗铜的方法
FI124912B (fi) 2012-04-16 2015-03-31 Outotec Oyj Menetelmä ei-rautametallien metallurgisten kuonien käsittelemiseksi
FI124028B (en) * 2012-06-13 2014-02-14 Outotec Oyj Method and arrangement for refining copper concentrate
JP6032496B2 (ja) * 2013-12-06 2016-11-30 住友金属鉱山株式会社 銅電解スライムからのセレン製造方法
CL2014000174A1 (es) * 2014-01-23 2014-06-27 Coinfa Ltda Un producto en base a aluminio reciclado , util en las fundiciones de la industria minera que comprende mezcla de aluminio, indio, silicio, manganeso, magnesio, zinc, silice, hierro, cobre y alumina, donde este ultimo recubre la superficie del producto; y sus usos.
FI126583B (fi) 2014-03-31 2017-02-28 Outotec Finland Oy Menetelmä ja kantoaine pelkistimen kuten koksin kuljettamiseksi metallurgiseen uuniin ja kantoaineen tuotantomenetelmä
FI126374B (en) * 2014-04-17 2016-10-31 Outotec Finland Oy PROCEDURE FOR PRODUCING CATHOD COPPER
WO2016171613A1 (en) * 2015-04-24 2016-10-27 Val'eas Recycling Solutions Ab Method and furnace equipment for production of black copper
CN104878216A (zh) * 2015-05-21 2015-09-02 金隆铜业有限公司 一种铜冶炼渣贫化方法以及系统
CN105087955A (zh) * 2015-08-31 2015-11-25 桂林昌鑫机械制造有限公司 一种铜精矿直接生产粗铜的方法
WO2018015611A1 (en) * 2016-07-22 2018-01-25 Outotec (Finland) Oy Method for refining sulfidic copper concentrate
BE1025775B1 (nl) * 2017-12-14 2019-07-11 Metallo Belgium Verbeterde soldeerproductiewerkwijze
CN110669945B (zh) * 2019-10-17 2022-03-22 宝武集团环境资源科技有限公司 利用转底炉直接还原与矿热电炉熔融还原处理铜渣的方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FI63441C (fi) * 1976-02-23 1983-06-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer framstaellning av raokoppar fraon kopparmalm eller -koncentrat innehaollande skadliga eller ekonomiskt sinifikanta maengder andra icke-jaernmetaller
FI71770C (fi) * 1985-05-31 1987-02-09 Outokumpu Oy Reducering av smaelt metallurgiskt slagg kontinuerligt i en elektrisk ugn.
US5449395A (en) * 1994-07-18 1995-09-12 Kennecott Corporation Apparatus and process for the production of fire-refined blister copper
FI104838B (fi) * 1998-12-30 2000-04-14 Outokumpu Oy Menetelmä raakakuparin valmistamiseksi suspensioreaktorissa
FI115536B (fi) * 2001-09-21 2005-05-31 Outokumpu Oy Menetelmä raakakuparin tuottamiseksi
FI116069B (fi) * 2002-06-11 2005-09-15 Outokumpu Oy Menetelmä raakakuparin valmistamiseksi

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5322115A (en) * 1976-08-12 1978-03-01 Mitsubishi Metal Corp Continuous smelting method for copper
JPS61531A (ja) * 1984-06-12 1986-01-06 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 硫化銅鉱石の溶錬方法
CA1245460A (en) * 1985-03-20 1988-11-29 Carlos M. Diaz Oxidizing process for sulfidic copper material
CA1245058A (en) * 1985-03-20 1988-11-22 Grigori S. Victorovich Oxidizing process for copper sulfidic ore concentrate
AU777665B2 (en) * 2000-01-04 2004-10-28 Outotec Oyj Method for the production of blister copper in suspension reactor
JP2002013723A (ja) * 2000-04-26 2002-01-18 Nippon Steel Corp 廃棄物溶融スラグの処理方法および装置
FI114808B (fi) * 2002-05-03 2004-12-31 Outokumpu Oy Menetelmä jalometallirikasteen jalostamiseksi
FI115638B (fi) * 2002-12-05 2005-06-15 Outokumpu Oy Menetelmä kuonan käsittelemiseksi

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FI63441C (fi) * 1976-02-23 1983-06-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer framstaellning av raokoppar fraon kopparmalm eller -koncentrat innehaollande skadliga eller ekonomiskt sinifikanta maengder andra icke-jaernmetaller
FI71770C (fi) * 1985-05-31 1987-02-09 Outokumpu Oy Reducering av smaelt metallurgiskt slagg kontinuerligt i en elektrisk ugn.
US5449395A (en) * 1994-07-18 1995-09-12 Kennecott Corporation Apparatus and process for the production of fire-refined blister copper
FI104838B (fi) * 1998-12-30 2000-04-14 Outokumpu Oy Menetelmä raakakuparin valmistamiseksi suspensioreaktorissa
FI115536B (fi) * 2001-09-21 2005-05-31 Outokumpu Oy Menetelmä raakakuparin tuottamiseksi
FI116069B (fi) * 2002-06-11 2005-09-15 Outokumpu Oy Menetelmä raakakuparin valmistamiseksi

Also Published As

Publication number Publication date
BRPI0821242A2 (pt) 2015-06-16
EA201000893A1 (ru) 2010-12-30
JP2011506777A (ja) 2011-03-03
FI120157B (fi) 2009-07-15
CN101903543A (zh) 2010-12-01
AU2008337430A1 (en) 2009-06-25
PE20091539A1 (es) 2009-10-29
CN101903543B (zh) 2020-07-28
FI20075920A (fi) 2009-06-18
WO2009077651A1 (en) 2009-06-25
AU2008337430B2 (en) 2013-03-28
BRPI0821242B1 (pt) 2019-09-10
PL213990B1 (pl) 2013-06-28
CN105936980A (zh) 2016-09-14
PL392792A1 (pl) 2011-02-28
FI20075920A0 (fi) 2007-12-17
CL2008003744A1 (es) 2009-11-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA018279B1 (ru) Способ очистки медного концентрата
KR0158210B1 (ko) 아연을 포함하는 먼지로부터 귀금속을 재도포하는 방법
US20100242682A1 (en) Method and system of dry processing of converter slag in copper smelting
EA004622B1 (ru) Обогащение концентратов сульфидов металлов
JP2018145479A (ja) 白金族金属の回収方法
EA029428B1 (ru) Способ и устройство для получения металлов платиновой группы (мпг) и феррохрома из содержащей мпг хромитовой руды
US4414022A (en) Method and apparatus for smelting sulfidic ore concentrates
JP4984123B2 (ja) ＳｉＣ系物質からの金または白金族元素の回収方法
KR19980041966A (ko) 전기 제강소 먼지 환원 방법 및 장치
KR100557710B1 (ko) 직접 환원철, 액체 선철 및 강 제조 방법
EA007445B1 (ru) Способ получения черновой меди
US3615361A (en) Fire refining of copper
JP4355334B2 (ja) 銅製錬の操業方法
JP2006509103A (ja) スラグの処理方法
US10501824B2 (en) Treatment of complex sulfide concentrate
US4421552A (en) Dead roast-oxide flash reduction process for copper concentrates
EP0641394B1 (en) Oxygen smelting
RU2261929C2 (ru) Способ комбинированной переработки медно-никелевых кобальтсодержащих сульфидных материалов с различным отношением меди к никелю
RU2105073C1 (ru) Способ обработки ванадиевого шлака
JPH11199946A (ja) 銅製錬におけるスラッジの処理方法
JP2011174150A (ja) 銅製錬炉の操業方法及び銅製錬炉
WO2024010474A1 (en) Method of recovering metals from metallurgical waste
JPS5921516A (ja) 珪素の製造方法
Buttiens et al. Technologies to reduce environmental burdens. Evolutions in Europe
US20170183748A1 (en) Method and device for processing iron silicate rock

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