EA035697B1 - Способ очистки сульфидного медного концентрата - Google Patents
Способ очистки сульфидного медного концентрата Download PDFInfo
- Publication number
- EA035697B1 EA035697B1 EA201990161A EA201990161A EA035697B1 EA 035697 B1 EA035697 B1 EA 035697B1 EA 201990161 A EA201990161 A EA 201990161A EA 201990161 A EA201990161 A EA 201990161A EA 035697 B1 EA035697 B1 EA 035697B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- slag
- copper
- furnace
- electric furnace
- fed
- Prior art date
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
- 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
- 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
- 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
Изобретение относится к способу очистки сульфидного медного концентрата (1). Способ включает подачу сульфидного медного концентрата (1), кислородсодержащего реакционного газа (2) и шлакообразующего материала (3) в реакционную шахту (4) печи (5) взвешенной плавки, сбор шлака (7) и черновой меди (8) в отстойнике (9) печи (5) взвешенной плавки с образованием слоя (10) черновой меди, содержащего черновую медь (8), и слоя (11) шлака, и выгрузку шлака (7) и черновой меди (8) по отдельности из отстойника (9) печи (5) взвешенной плавки, так что шлак (7) подают в электрическую печь (12). Способ включает подачу части сульфидного медного концентрата (1) в электрическую печь (12).
Description
Область техники
Изобретение относится к способу очистки сульфидного медного концентрата, как это определено в ограничительной части независимого п. 1 формулы изобретения.
В данном контексте черновая медь означает расплавленный неочищенный медный продукт, состоящий в основном из металлической меди (> 96%), предназначенный для дальнейшей очистки в анодных печах.
Под медным штейном в данном контексте подразумевают неочищенный медный продукт, состоящий в основном из сульфидов меди и железа.
На фиг. 1 показана блок-схема одного воплощения способа прямого получения черновой меди для очистки медного концентрата в анодную медь.
В способе прямого получения черновой меди сульфидный медный концентрат 1, кислородсодержащий реакционный газ 2 и шлакообразующий материал 3 подают в реакционную шахту 4 печи 5 взвешенной плавки с помощью горелки 6, которая расположена в верхней части реакционной шахты 4 печи 5 взвешенной плавки, в результате чего сульфидный медный концентрат 1, кислородсодержащий реакционный газ 2 и шлакообразующий материал 3 реагируют в реакционной шахте 4 печи взвешенной плавки 5 с образованием черновой меди 8 и шлака 7. Шлак 7 и черновая медь 8 собираются в отстойнике 9 печи 5 взвешенной плавки с образованием в отстойнике 9 печи 5 взвешенной плавки слоя 10 черновой меди, содержащего черновую медь 8, и слоя 11 шлака, содержащего шлак 7, поверх слоя 10 черновой меди.
Шлак 7 и черновую медь 8 по отдельности выгружают из отстойника 9 печи 5 взвешенной плавки, так что шлак 7 подают в электрическую печь 12, а черновую медь 8, в которой содержание меди может составлять 98 мас.%, подают в анодные печи 13. Технологические газы 16, образующиеся при реакциях в печи 5 взвешенной плавки, выводят из печи 5 взвешенной плавки через вертикальный канал 14 печи 5 взвешенной плавки в устройство 15 для обработки технологических газов, которое обычно включает котел-утилизатор отработанного тепла (не показан на чертежах) и электрический фильтр (не показан на чертежах).
Шлак 7, подаваемый из отстойника 9 печи 5 взвешенной плавки в электрическую печь 12, в данной электрической печи 12 восстанавливают за счет дополнительной подачи в электрическую печь углеродсодержащего восстановителя 17, такого как кокс, так что в электрической печи 12 образуются слой 18 электропечной черновой меди, содержащий электропечную черновую медь 19, и слой 20 электропечного шлака, содержащий электропечной шлак 21, поверх слоя 18 электропечной черновой меди.
Электропечной шлак 21 и электропечную черновую медь 19 по отдельности выгружают из электрической печи 12, так что электропечную черновую медь 19, в которой содержание меди может составлять 97 мас.%, подают в анодные печи 13, где получают анодную медь 22, а электропечной шлак 21, в котором содержание меди может составлять 4 мас.%, подвергают процессу 23 окончательной очистки шлака. После процесса 23 окончательной очистки шлака, который может быть выполнен, например, путем флотации во флотационной установке (не показана на чертежах) или в дополнительной электрической печи (не показана на чертежах), шлаковый концентрат или другой медьсодержащий продукт 25 можно направить в реакционную шахту 4 печи 5 взвешенной плавки, а отходы 24 можно отбрасывать в виде хвостов.
Проблема, связанная со способом прямого получения черновой меди при обработке концентратов с низким содержанием меди, заключается в том, что в данном способе вырабатывается много тепловой энергии, а это означает, что устройство для обработки технологических газов, образующихся в данном способе в печи взвешенной плавки, должно имеют большую емкость.
Другая проблема состоит в том, что черновая медь, которую подают в анодную печь, обычно имеет другой состав, например другое содержание меди в массовом процентном отношении, чем электропечная черновая медь, которую подают из электрической печи в анодную печь. Содержание многих примесей (таких как мышьяк) в электропечной черновой меди может быть высоким, что создает трудности в поддержании высокого качества анодного медного продукта.
Извлечение меди из электропечного шлака с использованием флотации также является сложной задачей, поскольку медь, содержащаяся в шлаке, в основном находится не в сульфидной форме.
В публикации US 8771396 представлен способ получения черновой меди непосредственно из медного концентрата, отличающийся тем, что он включает следующие стадии: a) совместную подачу медного концентрата, медного штейна, шлакообразующего материала, обогащенного кислородом воздуха и эндотермического материала в реакционную печь в верхний сегмент реакционной печи; b) подачу восстановителя в реакционную печь в нижний сегмент реакционной печи, где топочный газ, слой горячего кокса в твердом состоянии, слой шлака в жидком состоянии и слой черновой меди в жидком состоянии образуются в расплавленной ванне на дне реакционной печи; c) подачу горячего кокса и шлака в жидком состоянии в электрическую печь при подаче сульфидирующего агента в электрическую печь с получением электропечного шлака и медного штейна в электрической печи; d) гранулирование медного штейна и повторную подачу его в реакционную печь в верхний сегмент реакционной печи, где сульфидирующим агентом на стадии (c) является сульфидный медный концентрат с содержанием влаги от 4 до 10 мас.%, причем массовое отношение указанного сульфидного медного концентрата к указанному шлаку в жид- 1 035697 ком состоянии составляет от 4:1 до 6:1. Проблема в данном способе заключается в том, что поскольку восстановитель в форме кокса подают в реакционную печь, а горячий кокс и шлак в жидком состоянии подают в электрическую печь, то для реакционной печи могут потребоваться модификации или специальные устройства. Причина этого состоит в том, что кокс плавает на поверхности слоя шлака, и поэтому нелегко направить кокс вместе со шлаком в жидком состоянии из реакционной печи в электрическую печь.
Задача изобретения
Задачей изобретения является создание способа очистки сульфидного медного концентрата, в котором решены вышеупомянутые проблемы.
Краткое описание изобретения
Способ очистки сульфидного медного концентрата по изобретению охарактеризован в независимом п. 1 формулы изобретения.
Предпочтительные воплощения способа определены в зависимых пунктах формулы изобретения.
Изобретение основано на использовании сульфидного медного концентрата в качестве восстанавливающего агента в электрической печи для восстановления шлака, который подают в невосстановленном состоянии из печи взвешенной плавки в электрическую печь, путем подачи части сульфидного медного концентрата, который должен быть очищен, в электрическую печь, а не в печь взвешенной плавки. Сульфидный концентрат вступает в реакцию с кислородом, содержащимся в шлаке печи прямого получения черновой меди, в результате чего образуются несмешивающиеся медный штейн и шлаковые продукты. Поскольку кислород из шлака расходуется в реакции, то медь, содержащаяся в шлаке, восстанавливается. Медный штейн, образовавшийся в данном процессе, затвердевает, и его обрабатывают и подают в печь прямого получения черновой меди в качестве исходного материала. Это уменьшает количество технологических газов, образующихся в печи взвешенной плавки, поскольку в печи взвешенной плавки обрабатывают меньшее количество сульфидного медного концентрата и поскольку для плавки твердого штейна требуется высокообогащенный кислородом технологический газ.
Поскольку черновую медь подают в анодные печи исключительно из печи взвешенной плавки, то черновая медь, которую обрабатывают в анодной печи, имеет однородный состав и качество. Содержание некоторых примесей, таких как мышьяк, в черновой меди ниже, потому что (i) в электрической печи, когда примеси могут попасть в черновую медь из-за восстановительных условий, это происходит в меньшей степени, поскольку их коэффициент химической активности выше в штейне, чем в черновой меди, (ii) всю черновую медь, подаваемую в анодные печи, выгружают из печи прямого получения черновой меди, где черновая медь контактирует с большим количеством сильно окисленного шлака, который растворяет примеси.
Если в процессе окончательной очистки шлака используют флотацию для извлечения меди из электропечного шлака, то извлечение меди происходит лучше, чем в способе прямого получения черновой меди, поскольку медь, содержащаяся в шлаке, в основном находится в сульфидной форме, что означает, что частицы, содержащие медь, легче флотируются.
Преимущество выгрузки шлака в невосстановленном виде из печи взвешенной плавки в электрическую печь и отсутствия подачи восстановителя в печь взвешенной плавки, как в способе, описанном в публикации US 8771396, состоит в том, что в настоящем способе примеси, такие как мышьяк, свинец, висмут и сурьма, будут выгружаться из печи взвешенной плавки как компоненты шлака, и по причине протекания реакции восстановления примеси не будут мигрировать из слоя шлака в слой черновой меди в печи взвешенной плавки, как это может иметь место в способе, описанном в публикации US 8771396. В настоящем способе слой черновой меди, следовательно, будет содержать меньше примесей, чем слой черновой меди, который образуется в способе, описанном в публикации US 8771396.
Преимущество выгрузки шлака в невосстановленном виде из печи взвешенной плавки в электрическую печь и отсутствия подачи восстановителя в печь взвешенной плавки, как в способе, описанном в публикации US 8771396, состоит в том, что в настоящем способе шлак, который подают в невосстановленном виде из печи взвешенной плавки, будет более эффективно реагировать с сульфидным медным концентратом в электрической печи, чем в способе, описанном в публикации US 8771396. Точнее, сера в сульфидном медном концентрате будет реагировать с кислородом в шлаке. Поскольку в настоящем способе шлак будет эффективно реагировать с сульфидным медным концентратом в электрической печи, это снижает потребность в использовании других восстановителей, таких как кокс, в электрической печи. При экзотермической реакции между серой в сульфидном медном концентрате и кислородом в шлаке выделяется энергия, что также снижает потребность электрической печи в электроэнергии.
В одном воплощении способа в электрическую печь подают от 5 до 50% сульфидного медного концентрата от общего количества сульфидного медного концентрата, который подают в печь взвешенной плавки и в электрическую печь. В этом воплощении массовое отношение сульфидного медного концентрата, который подают в электрическую печь, и шлака, который подают в электрическую печь, составляет предпочтительно менее 1:1, более предпочтительно между 0,25:1 и 0,7:1, еще более предпочтительно между 0,45:1 и 0,5:1. Преимущество данного воплощения по сравнению со способом, описанным в публикации US 8771396, где массовое отношение указанного сульфидного медного концентрата к указан- 2 035697 ному шлаку в жидком состоянии составляет от 4:1 до 6:1, состоит в том, что в данном воплощении способа требуется меньше электрической энергии, поскольку основную часть сульфидного медного концентрата плавят в печи взвешенной плавки посредством экзотермической реакции с реакционным газом, вместо плавления большей части сульфидного медного концентрата в электрической печи с использованием электрической энергии, как в способе, описанном в публикации US 8771396.
В одном воплощении способа содержание влаги в сульфидном медном концентрате, который подают в электрическую печь, составляет менее 1 мас.%, предпочтительно менее 0,5 мас.%. Преимущество данного воплощения способа по сравнению со способом, описанным в публикации US 8771396, где содержание влаги в сульфидном медном концентрате составляет от 4 до 10 мас.%, состоит в том, что в данном воплощении способа в электрической печи образуется меньшее количество газообразного водяного пара и уменьшается потребность в электроэнергии для испарения воды.
Список чертежей
Далее изобретение будет описано более подробно со ссылкой на чертежи, где:
на фиг. 1 показана блок-схема способа прямого получения черновой меди;
на фиг. 2 показана блок-схема первого воплощения способа, на фиг. 3 показана блок-схема второго воплощения способа.
Подробное описание изобретения
На фиг. 2 показана блок-схема первого воплощения способа очистки сульфидного медного концентрата 1, а на фиг. 3 показана блок-схема второго воплощения способа очистки сульфидного медного концентрата 1.
Способ включает подачу сульфидного медного концентрата 1, кислородсодержащего реакционного газа 2 и шлакообразующего материала 3 в реакционную шахту 4 печи 5 взвешенной плавки с помощью горелки 6, которая расположена в верхней части реакционной шахты 4 печи 5 взвешенной плавки, в результате чего сульфидный медный концентрат 1 и кислородсодержащий реакционный газ 2 и шлакообразующий материал 3 реагируют в реакционной шахте 4 печи 5 взвешенной плавки с образованием черновой меди 8 и шлака 7.
Способ включает сбор шлака 7 и черновой меди 8 в отстойнике 9 печи 5 взвешенной плавки с образованием в отстойнике 9 печи 5 взвешенной плавки слоя 10 черновой меди, содержащего черновую медь 8, и слоя 11 шлака, содержащего шлак 7, поверх слоя 10 черновой меди.
Способ включает выгрузку шлака 7 в невосстановленном состоянии и черновой меди 8 по отдельности из отстойника 9 печи 5 взвешенной плавки, так что шлак 7 в невосстановленном состоянии подают в электрическую печь 12.
Способ включает подачу части сульфидного медного концентрата 1 в электрическую печь 12.
Способ включает восстановление шлака 7, который подают в невосстановленном состоянии из печи 5 взвешенной плавки, в электрической печи 12, по меньшей мере, частично сульфидным медным концентратом 1, который подают в электрическую печь 12, с образованием в электрической печи 12 слоя 26 штейна, содержащего медный штейн 27, и слоя 20 электропечного шлака, содержащего электропечной шлак 21, поверх слоя 26 штейна.
Способ включает выгрузку электропечного шлака 21 и медного штейна по отдельности из электрической печи 12.
Способ включает гранулирование и обработку 28 медного штейна 27, который выгружают из электрической печи 12, с получением медно-штейнового исходного материала 29.
Способ включает подачу по меньшей мере части указанного медно-штейнового исходного материала 29 в реакционную шахту 4 печи 5 взвешенной плавки с помощью горелки 6.
Способ может включать, как показано на фиг. 2 и 3, подачу черновой меди 8 из отстойника 9 печи 5 взвешенной плавки в анодную печь 13 или в анодные печи 13, и огневое рафинирование черновой меди в анодной печи (анодных печах) 13.
Способ может включать, как показано на фиг. 2, подвергание электропечного шлака 21 процессу 23 окончательной очистки шлака, который можно выполнять, например, путем флотации во флотационном устройстве (не показано на чертежах) или в дополнительной электрической печи (не показана на чертежах). После процесса 23 окончательной очистки шлака концентрат шлака или другой медьсодержащий продукт 25 можно направить в реакционную шахту 4 печи 5 взвешенной плавки с помощью горелки 6 печи 5 взвешенной плавки, а отходы 24 можно отбросить в виде хвостов.
Способ может включать, как показано на фиг. 3, дополнительную подачу углеродсодержащего восстановителя 17, такого как кокс, в электрическую печь 12.
Способ может включать, как показано на фиг. 2 и 3, подачу технологических газов 16 из вертикального канала 14 печи 5 взвешенной плавки в устройство 15 для обработки технологических газов.
Способ может включать подачу технологических газов из электрической печи 12 в устройство 15 для обработки технологических газов.
Способ может включать подачу от 5 до 50%, предпочтительно от 10 до 40%, более предпочтительно от 25 до 35%, например около 33%, сульфидного медного концентрата 1 в электрическую печь 12.
Массовое отношение сульфидного медного концентрата 1, который подают в электрическую печь
- 3 035697
12, к шлаку 7, который подают в электрическую печь 12, предпочтительно составляет менее 1:1, более предпочтительно находится между 0,25:1 и 0,7:1, еще более предпочтительно между 0,45:1 и 0,5:1.
Содержание влаги в сульфидном медном концентрате 1, который подают в электрическую печь 12, предпочтительно составляет менее 1 мас.%, более предпочтительно менее 0,5 мас.%.
Содержание влаги в сульфидном медном концентрате 1, который подают в реакционную шахту 4 печи 5 взвешенной плавки, предпочтительно составляет менее 1 мас.%, более предпочтительно менее 0,5 мас.%.
Пример 1.
70% сульфидного медного концентрата (содержащего 25 мас.% Cu) подавали в печь взвешенной плавки со скоростью подачи 76 т/ч, а 30% сульфидного медного концентрата (содержащего 25 мас.% Cu) подавали в электрическую печь со скоростью подачи 33 т/ч. Из печи взвешенной плавки выгружали черновую медь (содержащую 98,4 мас.% Cu) со скоростью 26 т/ч и шлак, содержащий 24 мас.% Cu, со скоростью 73 т/ч в электрическую печь. Из электрической печи выгружали медный штейн (содержащий 65 мас.% Cu) со скоростью 37 т/ч и электропечной шлак (содержащий 2 мас.% Cu) со скоростью 65 т/ч в процесс очистки шлака, включающего флотацию шлака. Медный штейн, выгруженный из электрической печи, гранулировали, измельчали и подавали в печь взвешенной плавки. После процесса очистки шлака шлаковый концентрат (содержащий 20 мас.% Cu) рециркулировали в печь взвешенной плавки со скоростью подачи 5 т/ч, а отходы (содержащие 0,5 мас.% Cu) выгружали.
Пример 2.
65% сульфидного медного концентрата (содержащего 25 мас.% Cu) подавали в печь взвешенной плавки со скоростью подачи 70 т/ч, а 35% сульфидного медного концентрата (содержащего 25 мас.% Cu) подавали в электрическую печь со скоростью подачи 42 т/ч. Из печи взвешенной плавки выгружали черновую медь (содержащую 98,4 мас.% Cu) со скоростью 26 т/ч и шлак, содержащий 24 мас.% Cu, со скоростью 83 т/ч в электрическую печь. Восстановитель в виде кокса также подавали в электрическую печь со скоростью подачи 2 т/ч. Из электрической печи выгружали медный штейн (содержащий 55 мас.% Cu) со скоростью 51 т/ч и электропечной шлак (содержащий <1 мас.% Cu) со скоростью 70 т/ч. Медный штейн, выгруженный из электрической печи, гранулировали, измельчали и подавали в печь взвешенной плавки.
Специалисту в данной области техники будет очевидно, что по мере развития технологии основная идея изобретения может быть реализована различными способами. Следовательно, изобретение и его воплощения не ограничены приведенными выше примерами, но они могут варьироваться в пределах формулы изобретения.
Claims (10)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ очистки сульфидного медного концентрата (1), включающий подачу сульфидного медного концентрата (1), кислородсодержащего реакционного газа (2) и шлакообразующего материала (3) в реакционную шахту (4) печи (5) взвешенной плавки с помощью горелки (6), расположенной в верхней части реакционной шахты (4) печи (5) взвешенной плавки, в результате чего сульфидный медный концентрат (1), кислородсодержащий реакционный газ (2) и шлакообразующий материал (3) реагируют в реакционной шахте (4) печи (5) взвешенной плавки с образованием черновой меди (8) и шлака (7), сбор шлака (7) и черновой меди (8) в отстойнике (9) печи (5) взвешенной плавки с образованием в отстойнике (9) печи (5) взвешенной плавки слоя (10) черновой меди, содержащего черновую медь (8), и слоя (11) шлака, содержащего шлак (7), поверх слоя (11) черновой меди, и выгрузку шлака (7) в невосстановленном состоянии и черновой меди (8) по отдельности из отстойника (9) печи (5) взвешенной плавки, так что шлак (7) в невосстановленном состоянии подают в электрическую печь (12), отличающийся тем, что часть сульфидного медного концентрата (1) подают в электрическую печь (12), шлак (7), который подают в невосстановленном состоянии из печи (5) взвешенной плавки, восстанавливают в электрической печи (12), по меньшей мере, частично сульфидным медным концентратом (1), который подают в электрическую печь (12), с образованием в электрической печи (12) слоя (26) штейна, содержащего медный штейн (27), и слоя (20) электропечного шлака, содержащего электропечной шлак (21), поверх слоя (26) штейна, электропечной шлак (21) и медный штейн выгружают по отдельности из электрической печи (12), медный штейн (27), который выгружают из электрической печи (12), гранулируют и обрабатывают (28) для получения медно-штейнового исходного материала (29), и по меньшей мере часть указанного медно-штейнового исходного материала (29) подают в реакционную шахту (4) печи (5) взвешенной плавки с помощью горелки (6).
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что черновую медь (8) из отстойника (9) печи (5) взвешенной плавки подают в анодную печь (13) и осуществляют огневое рафинирование черновой меди в анодной- 4 035697 печи (13).
- 3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что электропечной шлак (21) подвергают процессу (23) окончательной обработки шлака с образованием отходов (24) и шлакового концентрата или другого медьсодержащего продукта (25), и шлаковый концентрат или другой медьсодержащий продукт (25) подают с помощью горелки (6) в реакционную шахту (4) печи (5) взвешенной плавки.
- 4. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что в электрическую печь (12) дополнительно подают углеродсодержащий восстановитель (17), такой как кокс.
- 5. Способ по любому из пп.1-4, отличающийся тем, что технологические газы (16) из вертикального канала (14) печи (5) взвешенной плавки подают в устройство (15) для обработки технологических газов.
- 6. Способ по любому из пп.1-5, отличающийся тем, что технологические газы из электрической печи (12) подают в устройство (15) для обработки технологических газов.
- 7. Способ по любому из пп.1-6, отличающийся тем, что в электрическую печь (12) подают от 5 до 50%, предпочтительно от 10 до 40%, более предпочтительно от 25 до 35%, например приблизительно 33%, сульфидного медного концентрата (1).
- 8. Способ по любому из пп.1-7, отличающийся тем, что отношение массы сульфидного медного концентрата (1), который подают в электрическую печь (12), к массе шлака (7), который подают в электрическую печь (12), составляет менее 1:1, предпочтительно находится между 0,25:1 и 0,7:1, более предпочтительно между 0,45:1 и 0,5:1.
- 9. Способ по любому из пп.1-8, отличающийся тем, что содержание влаги в сульфидном медном концентрате (1), который подают в электрическую печь (12), составляет менее 1 мас.%, предпочтительно менее 0,5 мас.%.
- 10. Способ по любому из пп.1-9, отличающийся тем, что содержание влаги в сульфидном медном концентрате (1), который подают в реакционную шахту (4) печи (5) взвешенной плавки, составляет менее 1 мас.%, предпочтительно менее 0,5 мас.%.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PCT/FI2016/050537 WO2018015611A1 (en) | 2016-07-22 | 2016-07-22 | Method for refining sulfidic copper concentrate |
| PCT/FI2017/050543 WO2018015617A1 (en) | 2016-07-22 | 2017-07-20 | Method for refining sulfidic copper concentrate |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA201990161A1 EA201990161A1 (ru) | 2019-06-28 |
| EA035697B1 true EA035697B1 (ru) | 2020-07-28 |
Family
ID=59579651
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA201990161A EA035697B1 (ru) | 2016-07-22 | 2017-07-20 | Способ очистки сульфидного медного концентрата |
Country Status (9)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US10435769B2 (ru) |
| EP (1) | EP3488021B1 (ru) |
| CN (1) | CN109477160A (ru) |
| CL (1) | CL2019000121A1 (ru) |
| EA (1) | EA035697B1 (ru) |
| ES (1) | ES2807576T3 (ru) |
| PL (1) | PL3488021T3 (ru) |
| RS (1) | RS60630B1 (ru) |
| WO (2) | WO2018015611A1 (ru) |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2009077651A1 (en) * | 2007-12-17 | 2009-06-25 | Outotec Oyj | Method for refining copper concentrate |
| US20130269481A1 (en) * | 2012-04-16 | 2013-10-17 | Xiangguang Copper Co., Ltd. | Method for producing blister copper directly from copper concentrate |
| WO2015158963A1 (en) * | 2014-04-17 | 2015-10-22 | Outotec (Finland) Oy | Method for producing cathode copper |
Family Cites Families (6)
| 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 |
| RS49863B (sr) * | 2000-01-04 | 2008-08-07 | Outokumpu Oyj, | Postupak za proizvodnju blister bakra u suspenzionom reaktoru |
| 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 |
| FI124028B (en) * | 2012-06-13 | 2014-02-14 | Outotec Oyj | Method and arrangement for refining copper concentrate |
| 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 |
| FI127945B (en) * | 2014-11-10 | 2019-05-31 | Outotec Finland Oy | Treatment of complex sulfide concentrate |
-
2016
- 2016-07-22 WO PCT/FI2016/050537 patent/WO2018015611A1/en active Application Filing
-
2017
- 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 RS RS20200898A patent/RS60630B1/sr unknown
- 2017-07-20 PL PL17751117T patent/PL3488021T3/pl unknown
- 2017-07-20 ES ES17751117T patent/ES2807576T3/es active Active
- 2017-07-20 EA EA201990161A patent/EA035697B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2017-07-20 CN CN201780044574.0A patent/CN109477160A/zh active Pending
-
2019
- 2019-01-15 US US16/247,900 patent/US10435769B2/en active Active
- 2019-01-16 CL CL2019000121A patent/CL2019000121A1/es unknown
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2009077651A1 (en) * | 2007-12-17 | 2009-06-25 | Outotec Oyj | Method for refining copper concentrate |
| US20130269481A1 (en) * | 2012-04-16 | 2013-10-17 | Xiangguang Copper Co., Ltd. | Method for producing blister copper directly from copper concentrate |
| WO2015158963A1 (en) * | 2014-04-17 | 2015-10-22 | Outotec (Finland) Oy | Method for producing cathode copper |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PL3488021T3 (pl) | 2020-11-02 |
| CN109477160A (zh) | 2019-03-15 |
| EP3488021B1 (en) | 2020-06-17 |
| WO2018015617A1 (en) | 2018-01-25 |
| US20190144970A1 (en) | 2019-05-16 |
| RS60630B1 (sr) | 2020-09-30 |
| WO2018015611A1 (en) | 2018-01-25 |
| EP3488021A1 (en) | 2019-05-29 |
| CL2019000121A1 (es) | 2019-05-17 |
| US10435769B2 (en) | 2019-10-08 |
| EA201990161A1 (ru) | 2019-06-28 |
| ES2807576T3 (es) | 2021-02-23 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2510419C1 (ru) | Способ получения черновой меди непосредственно из медного концентрата | |
| RU2692135C1 (ru) | Способ переработки золотосодержащего сурьмяного концентрата и линия для его осуществления | |
| CN105936980A (zh) | 用于精炼铜精矿的方法 | |
| CN105039701A (zh) | 一种复杂富锌含铅物料处理方法 | |
| JPS6056219B2 (ja) | 鉛−銅−硫黄装入物の処理法 | |
| US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
| US5372630A (en) | Direct sulphidization fuming of zinc | |
| US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| CN106332549B (zh) | 吹炼含铜材料的方法 | |
| US4707185A (en) | Method of treating the slag from a copper converter | |
| EA035697B1 (ru) | Способ очистки сульфидного медного концентрата | |
| US5607495A (en) | Oxygen smelting of copper or nickel sulfides | |
| CA1202184A (en) | Dead roast-oxide flash reduction process for copper concentrates | |
| JP4044981B2 (ja) | 廃酸からの不純物除去方法 | |
| RU2171856C1 (ru) | Способ переработки сульфидных медных концентратов, содержащих никель, кобальт и железо | |
| EP0641865B1 (en) | Method of reprocessing lead-containing materials | |
| RU2100459C1 (ru) | Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы | |
| WO2023154976A1 (en) | Method for processing zinc concentrates | |
| CN115679118A (zh) | 一种侧吹熔池熔炼生产金属化镍阳极板的方法 | |
| AU646510C (en) | Direct sulphidization fuming of zinc | |
| CA2876819C (en) | Method for treating combustible material and installation | |
| US180142A (en) | Improvement in processes of treating ores and alloys of nickel | |
| JP2006028586A (ja) | スラグフューミング法で得られる銅合金とマットの再利用方法 | |
| AU646510B2 (en) | Direct sulphidization fuming of zinc | |
| SU947211A1 (ru) | Способ ковертировани свинецсодержащих медных штейнов |
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 |