EA031689B1 - Способ получения катодной меди - Google Patents

Способ получения катодной меди Download PDF

Info

Publication number
EA031689B1
EA031689B1 EA201691863A EA201691863A EA031689B1 EA 031689 B1 EA031689 B1 EA 031689B1 EA 201691863 A EA201691863 A EA 201691863A EA 201691863 A EA201691863 A EA 201691863A EA 031689 B1 EA031689 B1 EA 031689B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
furnace
copper
slag
suspension
stage
Prior art date
Application number
EA201691863A
Other languages
English (en)
Other versions
EA201691863A1 (ru
Inventor
Акусти Ятинен
Original Assignee
Оутотек (Финлэнд) Ой
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 Оутотек (Финлэнд) Ой filed Critical Оутотек (Финлэнд) Ой
Publication of EA201691863A1 publication Critical patent/EA201691863A1/ru
Publication of EA031689B1 publication Critical patent/EA031689B1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/12Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of copper
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0028Smelting or converting
    • C22B15/0047Smelting or converting flash smelting or converting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0028Smelting or converting
    • C22B15/005Smelting or converting in a succession of furnaces
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B22CASTING; POWDER METALLURGY
    • B22DCASTING OF METALS; CASTING OF OTHER SUBSTANCES BY THE SAME PROCESSES OR DEVICES
    • B22D21/00Casting non-ferrous metals or metallic compounds so far as their metallurgical properties are of importance for the casting procedure; Selection of compositions therefor
    • B22D21/002Castings of light metals
    • B22D21/005Castings of light metals with high melting point, e.g. Be 1280 degrees C, Ti 1725 degrees C
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0056Scrap treating
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0056Scrap treating
    • C22B15/0058Spent catalysts
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/006Pyrometallurgy working up of molten copper, e.g. refining
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/12Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working 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
    • C22B7/001Dry processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/006General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals with use of an inert protective material including the use of an inert gas
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/05Refining by treating with gases, e.g. gas flushing also refining by means of a material generating gas in situ
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/14Refining in the solid state
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C7/00Constructional parts, or assemblies thereof, of cells; Servicing or operating of cells
    • C25C7/02Electrodes; Connections thereof
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

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

Abstract

Изобретение относится к способу получения катодной меди. Способ включает стадию плавки, включающую подачу содержащего сульфид меди материала (1; 1а, 1b) и содержащего кислород реакционного газа (2) в печь (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии с получением черновой меди (7); стадию огневого рафинирования, включающую подачу черновой меди (7) в анодную печь (12) с получением расплавленной анодной меди (13); стадию отливки анодов, на которой получают литые аноды (15); стадию (16) проверки качества для разделения литых анодов (15) на годные литые аноды (17) и отбракованные литые аноды (18); стадию электролитического рафинирования, включающую электролитическое рафинирование годных литых анодов (17) в электролитической ванне (19) с получением катодной меди (20) и в качестве побочного продукта - отработанных литых анодов (21), и стадию рециркуляции для подачи рециклом анодной меди отбракованных литых анодов (21).

Description

Изобретение относится к способу получения катодной меди. Способ включает стадию плавки, включающую подачу содержащего сульфид меди материала (1; la, lb) и содержащего кислород реакционного газа (2) в печь (5; 5а, 5Ь) для плавки во взвешенном состоянии с получением черновой меди (7); стадию огневого рафинирования, включающую подачу черновой меди (7) в анодную печь (12) с получением расплавленной анодной меди (13); стадию отливки анодов, на которой получают литые аноды (15); стадию (16) проверки качества для разделения литых анодов (15) на годные литые аноды (17) и отбракованные литые аноды (18); стадию электролитического рафинирования, включающую электролитическое рафинирование годных литых анодов (17) в электролитической ванне (19) с получением катодной меди (20) и в качестве побочного продукта - отработанных литых анодов (21), и стадию рециркуляции для подачи рециклом анодной меди отбракованных литых анодов (21).
Изобретение относится к способу получения катодной меди, как определено в ограничительной части независимого п. 1 формулы изобретения.
Известный способ получения катодной меди со степенью чистоты более 99,9% из медного концентрата включает сначала плавку сульфидного медного концентрата на первой пирометаллургической стадии в первой печи для плавки во взвешенном состоянии посредством частичного окисления медного концентрата с получением фазы медного штейна, которую в дальнейшем окисляют на второй пирометаллургической стадии во второй печи для плавки во взвешенном состоянии до металлической меди, т.е. черновой меди. Способ получения с использованием первой и второй печи для плавки во взвешенном состоянии иногда называют способом двойной взвешенной плавки. Альтернативно, сульфидный медный концентрат может быть получен непосредственной плавкой до металлической меди, т.е. черновой меди, в процессе плавки direct-to-blister за одну единственную пирометаллургическую стадию, которую осуществляют в одной единственной печи для плавки во взвешенном состоянии. В обоих случаях полученную черновую медь далее рафинируют в анодной печи посредством огневого рафинирования с получением расплавленной анодной меди, которую заливают в анодные формы для отливки медных анодов. Этот известный способ получения катодной меди включает дополнительную дальнейшую обработку литых анодов посредством электролитического рафинирования в электролитической ванне с получением катодной меди.
Анодный скрап получают при производстве катодной меди на двух стадиях. Отработанные литые аноды из электролитического рафинирования составляют основной источник анодного скрапа. Кроме того, некоторые литые аноды, полученные на стадии отливки анодов, не соответствуют определенным требованиям качества и, следовательно, их отбраковывают. Отработанные литые аноды и отбракованные литые аноды содержат, в мас.%, приблизительно 99% меди, и это составляет приблизительно от 15 до 20% от общей массы изначально полученной меди. Следовательно, такой материал необходимо повторно использовать.
Традиционно, на металлургических предприятиях, где используют плавку в конверторе ПирсаСмита (ПС), отработанные литые аноды и отбракованные литые аноды подают в ПС-конвертер. В такой конвертер легко подавать отработанные литые аноды и отбракованные литые аноды, и избыточного тепла, получаемого в ходе реакции конверторной плавки, более чем достаточно для плавления отработанных литых анодов и отбракованных литых анодов.
В современных печах для плавки во взвешенном состоянии, таких как печи двойной взвешенной плавки и печь непосредственной плавки до черновой меди, возможность подачи анодного скрапа в конверторы недоступна, поскольку данные печи на являются конверторами Пирса-Смита. Поэтому обычным решением являлось обеспечение отдельной печи для плавления отработанных литых анодов и отбракованных литых анодов с использованием тепла от сжигания ископаемых видов топлива. На фиг. 1 представлен пример способа известного уровня техники, который включает непосредственную плавку до черновой меди.
Способ получения анодной меди, представленный на фиг. 1, включает стадию плавки, включающую подачу содержащего сульфид меди материала 1, содержащего кислород реакционного газа 2 и шлакообразующего материала 3, такого как флюс, в реакционную шахту 4 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии с помощью горелки 6, которая расположена в верхней части реакционной шахты 4 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии, при этом подаваемые содержащий сульфид меди материал 1, содержащий кислород реакционный газ 2 и шлакообразующий материал 3 взаимодействуют в реакционной шахте 4 с образованием черновой меди 7 и шлака. Черновую медь 7 и шлак 8 собирают в отстойнике 11 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии с образованием слоя 9, содержащего черновую медь 7, и слоя 10, содержащего шлак 8, поверх слоя 9 черновой меди в отстойнике 11 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии.
Способ, представленный на фиг. 1, включает стадию огневого рафинирования, включающую подачу черновой меди 7, полученной на стадии плавки, в анодную печь 12 и огневое рафинирование черновой меди в анодной печи 12 с получением расплавленной анодной меди 13 в анодной печи.
Способ, представленный на фиг. 1, включает стадию отливки анодов, включающую подачу анодной меди 13, полученной на стадии огневого рафинирования, в формы 14 для отливки анодов с получением литых анодов 15.
Способ, представленный на фиг. 1, включает стадию 16 проверки качества для разделения литых анодов 15, полученных на стадии отливки анодов, на годные литые аноды 17 и отбракованные литые аноды 18.
Способ, представленный на фиг. 1, включает стадию электролитического рафинирования, на которой годные литые аноды 17 подвергают электролитическому рафинированию в электролитической ванне 19 с получением катодной меди 20 и, в качестве побочного продукта, отработанных литых анодов 21.
Способ, представленный на фиг. 1, включает стадию рециркуляции для подачи рециклом анодной меди отбракованных литых анодов 18 и анодной меди отработанных литых анодов 21. Более конкретно, стадия рециркуляции известного способа, представленная на фиг. 1, включает подачу отбракованных литых анодов 18 и отработанных литых анодов 21 в отдельную печь 22 для переплавки скрапа, в которой
- 1 031689 осуществляют плавку отбракованных литых анодов 18 и отработанных литых анодов 21, и подачу расплава 23 анодной меди из печи 22 для переплавки скрапа в формы 14 для отливки анодов с получением литых анодов 15.
В техническом решении, представленном на фиг. 1, отбракованные литые аноды 18 и отработанные литые аноды 21 расплавляют в шахтной печи 22 с получением новых литых анодов 15 из материала отбракованных литых анодов 18 и отработанных литых анодов 21. Это является простым решением, с помощью которого достигают цели извлечения меди из отбракованных литых анодов 18 и отработанных литых анодов 21. Недостатками такого известного технического решения являются затраты на сооружение и эксплуатацию отдельной печи 22 для переплавки скрапа. Также, с точки зрения потребления электроэнергии и выбросов парниковых газов это известное техническое решение не может быть признано хорошим.
В WO 2013/186440 описаны способ и устройство для рафинирования медного концентрата.
В JP 2000239883 описан способ рециркуляции повторного используемого материала анода для литья и т.п. при рафинировании меди, и устройство загрузки повторно используемого материала анода для литья в печь рафинирования.
В JP P0978151 описан способ рециркуляции ценных металлов из лома.
В WO 2004/005822 описаны способ и устройство для подачи анода в плавильную печь.
Целью изобретения является обеспечение эффективного способа рафинирования медного концентрата.
Краткое описание изобретения
Способ рафинирования медного концентрата по изобретению отличается признаками, указанными в независимом п. 1 формулы изобретения.
Предпочтительные воплощения способа определены в зависимых пунктах формулы изобретения.
Изобретение основано на использовании избыточной тепловой энергии, вырабатываемой в реакциях в печи для плавки во взвешенном состоянии, для плавки отбракованных литых анодов и отработанных литых анодов. В способах плавки во взвешенном состоянии, таких как способ двойной взвешенной плавки и способ непосредственной плавки до черновой меди, часто существует избыток тепла, вырабатываемого в ходе реакций окисления в печах для плавки во взвешенном состоянии, что означает, что в ходе реакций образуется больше тепла, чем требуется для плавки медного концентрата. Это особенно справедливо для низких сортов руды, поскольку снижение сорта меди обычно сопровождается увеличением содержания Fe и S, что приводит к большей теплоте реакции. Довольно часто избыток тепловой энергии даже может быть проблемой, вызывающей ограничение производительности печи для плавки во взвешенном состоянии. В таком случае целью изобретения является как эффективная рециркуляция анодного скрапа, так и поглощение избыточного тепла в реакционной шахте.
Более конкретно, в способе отбракованные литые аноды и отработанные литые аноды механически измельчают с получением зерен анодной меди из отбракованных литых анодов и отработанных литых анодов, и зерна анодной меди подают в реакционную шахту печи для плавки во взвешенном состоянии. Цель состоит в том, чтобы плавить зерна анодной меди по их пути сверху в нижнюю часть реакционной шахты печи для плавки во взвешенном состоянии в отстойник печи для плавки во взвешенном состоянии, а не в отстойнике печи для плавки во взвешенном состоянии. По этой причине зерна анодной меди предпочтительно, но не обязательно, подают из верхней части реакционной шахты в реакционную шахту, чтобы обеспечить достаточное время для расплавления зерен анодной меди в реакционной шахте. Даже если цели расплавления анодного скрапа в реакционной шахте достигают не полностью, зерна анодной меди значительно нагреваются в реакционной шахте, таким образом снижая эффект охлаждения, который будет оказывать их плавление в отстойнике печи.
Если печь для плавки во взвешенном состоянии эксплуатируют с пониженным обогащением кислородом для борьбы с избыточным теплом в медном концентрате, теплоту для плавки анодного скрапа можно обеспечить посредством увеличения обогащения кислородом в печи для плавки во взвешенном состоянии. Это увеличивает потребление технического кислорода. В местах, где кислород значительно дешевле, чем природный газ, это значительно экономит эксплуатационные расходы. Потребление кислорода также более экологически безопасно, чем сжигание ископаемых видов топлива, принимая во внимание как воздействие на окружающую среду, так и доступность невозобновляемых земных ресурсов. Использование более высокого обогащения кислородом также приводит к меньшему объему газа в процессе плавки во взвешенном состоянии, снижая определенные затраты процесса.
Если есть избыток тепловой энергии в медном концентрате, но горелку необходимо эксплуатировать при максимально обогащении кислородом, из-за ограничивающих факторов в трубопроводе для отходящих газов, поглощение тепла концентрата может быть лимитирующим фактором для темпа производства. В данном случае плавление анодного скрапа не приведет к увеличению потребления электроэнергии в любой форме в печи для плавки во взвешенном состоянии. Напротив, оказываемый охлаждающий эффект может способствовать увеличению темпа производства в печи для плавки во взвешенном состоянии.
- 2 031689
Перечень чертежей
Далее изобретение описано более подробно со ссылками на прилагаемые чертежи, где на фиг. 1 представлена схематическая иллюстрация, показывающая сущность способа в соответствии с известным уровнем техники;
на фиг. 2 - схематическая иллюстрация, показывающая сущность первого воплощения способа по изобретению;
на фиг. 3 - схематическая иллюстрация, показывающая второе воплощение способа по изобретению;
на фиг. 4 - схематическая иллюстрация, показывающая сущность третьего воплощения способа по изобретению;
на фиг. 5 - схематическая иллюстрация, показывающая четвертое воплощение способа по изобретению; и на фиг. 6 - схематическая иллюстрация, показывающая пятое воплощение способа по изобретению.
Подробное описание изобретения
На фиг. 2-6 представлены несколько воплощений способа получения катодной меди. Способ включает стадию плавки, включающую подачу содержащего сульфид меди материала 1; 1a, 1b, такого как сульфидный медный концентрат 1а или тонкоизмельченный медный штейн 1b и, дополнительно, содержащего кислород реакционный газ 2 и шлакообразующего материала 3, такого как флюс, в реакционную шахту 4 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии с помощью горелки 6, которая расположена в верхней части реакционной шахты 4 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии.
На стадии плавки способа содержащий сульфид меди материал 1, содержащий кислород реакционный газ 2 и шлакообразующий материал 3 взаимодействуют в реакционной шахте 4 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии с образованием черновой меди 7 и шлака 8, и черновую медь 7 и шлак 8 собирают в отстойник 11 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии с получением слоя 9, содержащего черновую медь 7, и слоя 10, содержащего шлак 8, поверх слоя 9 черновой меди в отстойнике 11 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии.
Способ дополнительно включает стадию огневого рафинирования, включающую подачу черновой меди 7, полученной на стадии плавления, в анодную печь 12 и огневое рафинирование черновой меди 7 в анодной печи 12 с получением расплавленной анодной меди 13 в анодной печи 12.
Способ дополнительно включает стадию отливки анодов, включающую подачу расплавленной анодной меди 13, полученной на стадии огневого рафинирования, в формы 14 для отливки анодов с получением литых анодов 15.
Способ дополнительно включает стадию 16 проверки качества для разделения литых анодов 15, полученных на стадии отливки анодов, на годные литые аноды 17 и отбракованные литые аноды 18.
Способ дополнительно включает стадию электролитического рафинирования, на которой годные литые аноды 17 подвергают электролитическому рафинированию в электролитической ванне 19 с получением катодной меди 20 и, в качестве побочного продукта, отработанных литых анодов 21.
Способ дополнительно включает стадию рециркуляции для подачи рециклом анодной меди отбракованных литых анодов 18 и анодной меди отработанных литых анодов 21.
Стадия рециркуляции включает подачу отбракованных литых анодов 18 и отработанных литых анодов 21 в механическую дробилку 24, такую как измельчитель, для механического дробления отбракованных литых анодов 18 и отработанных литых анодов 21 с получением зерен 25 анодной меди и подачу зерен 25 анодной меди в реакционную шахту 4 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии с помощью средства 27 подачи зерен меди.
Способ может включать подачу зерен 25 анодной меди в реакционную шахту 4 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии на расстоянии от горелки 6.
Способ может включать подачу зерен 25 анодной меди в реакционную шахту 4 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии через горелку 6.
Способ может включать подачу зерен 25 анодной меди в реакционную шахту 4 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии из верхней части реакционной шахты 4 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии.
Способ может включать подачу зерен 25 анодной меди в реакционную шахту 4 печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии в месте подачи, которое расположено между местом соединения отстойника 11 и реакционной шахты 4 и верхней частью реакционной шахты 4, т.е. в месте подачи, которое расположено на уровне по вертикали между местом соединения отстойника 11 и верхней частью реакционной шахты 4.
Способ может включать дополнительную подачу инертного газа, такого как азот 26, в реакционную шахту печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии, чтобы предотвратить поступление горячих газов из печи 5; 5а, 5b для плавки во взвешенном состоянии в средство 27 подачи зерен меди.
Способ может включать стадию сушки, на которой осуществляют сушку зерен 25 анодной меди в средстве 28 сушки перед подачей зерен 25 анодной меди в реакционную шахту 4 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии, как показано в воплощении, проиллюстрированном на фиг. 6.
- 3 031689
Способ может включать стадию предварительного нагрева, на которой осуществляют предварительный нагрев зерен 25 анодной меди в нагревательном средстве (не показано на чертежах) перед подачей зерен 25 анодной меди в реакционную шахту 4 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии.
Способ может включать применение шнекового питателя для подачи зерен 25 анодной меди в печь 5 для плавки во взвешенном состоянии.
В четвертом и пятом воплощении, показанных на фиг. 5 и 6, способ включает подачу шлака 8, полученного на первой стадии плавки, в электрическую печь 29 для удаления шлака. Четвертое и пятое воплощение способа включает стадию обработки шлака, на которой осуществляют обработку шлака 8 в электрической печи 29 для удаления шлака восстанавливающим агентом 30, подаваемым в электрическую печь 29 для удаления шлака, с получением слоя 31, содержащего шлак 32 электрической печи, и слоя 33, содержащего черновую медь 34 электрической печи. Четвертое и пятое воплощения способа включают подачу черновой меди 34 электрической печи, полученной на стадии обработки шлака, в анодную печь 12. Четвертое и пятое воплощения способа включают подачу шлака 32 электрической печи, полученного на стадии обработки шлака, в средство 35 окончательного удаления шлака. Четвертое и пятое воплощения способа включают стадию окончательного удаления шлака, на которой шлак 32 электрической печи подвергают конечной обработке для удаления шлака с получением отработанного шлака 36 и шлакового концентрата или другого содержащего медь материала 37 из шлака 32 электрической печи. Четвертое и пятое воплощение способа включают подачу шлакового концентрата или другого содержащего медь материала 37, полученного на стадии флотации, в реакционную шахту 4 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии.
Второе воплощение, представленное на фиг. 3, и третье воплощение, представленное на фиг. 4, представляют собой так называемые способы двойной взвешенной плавки, тогда как первое воплощение, представленное на фиг. 2, четвертое воплощение, представленное на фиг. 5, и пятое воплощение, представленное на фиг. 6, являются способами непосредственной плавки до черновой меди. Для специалиста в данной области техники очевидно, что в воплощениях, представленных на фиг. 2, 5 или 6, могли бы использовать первую печь 5а для плавки во взвешенном состоянии и вторую печь 5b для плавки во взвешенном состоянии, как показано на фиг. 3 и 4, и что зерна 25 анодной меди могли бы подавать по меньшей мере в одну из первой печи 5а для плавки во взвешенном состоянии и второй печи 5b для плавки во взвешенном состоянии, как показано на фиг. 3 и 4.
Первое воплощение, четвертое воплощение и пятое воплощение, представленные на фиг. 2, 5 и 6, включают так называемую непосредственную плавку до черновой меди в печи 5 для плавки во взвешенном состоянии. В первом воплощении, в четвертом воплощении и в пятом воплощении, показанных на фиг. 2, 5 и 6, стадия плавки включает подачу содержащего сульфид меди материала в форме сульфидного медного концентрата 1а, содержащего кислород реакционного газа 2 и шлакообразующего материала 3 в реакционную шахту 4 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии с помощью горелки 6, которая расположена в верхней части реакционной шахты 4 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии. Сульфидный медный концентрат 1а, содержащий кислород реакционный газ 2 и шлакообразующий материал 3 взаимодействуют в реакционной шахте 4 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии с образованием черновой меди и шлака 8. Штейн 1b и шлак 8 собирают в отстойнике 11 печи 5 для плавки во взвешенном состоянии с получением слоя 38, содержащего штейн 1b, и слоя 10, содержащего шлак 8, поверх слоя 38 штейна в отстойнике 11 печи 5а для плавки во взвешенном состоянии.
Второе воплощение и третье воплощение, показанные на фиг. 3 и 4, включают так называемую двойную взвешенную плавку. Во втором и третьем воплощении, показанных на фиг. 3 и 4, стадия плавки включает первую стадию плавки, включающую подачу сульфидного медного концентрата 1а, содержащего кислорода реакционного газа 2 и шлакообразующего материала 3 в реакционную шахту 4 первой печи 5а для плавки во взвешенном состоянии с помощью горелки 6, которая расположена в верхней части реакционной шахты 4 первой печи 5а для плавки во взвешенном состоянии. Сульфидный медный концентрат 1а, содержащий кислород реакционный газ 2 и шлакообразующий материал 3 взаимодействуют в реакционной шахте 4 первой печи 5 для плавки во взвешенном состоянии с образованием штейна 1b и шлака 8. Штейн 1b и шлак 8 собирают в отстойнике 11 первой печи 5 плавки во взвешенном состоянии с образованием слоя 38, содержащего штейн 1b, и слоя 10, содержащего шлак 8, поверх слоя 38 штейна в отстойнике 11 печи 5а для плавки во взвешенном состоянии.
Во втором и третьем воплощении, показанных на фиг. 3 и 4, стадия плавки дополнительно включает вторую стадию плавки, включающую подачу штейна 1b, полученного на первой стадии плавки, содержащего кислорода реакционного газа 2 и шлакообразующего материала 3 в реакционную шахту 4 второй печи 5b для плавки во взвешенном состоянии с помощью горелки 6, которая расположена в верхней части реакционной шахты 4 второй печи 5b для плавки во взвешенном состоянии. Штейн 1b, содержащий кислород реакционный газ 2 и шлакообразующий материал 3 взаимодействуют в реакционной шахте 4 второй печи 5b для плавки во взвешенном состоянии с образованием черновой меди 7 и шлака 8. Черновую медь 7 и шлак 8 собирают в отстойнике 11 второй печи 5 плавки во взвешенном состоянии с получением слоя, содержащего черновую медь 7, и слоя 10, содержащего шлак 8, поверх слоя в отстойнике 11 второй печи для плавки во взвешенном состоянии.
- 4 031689
Во втором воплощении, показанном на фиг. 3, зерна 25 анодной меди на стадии рециркуляции подают в реакционную шахту 4 второй печи 5b для плавки во взвешенном состоянии.
В третьем воплощении, показанном на фиг. 4, зерна 25 анодной меди на стадии рециркуляции подают в реакционную шахту 4 первой печи 5а для плавки во взвешенном состоянии. В данном способе зерна 25 анодной меди оказывают влияние на требования к содержащему кислород реакционному газу 2, что необходимо учитывать при управлении процессом.
Специалисту в данной области техники очевидно, что по мере развития технологии основная идея изобретения может быть реализована различными путями. Таким образом, изобретение и его воплощения не ограничены приведенными выше примерами, но могут изменяться в пределах объема защиты, определенного в формуле изобретения.

Claims (12)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ получения катодной меди, включающий стадию плавки, включающую подачу содержащего сульфид меди материала (1; 1а, 1b), такого как сульфидный медный концентрат (1а) или тонкоизмельченный медный штейн (1b), и дополнительно содержащего кислород реакционного газа (2) и шлакообразующего материала (3) в реакционную шахту (4) печи (5; 5a, 5b) для плавки во взвешенном состоянии с помощью горелки (6), которая расположена в верхней части реакционной шахты (4) печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии, при этом содержащий сульфид меди материал (1; 1а, 1b), содержащий кислород реакционный газ (2) и шлакообразующий материал (3) взаимодействуют в реакционной шахте (4) печи (5; 5а) для плавки во взвешенном состоянии с образованием черновой меди (7) и шлака (8), и сбор черновой меди (7) и шлака (8) в отстойнике (11) печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии с получением слоя (9), содержащего черновую медь (7), и слоя (10), содержащего шлак (8), поверх слоя (9) черновой меди в отстойнике (11) печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии, стадию огневого рафинирования, включающую подачу черновой меди (7), полученной на стадии плавки, в анодную печь (12) и огневое рафинирование черновой меди (7) в анодной печи (12) с получением расплавленной анодной меди (13) в анодной печи (12), стадию отливки анодов, включающую подачу расплавленной анодной меди (13), полученной на стадии огневого рафинирования, в формы (14) для отливки анодов с получением литых анодов (15), стадию (16) проверки качества для разделения литых анодов (15), полученных на стадии отливки анодов, на годные литые аноды (17) и отбракованные литые аноды (18), стадию электролитического рафинирования, включающую электролитическое рафинирование годных литых анодов (17) в электролитической ванне (19) с получением катодной меди (20) и в качестве побочного продукта - отработанных литых анодов (21), и стадию рециркуляции для подачи рециклом анодной меди отбракованных литых анодов (18) и анодной меди отработанных литых анодов (21), отличающийся тем, что стадия рециркуляции включает подачу отбракованных литых анодов (18) и отработанных литых анодов в механическую дробилку (24) для механического дробления отбракованных литых анодов (18) и отработанных литых анодов (21) с получением зерен (25) анодной меди и подачу зерен (25) анодной меди в реакционную шахту (4) печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии с помощью средства (27) подачи зерен меди.
  2. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что зерна (25) анодной меди подают в реакционную шахту (4) печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии на расстоянии от горелки (6).
  3. 3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что зерна (25) анодной меди подают в реакционную шахту (4) из верхней части реакционной шахты (4) печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии.
  4. 4. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что зерна (25) анодной меди подают в реакционную шахту (4) печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии в месте подачи, которое расположено между местом соединения отстойника (11) и реакционной шахты (4) и верхней частью реакционной шахты (4).
  5. 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что зерна (25) анодной меди подают в реакционную шахту (4) печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии с помощью горелки (6).
  6. 6. Способ по любому из пп.1-5, отличающийся тем, что в реакционную шахту (4) печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии дополнительно подают инертный газ, такой как азот (26), чтобы предотвратить поступление горячих газов из печи (5; 5а, 5b) для плавки во взвешенном состоянии в средство (27) подачи зерен меди.
  7. 7. Способ по любому из пп.1-6, отличающийся тем, что он включает стадию сушки, на которой осуществляют сушку зерен (25) анодной меди в средстве (28) сушки перед подачей зерен (25) анодной меди в реакционную шахту (4) печи (5) для плавки во взвешенном состоянии.
  8. 8. Способ по любому из пп.1-7, отличающийся тем, что для подачи зерен (25) анодной меди в печь (5) для плавки во взвешенном состоянии используют шнековый питатель.
    - 5 031689
  9. 9. Способ по любому из пп.1-8, отличающийся тем, что он включает подачу шлака (8), полученного на стадии плавки, в электрическую печь (29) для удаления шлака, стадию обработки шлака, на которой осуществляют обработку шлака (8) в электрической печи (29) для удаления шлака восстанавливающим агентом (30), подаваемым в электрическую печь (29) для удаления шлака, с получением слоя (31), содержащего шлак (32) электрической печи, и слоя (33), содержащего черновую медь (34) электрической печи, подачу черновой меди (34) электрической печи, полученной на стадии обработки шлака, в анодную печь (12), подачу шлака (32) электрической печи, полученного на стадии обработки шлака, в средство (35) флотации, стадию флотации, на которой шлак (32) электрической печи подвергают обработке флотацией с получением отработанного шлака (36) и шлакового концентрата (37) из шлака (32) электрической печи, и подачу шлакового концентрата (37), полученного на стадии флотации, в реакционную шахту (4) печи (5) для плавки во взвешенном состоянии.
  10. 10. Способ по любому из пп.1-9, отличающийся тем, что стадия плавки включает первую стадию плавки, включающую подачу сульфидного медного концентрата (1а), содержащего кислород реакционного газа (2) и шлакообразующего материала (3) в реакционную шахту (4) первой печи (5а) для плавки во взвешенном состоянии с помощью горелки (6), которая расположена в верхней части реакционной шахты (4) первой печи (5) для плавки во взвешенном состоянии, при этом сульфидный медный концентрат (1), содержащий кислород реакционный газ (2) и шлакообразующий материал (3) взаимодействуют в реакционной шахте (4) первой печи (5) для плавки во взвешенном состоянии с образованием штейна и шлака (8), и сбор штейна и шлака (8) в отстойнике (11) первой печи (5) плавки во взвешенном состоянии с получением слоя, содержащего штейн, и слоя (10), содержащего шлак (8), поверх слоя в отстойнике (11) первой печи (5) для плавки во взвешенном состоянии, и стадия плавки включает вторую стадию плавки, включающую подачу штейна (1b), полученного на первой стадии плавки, содержащего кислород реакционного газа (2) и шлакообразующего материала (3), в реакционную шахту (4) второй печи (5b) для плавки во взвешенном состоянии с помощью горелки (6), которая расположена в верхней части реакционной шахты (4) второй печи (5b) для плавки во взвешенном состоянии, при этом штейн, содержащий кислород реакционный газ (2) и шлакообразующий материал (3) взаимодействуют в реакционной шахте (4) второй печи (5) для плавки во взвешенном состоянии с образованием черновой меди (7) и шлака (8), и сбор черновой меди (7) и шлака (8) в отстойнике (11) второй печи (5) для плавки во взвешенном состоянии с получением слоя, содержащего черновую медь (7), и слоя (10), содержащего шлак (8), поверх слоя в отстойнике (11) второй печи (5) для плавки во взвешенном состоянии.
  11. 11. Способ по п.10, отличающийся тем, что зерна (25) анодной меди на стадии рециркуляции подают в реакционную шахту (4) первой печи (5а) для плавки во взвешенном состоянии.
  12. 12. Способ по п.10 или 11, отличающийся тем, что зерна (25) анодной меди на стадии рециркуляции подают в реакционную шахту (4) второй печи (5b) для плавки во взвешенном состоянии.
EA201691863A 2014-04-17 2015-04-16 Способ получения катодной меди EA031689B1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20145367A FI126374B (en) 2014-04-17 2014-04-17 PROCEDURE FOR PRODUCING CATHOD COPPER
PCT/FI2015/050262 WO2015158963A1 (en) 2014-04-17 2015-04-16 Method for producing cathode copper

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201691863A1 EA201691863A1 (ru) 2017-03-31
EA031689B1 true EA031689B1 (ru) 2019-02-28

Family

ID=53189848

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201691863A EA031689B1 (ru) 2014-04-17 2015-04-16 Способ получения катодной меди

Country Status (12)

Country Link
US (1) US20170029967A1 (ru)
EP (1) EP3132064B1 (ru)
KR (1) KR101787305B1 (ru)
CN (1) CN106164305B (ru)
CL (1) CL2016002581A1 (ru)
EA (1) EA031689B1 (ru)
ES (1) ES2694167T3 (ru)
FI (1) FI126374B (ru)
PL (1) PL3132064T3 (ru)
RS (1) RS57941B1 (ru)
TR (1) TR201815931T4 (ru)
WO (1) WO2015158963A1 (ru)

Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2017140723A1 (en) * 2016-02-19 2017-08-24 Flsmidth A/S Hydrometallurgical processes for leaching or dissolving metal and enhancing electrorefinery and smelting operations
WO2018015611A1 (en) * 2016-07-22 2018-01-25 Outotec (Finland) Oy Method for refining sulfidic copper concentrate
CN106927274A (zh) * 2017-04-07 2017-07-07 东莞市佳乾新材料科技有限公司 一种应用于电解槽上的进料装置
CN107523699A (zh) * 2017-08-15 2017-12-29 铜陵有色金属集团股份有限公司金冠铜业分公司 粗铜精炼生产系统及其生产方法
CN108315566A (zh) * 2018-01-16 2018-07-24 张家港市佰坤物资有限公司 一种精铜生产工艺
CN110093628B (zh) * 2019-04-30 2021-06-08 云南铜业股份有限公司西南铜业分公司 一种生成核壳结构铜阳极泥的铜电解精炼方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH0978151A (ja) * 1995-09-12 1997-03-25 Nikko Kinzoku Kk スクラップ類からの有価金属のリサイクル方法
JP2000239883A (ja) * 1999-02-19 2000-09-05 Nippon Mining & Metals Co Ltd 銅製錬におけるアノード鋳返し材料等のリサイクル方法及びアノード鋳返し材料等の精製炉装入装置
WO2004005822A1 (en) * 2002-07-05 2004-01-15 Outokumpu Oyj Method and arrangement for feeding an anode into a smelting reactor
WO2013186440A1 (en) * 2012-06-13 2013-12-19 Outotec Oyj Method and arrangement for refining copper concentrate

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3759501A (en) * 1971-12-13 1973-09-18 Kennecott Copper Corp Cyclonic smelting apparatus
US3901489A (en) * 1972-05-04 1975-08-26 Mitsubishi Kizoku Kabushiki Ka Continuous process for refining sulfide ores
US4415356A (en) * 1980-10-01 1983-11-15 Inco Limited Process for autogenous oxygen smelting of sulfide materials containing base metals
US5662730A (en) * 1994-12-08 1997-09-02 Nippon Mining & Metals Co., Ltd. Method for pyrometallurgical smelting of copper
JP2001181747A (ja) * 1999-12-17 2001-07-03 Nippon Mining & Metals Co Ltd 粉状故銅の固形化による処理方法及び粉状故銅の固形化物
FI116686B (fi) * 2003-07-17 2006-01-31 Outokumpu Oy Menetelmä kuparirikasteiden sulattamiseksi
FI120157B (fi) * 2007-12-17 2009-07-15 Outotec Oyj Menetelmä kuparirikasteen jalostamiseksi
FI121852B (fi) * 2009-10-19 2011-05-13 Outotec Oyj Menetelmä polttoainekaasun syöttämiseksi suspensiosulatusuunin reaktiokuiluun ja rikastepoltin

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH0978151A (ja) * 1995-09-12 1997-03-25 Nikko Kinzoku Kk スクラップ類からの有価金属のリサイクル方法
JP2000239883A (ja) * 1999-02-19 2000-09-05 Nippon Mining & Metals Co Ltd 銅製錬におけるアノード鋳返し材料等のリサイクル方法及びアノード鋳返し材料等の精製炉装入装置
WO2004005822A1 (en) * 2002-07-05 2004-01-15 Outokumpu Oyj Method and arrangement for feeding an anode into a smelting reactor
WO2013186440A1 (en) * 2012-06-13 2013-12-19 Outotec Oyj Method and arrangement for refining copper concentrate

Also Published As

Publication number Publication date
KR101787305B1 (ko) 2017-10-18
US20170029967A1 (en) 2017-02-02
EP3132064B1 (en) 2018-08-15
TR201815931T4 (tr) 2018-11-21
CN106164305A (zh) 2016-11-23
CL2016002581A1 (es) 2017-02-10
PL3132064T3 (pl) 2019-03-29
ES2694167T3 (es) 2018-12-18
KR20160134800A (ko) 2016-11-23
FI20145367A (fi) 2015-10-18
FI126374B (en) 2016-10-31
WO2015158963A1 (en) 2015-10-22
RS57941B1 (sr) 2019-01-31
CN106164305B (zh) 2018-10-09
EP3132064A1 (en) 2017-02-22
EA201691863A1 (ru) 2017-03-31

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA031689B1 (ru) Способ получения катодной меди
US8771396B2 (en) Method for producing blister copper directly from copper concentrate
KR101639936B1 (ko) 구리 정광을 정련하는 방법 및 배열체
CN208649428U (zh) 阳极铜生产装置
JP2023063362A (ja) 貴金属の回収方法
CN206956120U (zh) 短流程炼铜系统
EA029428B1 (ru) Способ и устройство для получения металлов платиновой группы (мпг) и феррохрома из содержащей мпг хромитовой руды
JP6888965B2 (ja) リサイクル原料の処理方法
JP5614056B2 (ja) 銅製錬炉の操業方法及び銅製錬炉
EP3488021B1 (en) Method for refining sulfidic copper concentrate
CA2876819C (en) Method for treating combustible material and installation
KR20170047227A (ko) 규산철암 가공 방법 및 장치
JP2011174149A (ja) 非鉄製錬炉の操業方法及び投入装置

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 KZ KG TJ TM