ES2326845T3 - Procedimiento para la extraccion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o un compuesto del metal. - Google Patents
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Abstract
Procedimiento para la extracción continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga al metal o a un compuesto del metal, en el que la escoria fundida, que contiene al metal, es calentada en un grupo primario o secundario de fusión (1), caracterizado porque la escoria que contiene metal es calentada en un grupo de fusión primario o secundario (1) conformado como horno eléctrico de corriente alterna y la fundición es llevada luego desde el grupo de fusión primario o secundario (1) a un horno conformado como horno eléctrico de corriente continua (2), en el que se realiza una separación electrolítica del metal a extraer, con lo que en el grupo de fusión primario o secundario (1) se introduce y/o se inyecta un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi), carburo de calcio (CaC2), ferrosilicio (FeSi), y/o aluminio (Al).
Description
Procedimiento para la extracción continua o
discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria
que contenga el metal o un compuesto del metal.
\global\parskip0.940000\baselineskip
La presente invención hace referencia a un
procedimiento para la extracción continua o discontinua de un metal
o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o
a un compuesto del metal, en el que la escoria fundida, que
contenga al metal, es calentada en un grupo primario o secundario de
fusión.
Al fundir concentrados de cobre se obtiene mata
de cobre y escoria. La escoria contiene tanto cobre en forma
disuelta, como también en forma de inclusiones de mata transformadas
de forma mecánica. Existen dos procedimientos esencialmente
diferentes para la limpieza de la escoria. La separación de la
escoria por flotación después del enfriamiento brusco, la
trituración y la reducción pirometalúrgica de la escoria
líquida.
La limpieza pirometalúrgica de escoria o la
fundición de concentrados generalmente se realiza en tres
variantes,
a saber:
a saber:
- 1)
- en un horno de fusión de arco de CA por reducción con coque y electrodos, precalentamiento de la escoria y sedimentación,
- 2)
- en hornos rotativos horizontales cilíndricos por inyección de un agente reductor, por ejemplo en un horno de limpieza de escoria tipo Teniente,
- 3)
- en un convertidor vertical con inyección de un agente reductor, por ejemplo proceso TBRC o Isasmelt, Ausmelt o similar.
La limpieza de la escoria requiere la reducción
de magnetita para liberar las inclusiones suspendidas y posibilitar
el depósito de las mismas y permitir la co-reducción
de óxido cuproso.
La limpieza de escoria más utilizada en hornos
de fusión de arco de CA requiere de un horno grande debido al
tiempo de reducción y sedimentación necesario, que es de 3 a 8
horas. Esta ocasiona un consumo de energía específico relativamente
alto debido a la gran influencia específica de las pérdidas de
calor. La limpieza de escoria en un horno de fusión de arco se
realiza como un proceso por lotes o semicontinuo. La flexibilidad
del horno de fusión de arco en cuanto a su regulación de temperatura
permite un correcto precalentamiento de la escoria. Sin embargo, la
formación de inclusiones de cobre metálicas dispersas como producto
de la reducción de óxido cuproso, junto con una parte de pequeñas
inclusiones de mata de cobre limitan la separación de fases y una
recuperación suficiente de cobre.
Un procedimiento para la recuperación de metales
de escorias que contengan metales, especialmente de escorias de
hierro y cobre en un horno de fundición se conoce de la US
4,110,107. La escoria fundida se coloca en un horno de fusión de
arco en el que tiene lugar una refundición. Se utiliza una unidad de
inyección de carbono para introducir carbono en el área de base del
baño de fundición. En el baño también se introduce un agente de
escorificación, como por ejemplo CaO. Después de la reducción, el
metal es retirado del horno.
Un procedimiento similar para la recuperación
de, especialmente, níquel y una mezcla de níquel y cobre de una
fusión de escoria se conoce de la US 4,036,636. Allí se reduce
magnetita en la escoria con materiales que contienen carbono. Para
ello se mezcla la escoria con un agitador mecánico mientras se
realiza la reducción de la escoria.
De la WO 01/49890 A1 se conoce un procedimiento
para la fabricación de cobre blister directamente a partir de
concentrado de sulfato de cobre, en el que, en una cuba de reacción
y oxigenándolo, el cobre es extraído de mata de cobre finamente
molida y enfriada. La oxigenación se realiza suministrando aire
enriquecido con oxígeno, con lo que el contenido de oxígeno es al
menos de un 50%. El cobre blister, también llamado "cobre
ampollado", es un cobre con burbujas no refinado. En estado de
fusión, el cobre posee una mayor fuerza disolvente para gases que el
metal sólido. Al solidificarse los gases se separan dentro del cobre
en forma de pequeñas burbujas (inglés: blister).
La US 4,060,409 muestra un sistema
pirometalúrgico con el que el material puede ser mantenido en estado
fundido. El sistema presenta un recipiente para la recepción del
material, con lo que el interior del recipiente presenta una
cantidad de celdas de igual tamaño. Además, se encuentra prevista
una gran cantidad de agitadores mecánicos para poder remover el
material fundido.
La US 6,436,169 revela un procedimiento para
operar un horno de fundición de cobre, con lo que se añade una
sustancia férrea con más del 80 por ciento en peso de hierro y que
presenta una densidad de entre 3,0 y 8,0; el diámetro de las
partículas es de entre 0,3 y 15 milímetros. A la sustancia férrea se
agrega escoria de cobre con contenido de hierro. Luego se realiza
una reducción de Fe_{3}O_{4} a FeO.
También la US 5,765,489 y la WO 2006/131372 A1
revelan procedimientos pirometalúrgicos para la extracción de
metal.
Un dispositivo para el tratamiento metalúrgico
continuo del cobre se conoce de la EP 0 487 032 B1. Esta presenta
un horno de fundición para la fundición y la oxidación de
concentrado de cobre para generar una mezcla de mata y escoria.
Además se encuentra previsto un horno de separación para la
separación de la mata de la escoria. En un horno de conversión se
oxida la mata separada de la escoria para la obtención de cobre
bruto. El horno de fundición, el horno de separación y el horno de
conversión se encuentran conectados por elementos para que la
colada de fundición fluya. Para refinar el cobre en el horno de
conversión se prevén hornos anódicos.
La unión entre el horno de conversión y los
hornos anódicos se logra a través de elementos para que fluya el
cobre bruto.
De la EP 0 487 031 B1 resulta un procedimiento
para la fundición continua de cobre. También aquí se encuentran
previstos un horno de fundición, un horno de separación y un horno
de conversión, que se encuentran conectados entre sí con elementos
de unión para el flujo. Además se prevén hornos anódicos que se
encuentran conectados con el horno de conversión a través de
uniones para el flujo. El concentrado de cobre es introducido en el
horno de fundición, en donde se realiza la fundición y la oxidación
del concentrado para la fabricación de una mezcla de mata cruda y
escoria. A continuación, la mezcla de mata cruda y escoria es
introducida al horno de separación, en el que se realiza una
separación de la mata cruda de la escoria. Entonces la mata cruda
separada de la escoria es llevada al horno de conversión, dónde es
oxidado para la fabricación de cobre bruto. El cobre bruto fluye
entonces hacia uno de los hornos anódicos, en donde se fabrica el
cobre.
Los procedimiento antes conocidos para la
extracción de un metal de una escoria que contiene metal aún
requieren de un perfeccionamiento en lo que respecta a su
eficiencia.
Es por ello que es tarea de la invención poner a
disposición un procedimiento mejorado para la recuperación de
metales, especialmente cobre, a partir de escorias.
La solución de esta tarea mediante la invención
se encuentra caracterizada porque la escoria que contiene metal es
calentada en un grupo de fusión primario o secundario conformado
como horno eléctrico de corriente alterna y la fundición es llevada
luego desde el grupo de fusión primario o secundario a un horno
conformado como horno eléctrico de corriente continua, en el que se
realiza una separación electrolítica del metal a extraer, con lo
que en el grupo de fusión primario o secundario se introduce y/o se
inyecta un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi),
carburo de calcio (CaC_{2}), ferrosilicio (FeSi), y/o aluminio
(Al).
Como grupo de fusión primario o secundario
preferentemente se implementa un horno de fusión de arco.
El material a extraer es preferentemente cobre
(Cu), que se encuentra en una escoria cuprosa. Pero también es
posible que el material a extraer sea plomo (Pb), cinc (Zn), platino
(Pt), cromo (Cr) o níquel (Ni).
En el grupo de fusión primario o secundario
conformado como horno eléctrico de corriente alterna se puede
realizar reducción previa u oxidación de la escoria o de
concentrados de metal y una separación de mata de metal o un
compuesto de metal, especialmente de mata de cobre, con lo que en el
segundo horno conformado como horno eléctrico de corriente continua
se realiza una profunda reducción de escoria y una eliminación de
inclusiones.
En el segundo horno, conformado como horno
eléctrico de corriente continua, también se puede realizar una
agitación electromagnética de la fundición durante la extracción del
metal. Para la generación de la agitación electromagnética puede
actuar al menos un electroimán sobre la fundición que se encuentra
en el segundo horno. Pero también se puede prever, que para la
generación de la agitación electromagnética actúe al menos un imán
permanente sobre la fundición que se encuentra en el segundo horno.
El al menos un imán genera, preferentemente, un campo magnético de
entre 50 y 1.000 gauss, con lo que el campo magnético abarca al
menos una parte de la sección transversal de la fundición y del
área de los electrodos en el segundo horno.
Durante el calentamiento, en el grupo de fusión
primario o secundario también se puede añadir coque como agente
reductor.
Sobre la superficie de la fundición en el
segundo horno se puede añadir material que contenga carbono,
especialmente coque, de manera que se conforme una capa del
material que contiene carbono con un espesor esencialmente
constante, con lo que la capa, que actúa como ánodo, está en
contacto con una conexión eléctrica. Además se puede prever, que en
el área de base debajo de la fundición en el segundo horno se
mantenga una capa de mata de metal o de aleación de metal,
especialmente de mata de cobre, con un espesor esencialmente
constante, con lo que la capa, que actúa como cátodo, está en
contacto con una conexión eléctrica.
La presente invención propone entonces una
reducción de escoria de dos fases y la eliminación del metal
(preferentemente del cobre) en dos hornos de fusión de arco, con lo
que se prevén los agentes reductores específicos que permiten una
reducción especialmente buena. El primer horno, el horno de fusión
de arco de corriente trifásica, sirve para la reducción previa de
la escoria y para la separación de mata de metal (mata de cobre),
seguida de una profunda reducción de escoria y una eliminación de
inclusiones en un horno de reducción de canal de CC con agitación
electromagnética. La implementación de agitación electromagnética,
que mejora la transición de la materia a la superficie de reducción
y la coalescencia de las inclusiones, junto con la electrólisis de
la escoria y fenómenos electroquinéticos, posibilitan una limpieza
efectiva de la escoria y una alta recuperación de metal,
especialmente cobre.
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En los dibujos se representa un ejemplo de
ejecución de la invención. Estos muestran:
Fig. 1 una representación esquemática de un
grupo de fusión primario o secundario en forma de un horno de fusión
de arco de corriente trifásica y de un horno de reducción de canal
de CC posconectado y
Fig. 2a y
Fig. 2b la vista frontal en corte y la vista
lateral en corte del horno de reducción de canal de CC para la
profunda reducción de la escoria y la eliminación de inclusiones
utilizando un lecho de coque y mata de cobre líquido como
electrodos.
En la fig. 1 se puede ver un grupo de fusión
primario o secundario 1 en forma de un horno de corriente alterna,
al que se conecta un segundo horno 2 en forma de un horno de
corriente continua. La fundición de escoria de cobre preparada en
el horno 1 es conducida a través de un elemento de unión 8 en forma
de un canal de fundición (también posible en forma de un horno
cuadrado) hacia el segundo horno 2.
En el primer horno 1, y particularmente en la
fundición de escoria que se encuentra en ese horno, se sumergen dos
electrodos 9 y 10 en forma de electrodos de grafito, que se
encuentran conectados a una fuente de corriente alterna 11.
De acuerdo al tipo del grupo de fusión primario
y/o secundario 1 las escorias contienen
- -
- gotitas de metal como por ejemplo en el caso de los procesos de ferroaleación (por ejemplo procesos de fabricación de FeNi, FeMn, FeCr, FeNb y TiO_{2}),
- -
- metales en forma silfídica u oxídica, para lo cual IsaSmelt, Aussmelt, Outokumpu o TBRC funcionan como fundidores primarios,
- -
- metales y aleaciones de metales, que se generan como productos durante el procesamiento de materiales de implementación oxídica, por ejemplo desde un horno eléctrico o un horno de cuba.
\vskip1.000000\baselineskip
El segundo horno 2 posee una entrada para
escoria 16 para la escoria 15, así como una salida para escoria 17.
En el segundo horno 2 se encuentran dos electrodos 4 y 5, que se
encuentran conformados en forma de placas. Ambos electrodos 4, 5 se
encuentran acoplados a una fuente de corriente continua 12 a través
de conexiones eléctricas, en forma de un electrodo de contacto de
grafito 6 o 7. El electrodo superior 6, que se encuentra en
posición horizontal, se encuentra conectado al polo positivo de la
fuente de corriente continua 12 y sirve como ánodo. De manera
correspondiente, el electrodo inferior 5, que también se encuentra
en posición horizontal, se encuentra conectado al polo negativo de
la fuente de corriente continua 12 y sirve así como cátodo. El
cobre es extraído a través de un proceso electrolítico.
Como se puede observar en la fig., el segundo
horno 2 se encuentra conformado como horno de canal. En los
laterales se encuentran dispuestas las bobinas eléctricas 13 y 14
alrededor de núcleos metálicos, que de ésta manera forman
electroimanes 3. Con estos imanes se genera un efecto de agitación
electromagnético, que agita la fundición en el segundo horno 2,
véase abajo.
Una característica esencial es que la escoria,
que contiene metal, es calentada en el horno eléctrico de corriente
alterna 1 y que luego la fundición es llevada desde el horno 1 hacia
el horno 2, conformado como horno eléctrico de corriente continua,
en el que se realiza una separación electrolítica del metal a
extraer, que se puede presentar, por ejemplo, como sulfuro u óxido.
Para ello en el horno 1 se introduce o se inyecta un agente
reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi), carburo de calcio
(CaC_{2}), ferrosilicio (FeSi), aluminio (Al) y/o gases de
reducción.
Durante la reducción tiene lugar un proceso que
en si es conocido y que - en el ejemplo no conforme a la invención
de la adición de coque - resulta de la siguiente manera: aquí
magnetita y oxido cuproso reaccionan en la escoria con el carbono
de los electrodos de grafito 9, 10 y el coque agregado, conforme a
las ecuaciones:
La reducción de óxido cuproso es limitada por la
co-reducción de magnetita. Las condiciones de la
co-reducción son determinadas por el equilibrio de
esta reacción:
El contenido de cobre en la escoria fundida se
encuentra entre un 2 y un 10% y el contenido de magnetita entre un
10 y un 20%, según el procedimiento de fusión y la calidad de la
mata producida.
El primer paso del tratamiento de la escoria en
el horno de fusión de arco de CA 1 se concentra en la reducción de
magnetita en un valor de un 7 hasta un 8% y un contenido de cobre de
un 0,8 hasta un 1,2%, lo que requiere un consumo de energía
unificada de 50 a 70 kWh/t, según la composición original de la
escoria. El grado de reducción de escoria arriba mencionado permite
acortar el tiempo de reducción en aprox. un 50%, lo que corresponde
a un aumento del doble en las capacidades de tratamiento del horno.
La escoria es trasegada de manera continua o en intervalos
regulares hacia el segundo horno de reducción de canal 2 de CC
(horno de corriente continua).
El lecho de coque 4 sobre la superficie de la
escoria, con el que el electrodo de grafito 6 establece el contacto
hacia la fuente de corriente continua 12, posee la función de actuar
como ánodo, y la mata líquida 5, que se encuentra en contacto con el
bloque de grafito 7, es un cátodo en el horno de reducción de canal
de CC 2.
Del lado de la entrada del horno se encuentran
dispuestos dos bloques de imán permanente en la ventana del
recipiente del horno, más precisamente a mitad de la altura de la
capa de escoria. La interacción de un campo magnético horizontal,
no homogéneo con un campo eléctrico vertical constante no homogéneo
induce el gradiente de la fuerza de Lorentz que actúa sobre la
escoria.
La fuerza de Lorentz, que en cada volumen
elemental de líquido conductivo, como por ejemplo escoria líquida,
actúa en campos magnéticos cruzados constantes eléctricos y
permanentes, evidentemente modifica la densidad relativa del
líquido:
con:
- \gamma_{A}
- - densidad relativa aparente en N m^{-3},
- \gamma
- - densidad relativa en N m^{-3},
- j
- - densidad de corriente en un líquido en A m^{-2},
- B
- - inducción magnética en T.
Con la intensidad arriba mencionada en una
densidad de corriente de 200 hasta 2000 A/m^{2} y una intensidad
magnética de campo de 0,005 a 0.1 tesla, la velocidad de la escoria
es 1 a 2 magnitudes mayor en comparación con las velocidades
naturales de convección. Ésta hace que la escoria en el área del
imán rote intensamente, con lo que la transición de magnetita sobre
la superficie de coque es mejorada y la reducción es acelerada. En
el caso de la alta temperatura de la reducción de escoria (1200
hasta 1300ºC), las reacciones en la reducción de la magnetita y la
co-reducción del óxido cuproso son controladas por
transición de materia, la agitación de la escoria aumenta
considerablemente la velocidad de reducción.
Además, la agitación de la escoria impide la
formación de líquido estancado y homogeniza la escoria. La agitación
de la escoria en la primera fase del procedimiento para la
eliminación de inclusiones es económica, con lo que se aumenta la
probabilidad de su colisión y de su coalescencia.
El movimiento de la escoria aumenta la
probabilidad de la colisión de inclusiones de mata y cobre metálica,
con lo que se mejora su coalescencia y su sedimentación. La segunda
parte del horno de canal 2 no experimenta un movimiento intensivo
de la escoria y permite una sedimentación tranquila de las
inclusiones.
Debido a la estructura de iones de la escoria
líquida, la corriente continua incita la electrólisis de la
escoria. La reducción catódica y la oxidación anódica resultan de la
reducción de magnetita; la separación de cobre y la formación de
monóxido de carbono en los electrodos corresponden a las
reacciones:
La descomposición catódica de magnetita y la
separación de cobre aumentan la velocidad total de la reducción de
magnetita y la eliminación de cobre. La separación de CO como
producto anódico forma otros centros de la reducción de
magnetita.
La fuerza adicional que actúa sobre inclusiones
metálicas como resultado de la modificación aparente de la densidad
relativa de la escoria y la interacción de la corriente en el metal
y del campo magnético son iguales a:
donde:
- F_{EMB}
- - fuerza ascensional en N,
- j
- - densidad de corriente en A/m^{2} ,
- B
- - inductividad de campo magnético en T,
- r
- - radio de la inclusión en m.
\vskip1.000000\baselineskip
La interacción del campo magnético con la carga
eléctrica superficial sobre la superficie de la inclusión permite
que la gota metálica se desplace a lo largo de las líneas de flujo
eléctricas; la velocidad de desplazamiento, conocida como fenómeno
de movimiento de la electrocapilaridad, es descrita por la fórmula
de Levich:
donde:
- v_{EM}
- - velocidad de desplazamiento en m s^{-1},
- \varepsilon
- - carga superficial en coul m^{-2},
- E
- - intensidad del campo magnético en V m^{-1},
- \eta_{S}
- - viscosidad de la escoria en Pa s,
- \kappa
- - conductividad específica de la escoria en \Omega^{-1} m^{-1},
- w
- - resistencia de la superficie límite entre metal/escoria en \Omega m^{2}.
\vskip1.000000\baselineskip
Basándose en la densidad de carga eléctrica, la
velocidad de desplazamiento del metal o de las inclusiones de mata
disminuye con el radio de gota conforme a la fórmula arriba
mencionada. En el caso de inclusiones más pequeñas, la velocidad de
desplazamiento es considerablemente mayor que la sedimentación
debido a la fuerza de gravedad.
El tratamiento de escoria en campos cruzados
eléctricos y magnéticos saca provecho de una serie de fenómenos, a
través de los cuales el proceso de limpieza de escoria se vuelve muy
intensivo y efectivo. Una agitación electromagnética de la escoria
aumenta la transición de materia, con lo que la reducción de escoria
es acelerada y es fomentada la coalescencia de las inclusiones. Una
electrólisis simultánea de la escoria actúa como agente reductor
adicional en el caso de reducción catódica de magnetita y óxido
cuproso y de formación anódica de monóxido de carbono. El
desplazamiento electrocapilar de las inclusiones favorece su
coalescencia y conduce a la eliminación de inclusiones de la
escoria.
\vskip1.000000\baselineskip
Ejemplo no conforme a la invención:
La escoria producto de la fundición de
concentrado en un grupo de fusión flash contiene un 4% Cu y 15%
Fe_{3}O_{4}. La escoria es trasegada cada 3 horas y conducida
al horno de fusión de arco de corriente trifásica de 9,5 MVA 1. La
cantidad de producción de escoria asciende a 30 t/h, esto
corresponde a un procesamiento de 90 t en cada ciclo. El consumo de
coque asciende a aprox. 8 kg/t y el consumo de energía a aprox. 70
kWh/t, lo que corresponde a un consumo promedio de potencia de 6,3
MW. Después de una hora comienza la colada de la escoria en el
horno de fusión de arco, por un espacio de 2 horas. La escoria con
un contenido de Cu de un 1,1% y un 7% Fe_{3}O_{4} es
transportada a través del canal 8 hacia el horno de fusión de arco
de CC 2 con una cámara, que tiene una longitud de 4 m y un ancho de
1 m. El horno de reducción de canal para la limpieza semicontinua
de escoria se encuentra representado en la fig. 2. La escoria fluye
continuamente por 2 horas a través del horno de reducción de canal
2. En el caso de un nivel de escoria de 1 m, el tiempo de
permanencia promedio es de aprox. 30 minutos. En el caso de pérdidas
de calor del horno de 1 GJ/h el consumo de energía unificada
asciende aprox. a 35 kWh/t y el consumo de potencia necesario a 1
MW. En el caso de una tensión estimada de 100 V, la intensidad de
corriente es de una magnitud de 10 kA. El consumo de coque estimado
es de aprox. 2 kg/t. La escoria final contiene un 0,5% de Cu y un 4%
de magnetita. El consumo total de energía asciende a 105 kWh/t y el
consumo de coque a 10 kg/t.
El procedimiento trabaja conforme al ejemplo de
ejecución, es decir como limpieza de escoria de cobre de dos fases
en hornos de fusión de arco.
Puede tener lugar una carga periódica o continua
de la escoria en el primer horno de fusión de arco 1. En este
primer horno 1 los electrodos de grafito o carbono son introducidos
en la escoria fundida y a través de los mismos se efectúa un
suministro de corriente. A la superficie de la escoria se añade
coque u otro agente reductor. La regulación de la temperatura de la
escoria en el horno de limpieza de escoria se realiza a través de
la regulación del consumo de potencia. Finalmente tiene lugar una
colada de los metales extraídos en forma de mata de cobre y de
cobre
metálico.
metálico.
También en el horno de canal de CC 2 puede tener
lugar una colada periódica o continua de la escoria. Una corriente
continua es aplicada entre la capa de coque en la superficie de la
escoria, que actúa como ánodo, y la mata líquida, que actúa como
cátodo. El campo magnético superpuesto, limitado espacialmente, que
es generado por los electroimanes o los imanes permanentes es
utilizado para poner en movimiento la escoria. Sobre la superficie
de la escoria se carga coque para mantener constante el espesor de
la capa de coque y para mantener condiciones de contacto favorable
con los electrodos de grafito o carbono. También aquí se puede
realizar una colada continua o periódica de la escoria final
limpia. De la misma manera, se puede realizar de manera periódica
la colada de la mata de cobre o de la mata de cobre junto con cobre
metálico. Además se mantiene una capa de (cobre) - mata de cobre
sobre la base del horno como cátodo líquido, con lo cual el cátodo
se encuentra en contacto con un bloque de grafito. Los electrodos
también pueden estar compuestos de otro material conductor de la
electricidad.
La escoria de cobre puede representar a la
escoria que es extraída durante la fundición de concentrados de
cobre para obtener mata de cobre o directamente cobre blister, así
como a la escoria que es extraída con la transformación de mata de
cobre.
Como primer horno de fusión de arco 1 se puede
utilizar un horno de fusión de arco de corriente trifásica CA
clásico o un horno de fusión de arco de CC.
La inducción de un campo magnético generado por
un imán permanente o un electroimán se encuentra preferentemente en
el rango de 50 a 1.000 gauss, con lo que el campo magnético
permanente cubre una parte de la sección transversal de la escoria
líquida en el área del electrodo o de los electrodos en contacto con
el lecho de
coque.
coque.
Como electrodos se utilizan preferentemente
electrodos de grafito o carbono. El lugar de los electrodos permite
que se crucen las líneas aerodinámicas y las líneas de flujo
magnéticas. El posicionamiento óptimo de los electrodos conduce a
que las líneas aerodinámicas transcurran de manera perpendicular a
las líneas de flujo magnéticas.
Como se explicó, la capa del metal líquido o la
mata de metal debajo de la escoria se encuentra en contacto con un
electrodo de grafito u otro electrodo, que posee la función de
cátodo; el carbono o la capa de coque en la superficie de la
escoria se encuentra en contacto con un electrodo de grafito u otro
electrodo, que posee la función de
ánodo.
ánodo.
La intensidad de la corriente continua se
encuentra preferentemente en un rango de 500 y 50.000 A, dependiendo
del tamaño del grupo de limpieza de escoria, de la cantidad de
escoria y de la temperatura.
A pesar de que el procedimiento propuesto se
utilice preferentemente para la extracción de cobre, también puede
ser aplicado para otros metales como por ejemplo plomo (Pb), cinc
(Zn), platino (Pt), cromo (Cr) o níquel (Ni).
Gracias a la reducción de escoria en dos fases y
a la eliminación del cobre en dos hornos de fusión de arco se
logra, que el primer horno de fusión de arco de corriente trifásica
se utilice para la reducción previa de la escoria y la separación
de mata de cobre, seguido por una reducción profunda de escoria y la
eliminación de inclusiones en un horno de reducción de canal de CC
con agitación electromagnética. La implementación de agitación
electromagnética, que mejora la transición de la materia a la
superficie de reducción y la coalescencia de las inclusiones, junto
con la electrólisis de la escoria y fenómenos electroquinéticos,
posibilitan una limpieza efectiva de la escoria y una alta
recuperación de cobre. Es decir, que con el procedimiento propuesto
- en general - es posible una reducción de óxidos de metal. En el
grupo de fusión primario también se puede realizar una refundición
oxídica de concentrados.
- 1
- Grupo de fusión primario o secundario (horno de corriente alterna)
- 2
- Segundo horno (horno de corriente continua)
- 3
- Electroimán
- 4
- Electrodo (ánodo)
- 5
- Electrodo (cátodo)
- 6
- Conexión eléctrica (electrodo de grafito)
- 7
- Conexión eléctrica (electrodo de grafito)
- 8
- Elemento de unión
- 9
- Electrodo
- 10
- Electrodo
- 11
- Fuente de corriente alterna
- 12
- Fuente de corriente continua
- 13
- Bobina eléctrica
- 14
- Bobina eléctrica
- 15
- Escoria
- 16
- Entrada de escoria
- 17
- Salida de escoria
Claims (12)
1. Procedimiento para la extracción continua o
discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria
que contenga al metal o a un compuesto del metal, en el que la
escoria fundida, que contiene al metal, es calentada en un grupo
primario o secundario de fusión (1), caracterizado porque la
escoria que contiene metal es calentada en un grupo de fusión
primario o secundario (1) conformado como horno eléctrico de
corriente alterna y la fundición es llevada luego desde el grupo de
fusión primario o secundario (1) a un horno conformado como horno
eléctrico de corriente continua (2), en el que se realiza una
separación electrolítica del metal a extraer, con lo que en el
grupo de fusión primario o secundario (1) se introduce y/o se
inyecta un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi),
carburo de calcio (CaC_{2}), ferrosilicio (FeSi), y/o aluminio
(Al).
2. Procedimiento conforme a la reivindicación 1,
caracterizado porque como grupo de fusión primario o
secundario (1) se implementa un horno de fusión de arco.
3. Procedimiento conforme a la reivindicación 1
o 2, caracterizado porque el material a extraer es cobre
(Cu), que se encuentra en una escoria cuprosa.
4. Procedimiento conforme a la reivindicación 1
o 2, caracterizado porque el material a extraer es plomo
(Pb), cinc (Zn), platino (Pt), cromo (Cr) o níquel (Ni), que se
encuentra en una escoria.
5. Procedimiento conforme a una de las
reivindicaciones 1 a 4, caracterizado porque en el grupo de
fusión primario o secundario (1) conformado como horno eléctrico de
corriente alterna se realiza una reducción previa de la escoria y
una separación de mata de metal o un compuesto de metal,
especialmente de mata de cobre, y porque en el segundo horno (2)
conformado como horno eléctrico de corriente continua se realiza una
profunda reducción de escoria y una eliminación de inclusiones.
6. Procedimiento conforme a una de las
reivindicaciones 1 a 5, caracterizado porque en el segundo
horno (2), conformado como horno eléctrico de corriente continua,
se realiza una agitación electromagnética de la fundición durante
la extracción del metal.
7. Procedimiento conforme a la reivindicación 6,
caracterizado porque para la generación de la agitación
electromagnética actúa al menos un electroimán (3) sobre la
fundición que se encuentra en el segundo horno (2).
8. Procedimiento conforme a la reivindicación 6,
caracterizado porque para la generación de la agitación
electromagnética actúa al menos un imán permanente sobre la
fundición que se encuentra en el segundo horno (2).
9. Procedimiento conforme a la reivindicación 7
u 8, caracterizado porque el al menos un imán genera un campo
magnético de entre 50 y 1.000 gauss y que el campo magnético abarca
al menos una parte de la sección transversal de la fundición y del
área de los electrodos (4, 5) en el segundo horno (2).
10. Procedimiento conforme a una de las
reivindicaciones 1 a 9, caracterizado porque durante el
calentamiento, en el grupo de fusión primario o secundario (1)
también se añade coque como agente reductor.
11. Procedimiento conforme a una de las
reivindicaciones 1 a 10, caracterizado porque sobre la
superficie de la fundición en el segundo horno (2) se añade
material que contiene carbono, especialmente coque, de manera que
se conforme una capa del material que contiene carbono con un
espesor esencialmente constante, con lo que la capa, que actúa como
ánodo (4), está en contacto con una conexión (6) eléctrica.
12. Procedimiento conforme a una de las
reivindicaciones 1 a 11, caracterizado porque en el área de
base debajo de la fundición en el segundo horno (2) se mantiene una
capa de mata de metal, especialmente de mata de cobre, con un
espesor esencialmente constante, con lo que la capa, que actúa como
cátodo (5), está en contacto con una conexión (7) eléctrica.
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Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO2015109416A1 (es) * | 2014-01-23 | 2015-07-30 | Coinfa Ltda. | Producto en base a aluminio reciclado, útil en las fundiciones de la industria minera |
Families Citing this family (17)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP5330185B2 (ja) | 2009-10-08 | 2013-10-30 | 株式会社神戸製鋼所 | 溶融金属製造装置 |
CN101812586B (zh) * | 2010-04-12 | 2011-09-28 | 云南祥云飞龙有色金属股份有限公司 | 一种高杂质低品位的置换铜渣生产氧化亚铜的方法 |
BR112012027312B1 (pt) | 2010-04-26 | 2020-11-17 | Hatch Ltd | método de monitoração de uma camada de material de alimentação em um forno metalúrgico |
JP5466619B2 (ja) * | 2010-10-21 | 2014-04-09 | 株式会社神戸製鋼所 | 溶融金属鉄の製造装置 |
DE102011090072A1 (de) * | 2011-12-29 | 2013-07-04 | Sms Siemag Ag | Verfahren zur Gewinnung eines Metalls aus einer das Metall enthaltenden Schlacke sowie Vorrichtung zur Gewinnung des Metalls |
EP2767597B1 (en) | 2012-06-27 | 2016-11-02 | Nippon Steel & Sumitomo Metal Corporation | Method of reduction processing of steel-making slag |
FI125099B (fi) * | 2013-03-25 | 2015-05-29 | Outotec Oyj | Menetelmä ja laitteisto platinaryhmän metallien ja ferrokromin talteen ottamiseksi kromiittimalmista, jossa on platinaryhmän metalleja |
JP6300205B2 (ja) * | 2013-08-29 | 2018-03-28 | 独立行政法人国立高等専門学校機構 | 銅製錬スラグを原料とする高純度ケイ酸質材料及びその製造方法 |
EP3521460A1 (en) * | 2014-09-09 | 2019-08-07 | MetOxs Pte. Ltd | A system, apparatus, and process for leaching metal and storing thermal energy during metal extraction |
DE102016002419A1 (de) * | 2015-11-19 | 2017-05-24 | Sms Group Gmbh | Verfahren und Vorrichtung zum Reinigen von Schlacke |
MX2018009615A (es) | 2016-02-08 | 2019-05-06 | Newsouth Innovations Pty Ltd | Un metodo, aparato y sistema para procesar una fuente de desechos compuestos. |
JP6769594B2 (ja) * | 2016-05-13 | 2020-10-14 | 節 安斎 | 処理物処理のためのプラズマ溶融方法 |
CN107314672B (zh) * | 2017-08-18 | 2023-06-06 | 蔚蓝(广东)新能源科技有限公司 | 一种密闭式熔炼炉 |
JP6958398B2 (ja) * | 2018-02-05 | 2021-11-02 | 住友金属鉱山株式会社 | 樋連結構造および耐食槽 |
EP4001443A4 (en) * | 2019-07-19 | 2023-01-04 | Waseda University | PROCEDURE FOR PGM RECOVERY |
FI20195830A1 (en) * | 2019-09-30 | 2021-03-31 | Outokumpu Oy | REDUCTION OVEN PARTITION SOLUTION |
CN111707098A (zh) * | 2020-06-28 | 2020-09-25 | 金刚新材料股份有限公司 | 一种用于生产陶瓷砂的串联多熔池熔体材料制备系统 |
Family Cites Families (17)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS495691B1 (es) * | 1965-03-23 | 1974-02-08 | ||
US4036636A (en) * | 1975-12-22 | 1977-07-19 | Kennecott Copper Corporation | Pyrometallurgical process for smelting nickel and nickel-copper concentrates including slag treatment |
US4060409A (en) | 1976-02-23 | 1977-11-29 | Kennecott Copper Corporation | Mechanically stirred furnace for pyrometallurgical operations and processes |
US4110107A (en) | 1977-06-16 | 1978-08-29 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Process for reducing molten furnace slags by carbon injection |
US4214897A (en) * | 1978-01-13 | 1980-07-29 | Metallurgie Hoboken Overpelt | Process for the extraction of non-ferrous metals from slags and other metallurgical by-products |
JPS60208489A (ja) * | 1984-04-03 | 1985-10-21 | Nippon Mining Co Ltd | 銅スラグからの有価金属の回収法 |
US4940486A (en) * | 1987-05-26 | 1990-07-10 | The University Of Toronto Innovations Foundation | Process for treating liquid metals |
DE3930899A1 (de) * | 1989-09-15 | 1991-03-28 | Horn Aug Soehne | Verfahren und vorrichtung zur umweltschonenden beseitigung von umweltgefaehrdenden wasserloeslichen rueckstaenden |
DE69124665T2 (de) | 1990-11-20 | 1997-06-19 | Mitsubishi Materials Corp | Verfahren zum kontinuierlichen Schmelzen von Kupfer |
MY110307A (en) | 1990-11-20 | 1998-04-30 | Mitsubishi Materials Corp | Apparatus for continuous copper smelting |
CH688325A5 (de) | 1994-11-25 | 1997-07-31 | Holderbank Financ Glarus | Verfahren zur Aufbereitung von festen Rueckstaenden aus Muellverbrennungsanlagen und Vorrichtung zur Drchfuehrung des Verfahrens. |
CA2395995C (en) | 2000-01-04 | 2010-05-25 | Outokumpu Oyj | Method for the production of blister copper in suspension reactor |
JP3529317B2 (ja) | 2000-03-03 | 2004-05-24 | 日鉱金属株式会社 | 銅製錬炉の操業方法 |
JP4387618B2 (ja) * | 2000-08-29 | 2009-12-16 | 日鉱金属株式会社 | 銅転炉スラグからの銅の回収方法 |
JP4277460B2 (ja) * | 2000-10-03 | 2009-06-10 | 三菱マテリアル株式会社 | 分離炉の炉況監視方法と炉況監視システム、マット溶錬設備の操業方法と操業システム、及びプログラムとそれを記録した記録媒体 |
AT412283B (de) * | 2003-05-16 | 2004-12-27 | Voest Alpine Ind Anlagen | Verfahren zum verwerten von schlacke |
DE10323507A1 (de) * | 2003-05-24 | 2004-12-09 | Sms Demag Ag | Verfahren zur Rückgewinnung von metallischen Elementen, insbesondere metallischem Chrom, aus metalloxidhaltigen Schlacken im Elektrolichtbogenofen |
-
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Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO2015109416A1 (es) * | 2014-01-23 | 2015-07-30 | Coinfa Ltda. | Producto en base a aluminio reciclado, útil en las fundiciones de la industria minera |
Also Published As
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---|---|---|
ES2326845T3 (es) | Procedimiento para la extraccion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o un compuesto del metal. | |
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