FI100113B - A method for the flame cleaning of tin- and lead-containing primary copper and copper scrap in alkali-lined furnaces and a slag-shaped alloy mixture for performing such cleaning - Google Patents
A method for the flame cleaning of tin- and lead-containing primary copper and copper scrap in alkali-lined furnaces and a slag-shaped alloy mixture for performing such cleaning Download PDFInfo
- Publication number
- FI100113B FI100113B FI913563A FI913563A FI100113B FI 100113 B FI100113 B FI 100113B FI 913563 A FI913563 A FI 913563A FI 913563 A FI913563 A FI 913563A FI 100113 B FI100113 B FI 100113B
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- slag
- weight
- copper
- cleaning
- tin
- 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
- C22B15/003—Bath smelting or converting
- C22B15/0036—Bath smelting or converting in reverberatory furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/003—Bath 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
- C22B15/003—Bath smelting or converting
- C22B15/0045—Bath smelting or converting in muffles, crucibles, or closed vessels
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Curing Cements, Concrete, And Artificial Stone (AREA)
Description
100113100113
Menetelmä tina- ja lyijypitoisen primäärisen kuparin ja kupa-rijätteiden liekkipuhdistamiseksi emäksisestä vuoratuissa uuneissa ja kuonanmuodostinseos tällaisen puhdistamisen suorittamiseksi 5 Tämän keksinnön kohteena on menetelmä lyijy- ja tinapitoisen primäärisen kuparin ja kuparijätteiden liekkipuhdistamiseksi emäksisesti vuoratuissa uuneissa, jonka menetelmän kuluessa 10 uuniin panostettu erä sulatetaan ja tämän jälkeen sulasta poistetaan lyijy ja tina sekä muut ei-toivotut epäpuhtaudet hapettamalla. Keksinnön kohteena on edelleen kuonanmuodostinseos kuparin liekkipuhdistamisen suorittamiseksi.The present invention relates to a process for the flame cleaning of lead and tin-containing primary copper and copper scrap in alkaline lined furnaces. lead and tin as well as other unwanted impurities are removed from the melt by oxidation. The invention further relates to a slag-forming mixture for performing flame cleaning of copper.
15 Tunnetusti kuparin liekkipuhdistus on suoritettu aluksi happamasti vuoratuissa lieskauuneissa (Edmund R. Thewes: Metal-lurgische Verarbeitung von Altmetallen und Ruckständen, osa II, Carl Hanser Verlag, Miinchen, 1951). Menetelmän kuluessa uunin kvartsivuoraus osallistuu olennaisessa määrin helppo-20 juoksuisen, hyvin käsiteltävän kuonan valmistukseen. Luonnollisena seurauksena tästä on ollut se, että uunin vuoraus kuuluu kemiallisten reaktioiden aiheuttaman erittäin inten-| ! siivisen korroosion johdosta.15 It is known that the flame cleaning of copper has initially been carried out in acid-lined stoves (Edmund R. Thewes: Metal-lurgical Verarbeitung von Altmetallen und Ruckständen, Part II, Carl Hanser Verlag, Munich, 1951). During the process, the quartz lining of the furnace is substantially involved in the production of easy-to-flow, well-treated slag. The natural consequence of this has been that the furnace liner is subject to very high levels of chemical reactions. ! due to wing corrosion.
25 Uunien vuorausten kestoikä on pidentynyt, kun on alettu • · · : ·' käyttää emäksistä vuorausta. Tässä menetelmässä käytetty ’ ' kuona koostuu suurimmaksi osaksi epäpuhtauselementtien oksi- • · · · deista ja se on erittäin viskoosia, vaikeasti käsiteltävää ja tapauksesta riippuen levymäistä. Kuonan kuparioksidi- ja ·;··: 30 kuparipitoisuus nousee yleensä 50 - 70 %:iin ja joskus jopa 80 %:iin. Korkean kuparioksidipitoisuuden johdosta yksittäis-ten kuonaelementtien suotautumiskyky lisääntyy ja tämä kulutti taa emäksistä vuorausta. Samankaltainen vaikutus esiintyy ♦ · *♦·*' myös silloin, kun kromimagnesiittivuorauksen oksidikomponen-: : j 35 tit ja kuparioksidi ovat keskinäisessä vuorovaikutuksessa, jolloin muodostuu eutektikumi (F. Harders, S. Kienow: Feuer-festkunde, Herstellung, Eigenschaften und Verwendung feuer-fester Baustoffe, Springer-Verlag, Berliini (Göttigen), Hei- 2 100113 delberg, 1960 ) .25 The service life of the furnace liners is extended when you start using the · · ·: · 'alkaline liner. The '' slag used in this method consists mainly of oxides of impurity elements and is very viscous, difficult to handle and, depending on the case, plate-like. The copper oxide and · ··: 30 content of the slag usually rises to 50-70% and sometimes up to 80%. Due to the high copper oxide content, the infiltration capacity of the individual slag elements increases and this consumes the alkaline lining. A similar effect occurs when ♦ · * ♦ · * 'also occurs when the oxide components of the chromium magnesite lining and the copper oxide interact to form a eutectic rubber (F. Harders, S. Kienow: Feuer-festkunde, Herstellung, Eigenschaften und Verwendung Feuer -fester Baustoffe, Springer-Verlag, Berlin (Göttigen), Hei- 2 100113 delberg, 1960).
Sulamispistettä alentavan booritrioksidin hyväksikäyttämiseksi sekä kuonan helppojuoksuisuuden parantamiseksi kuonanmuo-5 dostimina on käytetty toisinaan booritrioksidia tai vast, booridioksidia sisältäviä aineita (kolemaniitti, ashariitti, boorihappo). Tämä ei ole vaikuttanut viskositeetin vähenemisen lisäksi mitenkään oksidikuonan kuparioksidipitoisuuteen, jolloin samanaikaisesti emäksisen vuorauksen kuluminen on 10 nopeutunut olennaisesti.In order to take advantage of the boron trioxide which lowers the melting point and to improve the ease of flow of the slag, boron trioxide or boron dioxide-containing substances (cholananite, asharite, boric acid) have sometimes been used as slag dosing agents. In addition to the reduction in viscosity, this has in no way affected the copper oxide content of the oxide slag, whereby at the same time the wear of the basic lining has been substantially accelerated.
Tämän keksinnön tehtävänä on siten saada aikaan menetelmä sekä kuonanmuodostinseos, jotka vähentävät päinvastoin kuin tähänastiset ratkaisut vuorauksen korroosionopeutta sekä myös 15 kuonan kuparipitoisuutta ja pysyvät samalla kustannuksiltaan edullisina.It is therefore an object of the present invention to provide a method as well as a slag former alloy which, in contrast to previous solutions, reduces the corrosion rate of the liner as well as the copper content of the slag and at the same time remains cost-effective.
Keksinnön perustana on se havainto, että kuona ei ole mikään ihanteellisen tilan omaava tasapainojärjestelmä, vaan niin 20 kutsuttu pelkistys-hapetus-kuona, jossa esiintyvät yhdessä [ komponenttien alhaisemman ja korkeamman asteen oksidit, kuten esim. Cu20 ja CuO, Fe0Fe203 ja Fe203 jne. Kuonan yksittäiset vaiheet muodostetaan näillä oksideilla sekä niiden kemialli- • ·] silla yhdisteillä, jotka muuntuvat kuparin liekkipuhdistami- 25 sen kuluessa happipotentiaalin ja konsentraation mukaisesti.The invention is based on the finding that the slag is not an equilibrium system in an ideal state, but a so-called reduction-oxidation slag, in which [lower and higher degree oxides of components, such as Cu 2 O and CuO, FeOFe 2 O 3 and Fe 2 O 3, etc. are present together. the individual steps are formed with these oxides as well as their chemical compounds which are converted during the flame purification of copper according to the oxygen potential and concentration.
• · · • · ·• · · • · ·
Eräänä toisena havaintona on se, että Pb:tä ja Sn:ää sisältä-*:**: vien primaaristen kupariaineiden ja kuparijätteiden tuliraf- finoimisen kuluessa emäksisesti vuoratuissa uuneissa rautapi-./ 30 toisista ympäristöä saastuttavista teollisuuden sivutuotteis- ta (punalieju), kuparipitoisista teollisuuden sivutuotteista • · **:** (galvaaninen lieju), kalsiumkantoaineista (CaO, Ca(OH)2, j.l I CaC03), kvartsista (Si02), edelleen puhdistettavasta kuparis- ta poistettujen epäpuhtauselementtien oksideista voidaan 35 muodostaa sellainen rautaoksidiin (FeO, Fe0Fe203, Fe203) perustuva monivaiheinen kuona, joka on emäksisen uunivuorauksen suhteen vähemmän korrosiivinen ja jolla on epäpuhtausorien- 3 100113 toitunut vaikutus, niin että käyttämällä sitä voidaan tehostaa liekkipuhdistusta, s.o. että samansuuruisella epäpuhtaus-pitoisuudella läpäisyaika lyhenee tai vast, korkeammalla epäpuhtauspitoisuudella läpäisyaika ei kasva, sekä jonka 5 vaikutuksen avulla loppukuonan kuparipitoisuutta voidaan vähentää vähintään 50 %:illa verrattuna tavanomaiseen menetelmään.Another observation is that during the fire refining of primary copper substances and copper wastes containing - *: ** - in Pb and Sn in alkali-lined furnaces, iron-./ 30 other environmentally polluting industrial by-products (red mud), copper-containing industrial by-products • · **: ** (galvanic sludge), calcium carriers (CaO, Ca (OH) 2, 11 CaCO3), quartz (SiO2), oxides of impurities removed from copper to be further purified can be converted to iron oxide (FeO, Fe0Fe203, Fe203), which is less corrosive to the alkaline furnace liner and has an impurity-slurry effect, so that it can be used to enhance flame cleaning, i.e. that at the same impurity concentration the permeation time is shortened or, at higher impurity concentrations, the permeation time does not increase, and by which 5 the copper content of the final slag can be reduced by at least 50% compared to the conventional method.
Esitetty tehtävä ratkaistaan siten menetelmän avulla, jonka 10 kuluessa uuniin syötetty erä sulatetaan, minkä jälkeen sulasta poistetaan lyijy ja tina sekä muut ei-toivotut epäpuhtaus-aineet hapettamalla, jolloin keksinnön mukaisesti metal-lisulaan lisätään kuonanmuodostinseos, joka sisältää 15 30 - 70 paino-% punaliejua, 10 - 30 paino-% kalsiumoksidia ja/tai kalsiumkarbonaattia ja/tai kalsiumhydroksidia, 5-30 paino-% piidioksidia, ja 20 0-30 paino-% galvaanista liejua, erää vastaavan määrän 1-. . . 5-%: isessa seoksessa.The object presented is thus solved by a method in which the batch fed to the furnace is melted, after which lead and tin and other undesired impurities are removed from the melt by oxidation, whereby according to the invention a slag former mixture containing 15 to 70% by weight is added to the metal melt. red mud, 10 to 30% by weight of calcium oxide and / or calcium carbonate and / or calcium hydroxide, 5 to 30% by weight of silica, and 20 to 30% by weight of galvanic sludge, in an amount corresponding to 1. . . In a 5% mixture.
Seos ohjataan metallisulan pinnalle tai puhallusputkella ·:··,' 25 metallisulaan.The mixture is directed to the surface of the metal melt or by a blowpipe ·: ··, '25 to the metal melt.
• ·· • · · • · ·• ·· • · · • · ·
Menetelmässä käytettävä kuonanmuodostinseos sisältää 30-70 #<><: paino-% punaliejua, 10 - 30 paino-% kalsiumoksidia, 5-30 • · ... paino-% piidioksidia ja 0 - 30 paino-% galvaanista liejua.The slag-forming mixture used in the process contains 30-70% by weight of red mud, 10-30% by weight of calcium oxide, 5-30% by weight of silica and 0-30% by weight of galvanic sludge.
• · f 30 • · t *.· Keksinnön perustavaa laatua oleva etu on se, että käytetyn kuonanmuodostimen jokainen komponentti on helposti saatavissa . '· ja erittäin edullinen, jolloin tämän lisäksi komponentit punalieju ja galvaaninen lieju muodostavat muutoin ympäris- ' 35 tölle vahingollisia jätteitä, niin että niiden käyttöä voi daan pitää edullisena myös ympäristön suojelun kannalta.A fundamental advantage of the invention is that each component of the slag former used is readily available. And very advantageous, in which case, in addition, the components red mud and galvanic mud form waste which is otherwise harmful to the environment, so that their use can also be considered advantageous from the point of view of environmental protection.
4 1001134,100113
Keksinnön mukaisesti saatava kuona on helppojuoksuista, helposti käsiteltävää ja sillä on alhainen sulamispiste. Loppu-kuonan kuparipitoisuus on ainoastaan 50 % tavanomaisen kuparin puhdistuskuonan kuparipitoisuudesta, so. kuparin puhdis-5 tuksen tehokkuus paranee.The slag obtained according to the invention is easy to flow, easy to handle and has a low melting point. The copper content of the final slag is only 50% of the copper content of conventional copper cleaning slag, i. the efficiency of copper purification is improved.
Keksinnön mukaisen kuonanmuodostimen eräs perustavaa laatua oleva ominaisuus on se, että sen avulla valmistettu kuona ei ole syövyttävä emäksisen uunivuorauksen suhteen ja puhdistet-10 tavan kuparin lyijy- ja tinapitoisuus voidaan poistaa sen avulla helposti ja tehokkaasti.One of the fundamental features of the slag former according to the invention is that the slag produced by it is not corrosive with respect to the alkaline furnace lining and the lead and tin content of the copper to be purified can be easily and efficiently removed.
Keksinnön mukainen kuonanmuodostin ei ole ainoastaan kustannuksiltaan edullinen, vaan sen käytön avulla myös kuparin 15 puhdistus voidaan suorittaa edullisesti mm. pienemmällä energiapanoksella.The slag generator according to the invention is not only inexpensive, but by means of its use the cleaning of copper 15 can also be carried out advantageously e.g. with a lower energy input.
Keksinnön muita yksityiskohtia selitetään suoritusesimerkkien avulla.Other details of the invention will be explained by means of exemplary embodiments.
2020
Esimerkki 1Example 1
Upokasuunissa suoritettiin koe, jossa puhdistettiin 5000 g:n kuparierä, jonka lyijypitoisuus oli 0,4 paino-% ja tinapitoi-25 suus 0,3 paino-%. Puhdistettava sula valmistettiin seostamal- • ·· V : la katodikupari lyijyllä ja tinalla. Kuonanpoisto suoritet tiin dekantoimalla. Kuonanmuodostimena käytettiin 54,64 pai-·:·*: no-% punaliejua, 16,39 paino-% Si02:ta ja 28,95 paino-% kal- siumoksidia. Tätä lisättiin dekantoimista kohden 50 g.An experiment was carried out in a crucible in which a batch of 5000 g of copper having a lead content of 0.4% by weight and a tin content of 0.3% by weight was purified. The melt to be purified was prepared by alloying cathode copper with lead and tin. Slag removal was performed by decantation. 54.64% by weight of red mud, 16.39% by weight of SiO 2 and 28.95% by weight of calcium oxide were used as the slag former. This was added per decantation to 50 g.
.:· s» • * Erän sulattamisen jälkeen suoritettiin ensimmäinen kuonanmuo-.: · S »• * After thawing the batch, the first slag formation was performed
• · · J• · · J
• · *···* dostimen lisäys ja sitten kupariputkella puhallettiin ilmaa 5 : : ; minuutin ajan. Tämän jälkeen suoritettiin kuonanpoisto.• · * ··· * addition of meter and then air was blown through the copper tube 5::; minutes. Slag removal was then performed.
35 Kuonanmuodostimen lisäys, ilman puhaltaminen ja kuonanpoisto suoritettiin samalla tavalla vielä neljä kertaa ja tämän jälkeen suoritettiin pelkistys viimeisessä vaiheessa ta- 5 100113 vanomaisella tavalla esiseostamalla CuPlO:tä, sitten materiaali valettiin.The addition of the slag former, the blowing of the air and the removal of the slag were carried out in the same manner four more times and then the reduction was carried out in the last step in a conventional manner by pre-doping with CuP10, then the material was cast.
Puhdistetun metallin kemiallinen koostumus menetelmän eri 5 vaiheissa on esitetty taulukossa 1, kun taas kuonakoostumus on esitetty taulukossa 2.The chemical composition of the purified metal in the various steps of the process is shown in Table 1, while the slag composition is shown in Table 2.
Taulukko 1 Metallin kemiallinen koostumus 10 _Table 1 Chemical composition of the metal 10 _
Työvaiheet_Cu %_Pb % Sn % Cr % O % P %Work steps_Cu% _Pb% Sn% Cr% O% P%
Sulattamisen jälkeen 99,24 0,40 0,085 0,001 0,22 0,001 1. dekantoimisen 98,77 0,40 0,28 0,001 0,55 0,001 15 2. dekantoimisen 98,99 0,37 0,20 0,001 0,56 0,003 3. dekantoimisen 99,06 0,35 0,12 0,001 0,62 0,003 4. dekantoimisen 99,14 0,30 0,070 0,001 0,64 0,002 5. dekantoimisen jälkeen 99,18 0,20 0,046 0,001 0,60 0,002 20 Valamisen jälkeen 99,64 0,062 0,042 0,001 0,32 0,002After thawing 99.24 0.40 0.085 0.001 0.22 0.001 1st decantation 98.77 0.40 0.28 0.001 0.55 0.001 15 2nd decantation 98.99 0.37 0.20 0.001 0.56 0.003 3 decantation 99.06 0.35 0.12 0.001 0.62 0.003 4. decantation 99.14 0.30 0.070 0.001 0.64 0.002 5. after decantation 99.18 0.20 0.046 0.001 0.60 0.002 20 After casting 99.64 0.062 0.042 0.001 0.32 0.002
Taulukko 2 Kuonakoostumus t 6 100113Table 2 Slag composition t 6 100113
Esimerkki 2Example 2
Lieskauunissa raffinoitiin 30 t. kuparijätteitä. Kuparijät-teet sulatettiin yhtäjaksoisesti ja saavutettaessa 100 mm:n 5 sulahaudesyvyys lisättiin 300 kg kuonanmuodostinta metal-lisulan pinnalle. Kuonanmuodostimen koostumus oli seuraava: 54,64 paino-% punaliejua, 16,39 paino-% Si02:ta, ja 10 28,95 paino-% CaO:ta.30 t. Of copper waste was refined in a stove furnace. The copper wastes were melted continuously and when a melt bath depth of 100 mm was reached, 300 kg of slag former was added to the surface of the metal melt. The composition of the slag former was as follows: 54.64% by weight red mud, 16.39% by weight SiO 2, and 28.95% by weight CaO.
Sen jälkeen, kun sulametallihauteen syvyys oli 200 mm, haudetta hapetettiin yhtäjaksoisesti uuninholviin ohjatuilla hapenpuhallusputkilla.After the depth of the molten metal bath was 200 mm, the bath was continuously oxidized with oxygen blowing tubes directed into the furnace vault.
15 Täydellisen sulamisen jälkeen suoritetun hapetuksen päätyttyä metallihauteesta poistettiin kuona ja hapetettu kuparisula laskettiin pelkistysuuniin, jossa sitä pelkistettiin edelleen puuhalkojen avulla ja valettiin tämän jälkeen anodimuottei-20 hin.After completion of the oxidation after complete melting, the metal bath was removed from the slag and the oxidized copper melt was discharged into a reduction furnace, where it was further reduced by means of wood chips and then cast into anode molds.
I II I
.'1! Menetelmän kuluessa uunista otettiin jatkuvasti näytteitä ja nämä analysoitiin. Näytteenoton ajankohta ja tähän kuuluvat.'1! During the process, the oven was continuously sampled and analyzed. Date of sampling and include
• I I• I I
' \ näytenimitykset on esitetty taulukossa 3, metallin kemialli-The sample names are given in Table 3, Chemical
• I « I I• I «I I
25 nen koostumus on esitetty taulukossa 4 ja kuonan kemiallinen • · · *.1 1 koostumus on esitetty taulukossa 5.The composition of 25 is shown in Table 4 and the chemical composition of slag • · · * .1 1 is shown in Table 5.
• · «· » • · · • · · • · • · • · · • · · • · • · • · · • 4 I ·• · «·» • · · • · · • • · • · · · · · · · · 4 · · I
• I• I
7 1001137 100113
Taulukko 3 Näytteenoton Metallinäytteen Kuonanäytteen ai ankohta_nimitys_nimitys_ 5 20 h 30 min. 2.1 2.1 21 h 30 min. 2.2 2.2 22 h 30 min. 2.3 2.3 23 h 30 min. 2.4 2.4 10 0 h 30 min. 2.5 2.5 1 h 30 min. 2.6 2.6 • · 1 • · t • · · • · • · 1 • · · « · » · • · · · · • « • « • · · 8 100113 co σι r» o cm 'Τ Η Η Η Φ Π ΙΛ o\° r r r ^ ^ OOOOOO C cm <-H cm on co nTable 3 Sampling Metal Sample Slag Sample Ai an item_name_name_ 5 20 h 30 min. 2.1 2.1 21 h 30 min. 2.2 2.2 22 h 30 min. 2.3 2.3 23 h 30 min. 2.4 2.4 10 0 h 30 min. 2.5 2.5 1 h 30 min. 2.6 2.6 • · 1 • · t • · · • · • · 1 • · · «·» · • · · · · • • • • 8 100113 co σι r »o cm 'Τ Η Η Η Φ Π ΙΛ o \ ° rrr ^ ^ OOOOOO C cm <-H cm is co n
0\0 OOOOOO CO0 \ 0 OOOOOO CO., LTD
ro - - - - - -ro - - - - - -
U OOOOOOU OOOOOO
o\° O O O LT) O rHo \ ° O O O LT) O rH
H H rl r( H H rOH H rl r (H H rO
0\0 OOOOOO O Cl H H N N Π0 \ 0 OOOOOO O Cl H H N N Π
•H OOOOOO• H OOOOOO
W ......W ......
OOOOOOOOOOOO
o\o VO «T CM (Tl CM Oo \ o VO «T CM (Tl CM O
-h - ^ ^ m Ό ^ c> o tn c n ouo in in-h - ^ ^ m Ό ^ c> o tn c n ouo in in
o\° ΙΟ O VO CO O VO rHo \ ° ΙΟ O VO CO O VO rH
O ......O ......
O O O O H OO O O O H H O
o\°o \ °
O O Cl <f H (O lOO O Cl <f H (O 10
en H o 'j m cmen H o 'j m cm
o\° rH CM O rH Ο O 3 OOnO'TCMo \ ° rH CM O rH Ο O 3 OOnO'TCM
C O rH O O O O O rH rH rH CO O COC O rH O O O O O RH rH rH CO O CO
M r - r r r -M r - r r r -
OOOOOOOOOOOO
COC/O
oiritH^m·^· o\o vo vo cm <-η o σιoiritH ^ m · ^ · o \ o vo vo cm <-η o σι
o\o ro cm cm co cm *H h h H H H Oo \ o ro cm cm co cm * H h h H H H O
•rH OOOOOO 2 ' r ' ' r '• rH OOOOOO 2 'r' 'r'
2 ...... OOOOOO2 ...... OOOOOO
OOOOOOOOOOOO
-3· cm σι -a· in h· h e o o oi o\o OOOOOO o\0 ......-3 · cm σι -a · in h · h e o o oi o \ o OOOOOO o \ 0 ......
O cu o h o o o o O <D co in vo in ro- co K* U-i r v v v ^ ^ ^ pL. rH rH rH r-1 rH r-1 OOOOOO ^ 3 3O cu o h o o o o O <D co in vo in ro- co K * U-i r v v v ^ ^ ^ pL. rH rH rH r-1 rH r-1 OOOOOO ^ 3 3
'—1 r—I'—1 r — I
^ co ro o co ro· p iocmo^ co ro o co ro · p iocmo
.. ro o\o Hun H (M H H (0 o\° N lO CO O rl (O.. ro o \ o Hun H (M H H (0 o \ ° N lO CO O rl (O
: : eh e o »H o o o o eh e ......:: eh e o »H o o o o eh e ......
' CO ...... tn rH O O rH rH O'CO ...... tn rH O O rH rH O
' OOOOOO'OOOOOO
: : : m 3 I1. E co o ro- cm cm o o o o • 3 °\° O CM O -3· CM σι o\° CM VO *3· CO CO *3· ; , ' -P .Ω O CM O O O O jQ ......::: m 3 I1. E co o ro- cm cm o o o o • 3 ° \ ° O CM O -3 · CM σι o \ ° CM VO * 3 · CO CO * 3 ·; , '-P .Ω O CM O O O O jQ ......
p CO 0-1 · v ^ · 0^ rHOrHrHrHfHp CO 0-1 · v ^ · 0 ^ rHOrHrHrHfH
; o OOOOOO; o OOOOOO
oo
MM
··· e! n in h mci c> inooooin··· e! n in h mci c> inooooin
S». 0) o\° OI CM H Is ID OI o\° (Ti CM -M" in CMS ». 0) o \ ° OI CM H Is ID OI o \ ° (Ti CM -M "in CM
• e 3 ...... 3 ......• e 3 ...... 3 ......
H CJ CTi(Ti(TiCOCOOO U Ί M ΙΠ O H OIH CJ CTi (Ti (TiCOCOOO U Ί M ΙΠ O H OI
rH OI Oi OI OI Oi OI rHrHrHrH OI Oi OI OI Oi OI rHrHrH
rH WrH W
..... (0 3 • · -H E ‘ ·. E 3 : . . a> -p w ' e e , ω ...... oio ........... (0 3 • · -H E '·. E 3:.. A> -p w' e e, ω ...... oio ......
; ·· -h , _p rHCMco^invo M -u h cm n m· in id ... 1 I ' rH ...... r>1 ......; ·· -h, _p rHCMco ^ invo M -u h cm n m · in id ... 1 I 'rH ...... r> 1 ......
.« rHi:(0 (N CM CM CM N N C I :CC (M (M CM CM iM CM. «RHi: (0 (N CM CM CM N N C I: CC (M (M CM CM iM CM
...* m z ro 12 -P e... * m z ro 12 -P e
Q) OQ) O
s: 3s: 3
iCiC
IIII
9 1001139 100113
Esimerkki 3Example 3
Lieskauunissa puhdistettiin 50 t erittäin korkean epäpuh-tausasteen omaavaa metallisulaa. Kuparisula sisälsi 2,2 pai-5 no-% lyijyä ja 2,7 paino-% tinaa.50 t of very high impurity metal melt were cleaned in a stove oven. The copper melt contained 2.2 wt% to 5% by weight lead and 2.7 wt% tin.
Menetelmän mukaisesti erän sulattamisen jälkeen lisättiin 2,2 t seuraavan koostumuksen omaavaa kuonanmuodostinta: 10 52,72 paino-% punaliejua, 18,81 paino-% Si02:ta, 27,93 pai no-% CaO:ta, ja 3,51 paino-% galvaanista liejua.According to the method, after melting the batch, 2.2 t of a slag former having the following composition were added: 52.72% by weight of red mud, 18.81% by weight of SiO 2, 27.93% by weight of CaO, and 3.51% by weight of -% galvanic sludge.
Kuonanmuodostimen lisäyksen jälkeen suoritettiin hapetus, tämän jälkeen kuonanpoisto ja hapen esipoisto. Tämän jälkeen 15 lisättiin uudelleen 2,5 t kuonanmuodostinta. Tämän kuonanmuodostimen koostumus oli seuraava: 54,64 paino-% punaliejua, 16,39 paino-% Si02:ta, 28,95 paino-% CaO:ta.After the addition of the slag former, oxidation was performed, followed by slag removal and oxygen pre-removal. 2.5 t of slag former was then added again. The composition of this slag former was as follows: 54.64% by weight red mud, 16.39% by weight SiO 2, 28.95% by weight CaO.
. . 20 • « t • ; Toisen kuonanmuodostinlisäyksen jälkeen suoritettiin uudel- • · « ] '' leen hapetus, kuonanpoisto ja tämän jälkeen pelkistys ja : valaminen. Hapenesipoistoaineena käytettiin kupari- ja rauta-. . 20 • «t •; After the second addition of slag former, oxidation, slag removal and subsequent reduction and casting were performed again. Copper and iron were used as oxygen scavengers.
t < It <I
: V pitoisia teollisuuden sivutuotteita, hapenloppupoistoaineena 25 käytettiin CuPlO-esiseostetta. Kuonanmuodostus suoritettiin :T: jo mainitulla tavalla: lisäämällä yhden kerran, poistamalla yhden kerran.: V-containing industrial by-products, a CuP10 premix was used as the oxygen scavenger 25. Slag formation was performed: T: as already mentioned: adding once, removing once.
« ···« ♦ • ·«···« ♦ • ·
Menetelmän kuluessa metallisulasta otettiin näytteitä hapen 30 esipoistoon asti joka 50. minuutti, sitten joka 30. minuut- t · J ** ti. Metallikoostumuksen muuttuminen on esitetty taulukossa 6.During the process, the molten metal was sampled every 50 minutes until oxygen preconditioning, then every 30 minutes. The change in metal composition is shown in Table 6.
Ml • ♦ • · ·«« 10 100113 'f n co co co UJ o tnvoojojcTttfi 0\o m n co n «f vo in o o cm o r- oMl • ♦ • · · «« 10 100113 'f n co co co UJ o tnvoojojcTttfi 0 \ o m n co n «f vo in o o cm o r- o
O O O O <-t f* rH Π O O O H rH OO O O O <-t f * rH Π O O O H rH O
o o o o o o o o o o o o o Ή H H C\ H M OJ ITI CO O H CJ LT) OOOOOOO !M H OJ O O Όo o o o o o o o o o o o o Ή H H C \ H M OJ ITI CO O H CJ LT) OOOOOOO! M H OJ O O Ό
o\o OOOOOOO OOOOOOo \ o OOOOOOO OOOOOO
CU ....... ......CU ....... ......
OOOOOOO OOOOOOOOOOOOO OOOOOO
H CO O CO O O f*·* (N M ** COH CO O CO O O f * · * (N M ** CO
O Π in 'J 'T Π OJ CO H f\j (N <Tl COO Π in 'J' T Π OJ CO H f \ j (N <Tl CO
o\° OOOOOOO O i—* Γ-» i—i o Oo \ ° OOOOOOO O i— * Γ- »i — i o O
CO OOOOOOO OOOOOOCO OOOOOOO OOOOOO
OOOOOOO OOOOOOOOOOOOO OOOOOO
OOH CO Γ'* COOOH CO Γ '* CO
o\o O O CM rH r-ι rH H in rH O O Oo \ o O O CM rH r-ι rH H in rH O O O
h ooooooo o n* ο ο ο oh ooooooo o n * ο ο ο o
< OOOOOOO OOOOOO<OOOOOOO OOOOOO
OOOOOOO OOOOOCOOOOOOO OOOOOC
O r-* o co rr h n cm h nj m·O r- * o co rr h n cm h nj m ·
o\° OOOOOOO rt 1—· »h o O Oo \ ° OOOOOOO rt 1— · »h o O O
C OOOOOOO OOOOOOC OOOOOOO OOOOOO
CsJ ....... ......CsJ ....... ......
OOOOOOO OOOOOOOOOOOOO OOOOOO
^ o\o n in o h in h oi o i—< cm o o o^ o \ o n in o h in h oi o i— <cm o o o
n -H OOOOOOO OrHi-HfHfHfHn -H OOOOOOO OrHi-HfHfHfH
V 2 OOOOOOO OOOOOOV 2 OOOOOOO OOOOOO
OOCCCOO OOOOOOOOCCCOO OOOOOO
3 2 r- in h· h· cm o n ie3 2 r- in h · h · cm o n ie
o\° OOOOOOO OOOOOOo \ ° OOOOOOO OOOOOO
0) OOOOOOO (N rH n O O O0) OOOOOOO (N rH n O O O
ϋ-> ....... ......ϋ-> ....... ......
OOOOOOO H rH O O O OOOOOOOO H rH O O O O
CMf^^HrMHrH iH »H rH iH rH rHCMf ^^ HrMHrH iH »H rH iH rH rH
OOOOOOO OOOOOOOOOOOOO OOOOOO
o\o OOOOOOO OOOOOOo \ o OOOOOOO OOOOOO
« . u ....... ......«. u ....... ......
O OOOOOOO OOOOCCO OOOOOOO OOOOCC
to ; ; ... in co r-- σι in vo r~ h· m co o cm O >.to; ; ... in co r-- σι in vo r ~ h · m co o cm O>.
.. o\° (MvoinniNcoOi r~ σι σι σι co :fö :: c ....... ...... c.. o \ ° (MvoinniNcoOi r ~ σι σι σι co: fö :: c ....... ...... c
.... to N M ΓΜ IN M H o OOOOOO.... to N M ΓΜ IN M H o OOOOOO
... to c • · · p (ϋ... to c • · · p (ϋ
: e rH: e rH
. O in n n n n co h u n n o o n O. O in n n n n co h u n n o o n O
·*··· -P oi° C n rj O co Oi 7 h ΰ ^ h co ^ Ui m xi ....... ~ h . - ~ » -h ... O CL, M O) O N H H ~ —I .H r-4 rH O O Ή· * ··· -P oi ° C n rj O co Oi 7 h ΰ ^ h co ^ Ui m xi ....... ~ h. - ~ »-h ... O CL, M O) O N H H ~ —I .H r-4 rH O O Ή
... O rH... O rH
·.· * M CC·. · * M CC
xi C 0)xi C 0)
0) co in Γ' n in O m ro ro o co in o E0) co in Γ 'n in O m ro ro o co in o E
f Co\° in O O n o Cl rH "T CO rH CO C Of Co \ ° in O O n o Cl rH "T CO rH CO C O
..... -<H 3 ^ i * v > - , » ^ , CC..... - <H 3 ^ i * v> -, »^, CC
’ * rH u mmininminr^O o co ro co O’* RH u mmininminr ^ O o co ro co O
... rH oi cwn o moi o x n n n σ> en n Ό... rH oi cwn o moi o x n n n σ> en n Ό
... CC 00 -H... CC 00 -H
·.· · -H -HO·. · · -H -HO
. E O -o. E O -o
, , O) CL, X,, O) CL, X
xe i -h nxe i -h n
j CO * Xj CO * X
C i o .... oC i o .... o
; -ή CU ....... . o rH cm m CU; -ή CU ........ o rH cm m CU
'.. >—I j X rH (Hg ro TT in O Γ~ O CO O H H H H Q'..> —I j X rH (Hg ro TT in O Γ ~ O CO O H H H H Q
. rH | > CU ....... rH | > CU ......
.. CU ( ^ ΌΓΗΓΟΓ1ΓΗΟ-|ΓοΩ.ΓΟΓΟΟΟΓΟΓΟΓΟ * ; ; ; _u j «n ro 11 11 100113.. CU (^ ΌΓΗΓΟΓ1ΓΗΟ- | ΓοΩ.ΓΟΓΟΟΟΓΟΓΟΓΟ *;;; _u j «n ro 11 11 100113
Esimerkeissä esitetyn menetelmän avulla raffinoitavan kuparin lyijypitoisuuden alentaminen 0,1 %:sta 0,005 %:iin voidaan suorittaa 8 tunnin kuluessa mukaanlukien sulatusaika. Saman 5 tuloksen saavuttamiseksi tavanomaisten menetelmien mukaisesti tarvitaan n. 14 tuntia. Samanaikaisesti käytettäessä tavanomaista menetelmää on lieskauunin vuoraus vaihdettava joka 48 erän jälkeen, kun taas keksinnön mukaisessa menetelmässä lieskauunin vuoraukset kestivät 167 erän puhdistamisen.By the method described in the examples, the reduction of the lead content of the copper to be refined from 0.1% to 0.005% can be carried out within 8 hours, including the melting time. It takes about 14 hours to achieve the same result according to conventional methods. At the same time, when using the conventional method, the liner of the stove must be changed every 48 batches, while in the method according to the invention, the liners of the stove took 167 batches to be cleaned.
1010
Kaikesta tästä voidaan nähdä, että kuparin puhdistamisen tehokkuus keksinnön mukaisen menetelmän avulla paranee olennaisessa määrin ja samanaikaisesti vähenevät tähän liittyvät kustannukset olennaisesti. Luonnollisesti esitetyt esimerkit 15 havainnollistavat ainoastaan muutamia keksinnön mukaisen menetelmän ja kuonanmuodostusseoksen muunnelmia, jolloin oheisten patenttivaatimusten suojapiirin puitteissa keskiver-toammattihenkilön käytettävissä on luonnollisesti vielä muita lukemattomia mahdollisuuksia.From all this it can be seen that the efficiency of copper purification by means of the method according to the invention is substantially improved and at the same time the associated costs are substantially reduced. Naturally, the examples 15 illustrate only a few variations of the method according to the invention and the slag-forming mixture, whereby, within the scope of the appended claims, there are, of course, innumerable other possibilities available to the average person.
2020
« · I«· I
«Il I«Il I
• · · • · · • · • « • · • · · • · · • · ·• · · • · · • · • «• · • · · · · · ·
Claims (5)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| HU462790A HU209327B (en) | 1990-07-26 | 1990-07-26 | Process for more intensive pirometallurgic refining primere copper materials and copper-wastes containing pb and sn in basic-lined furnace with utilizing impurity-oriented less-corrosive, morestaged iron-oxide-based slag |
| HU462790 | 1990-07-26 |
Publications (3)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| FI913563A0 FI913563A0 (en) | 1991-07-25 |
| FI913563A FI913563A (en) | 1992-01-27 |
| FI100113B true FI100113B (en) | 1997-09-30 |
Family
ID=10968497
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| FI913563A FI100113B (en) | 1990-07-26 | 1991-07-25 | A method for the flame cleaning of tin- and lead-containing primary copper and copper scrap in alkali-lined furnaces and a slag-shaped alloy mixture for performing such cleaning |
Country Status (7)
| Country | Link |
|---|---|
| BE (1) | BE1006534A5 (en) |
| DE (1) | DE4123004A1 (en) |
| FI (1) | FI100113B (en) |
| FR (1) | FR2665183B1 (en) |
| HU (1) | HU209327B (en) |
| PL (1) | PL168035B1 (en) |
| YU (1) | YU47536B (en) |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5364449A (en) * | 1991-07-15 | 1994-11-15 | Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho | Process for refining crude material for copper or copper alloy |
| CN113999986A (en) * | 2021-09-26 | 2022-02-01 | 江西铜业技术研究院有限公司 | Fire refining slagging agent suitable for high-grade complex copper-containing material and preparation method thereof |
Family Cites Families (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE1151385B (en) * | 1959-10-27 | 1963-07-11 | Renault | Process for separating zinc from copper and copper alloys |
| JPS5045810Y2 (en) * | 1971-04-30 | 1975-12-25 | ||
| JPS5140851B2 (en) * | 1972-02-10 | 1976-11-06 | ||
| US3899324A (en) * | 1973-03-16 | 1975-08-12 | Scm Corp | Flux for continuous casting of steel |
| DE2328351C2 (en) * | 1973-06-04 | 1978-09-14 | Polysius Ag, 4723 Neubeckum | Process for the production of agglomerated synthetic slag |
| HU169980B (en) * | 1975-04-16 | 1977-03-28 | ||
| DE2621144C3 (en) * | 1976-05-13 | 1978-11-02 | Th. Goldschmidt Ag, 4300 Essen | Process for processing non-ferrous metal hydroxide sludge waste |
| US4318737A (en) * | 1980-10-20 | 1982-03-09 | Western Electric Co. Incorporated | Copper refining and novel flux therefor |
| SU1105512A1 (en) * | 1983-05-20 | 1984-07-30 | Предприятие П/Я А-7155 | Flux for refining blister copper |
| FI78125C (en) * | 1983-11-14 | 1989-06-12 | Vni Gorno Metall I Tsvet Met | FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV JAERNHALTIGA KOPPAR- ELLER KOPPAR / ZINKSULFIDKONCENTRAT. |
| US4657586A (en) * | 1985-10-25 | 1987-04-14 | Union Carbide Corporation | Submerged combustion in molten materials |
-
1990
- 1990-07-26 HU HU462790A patent/HU209327B/en not_active IP Right Cessation
-
1991
- 1991-07-11 DE DE19914123004 patent/DE4123004A1/en active Granted
- 1991-07-23 YU YU129391A patent/YU47536B/en unknown
- 1991-07-24 BE BE9100697A patent/BE1006534A5/en not_active IP Right Cessation
- 1991-07-25 FR FR9109421A patent/FR2665183B1/en not_active Expired - Fee Related
- 1991-07-25 FI FI913563A patent/FI100113B/en not_active IP Right Cessation
- 1991-07-25 PL PL29124391A patent/PL168035B1/en unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| YU47536B (en) | 1995-10-03 |
| YU129391A (en) | 1994-01-20 |
| FI913563A (en) | 1992-01-27 |
| DE4123004A1 (en) | 1992-02-20 |
| FR2665183B1 (en) | 1995-02-03 |
| HU904627D0 (en) | 1991-01-28 |
| HU209327B (en) | 1994-04-28 |
| BE1006534A5 (en) | 1994-10-11 |
| HUT58830A (en) | 1992-03-30 |
| DE4123004C2 (en) | 1993-05-06 |
| PL291243A1 (en) | 1992-03-09 |
| FI913563A0 (en) | 1991-07-25 |
| PL168035B1 (en) | 1995-12-30 |
| FR2665183A1 (en) | 1992-01-31 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU684747B2 (en) | Process and apparatus for producing an environmentally acceptable abrasive product from hazardous wastes | |
| JP5251360B2 (en) | Manufacturing method of clean steel by ladle refining method | |
| FI100113B (en) | A method for the flame cleaning of tin- and lead-containing primary copper and copper scrap in alkali-lined furnaces and a slag-shaped alloy mixture for performing such cleaning | |
| AT502396A4 (en) | METHOD FOR REMOVING CONTAMINANTS FROM INGREDIENTS | |
| JP5473815B2 (en) | Method for recycling oxidized slag and recycled slag | |
| JP5322860B2 (en) | Recycled slag generation method and recycled slag | |
| SK132497A3 (en) | Process for the separation of copper and heavy metals from incinerated garbage residue and slag | |
| SK277897B6 (en) | Vitrification method of powdered waste, mainly light ash from flue ash | |
| JPH05185195A (en) | Mold powder for continuous casting | |
| US6059854A (en) | Process for processing waste incineration residues | |
| JP2008050700A (en) | Method for treating chromium-containing steel slag | |
| JPH10147821A (en) | Method for refining copper | |
| EP0842305B1 (en) | Process for treating filter ashes arising from waste treatment | |
| AT407260B (en) | METHOD FOR PRODUCING STEEL MELT | |
| KR100566895B1 (en) | Method for removing impurities in copper alloy melt | |
| FI125347B (en) | Method of treating lead anode mud | |
| RU2521035C2 (en) | Method of recovery of secondary platinum with radioactive plutonium contamination | |
| JP3375758B2 (en) | Furnace for melting waste | |
| DE102017112773A1 (en) | Process for lowering the alkali metal oxide content in glass melts | |
| JP2008081845A (en) | Method for treating slag for refining chromium-containing steel | |
| SU1588778A1 (en) | Slag-forming composition for electroslag melting | |
| JP2021176980A (en) | Electric furnace steelmaking process | |
| JP2002130645A (en) | Method for melting treatment of burned ash | |
| JP3307751B2 (en) | Heat treatment furnace | |
| JP2024063517A (en) | Melting and refining method of iron source |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| HC | Name/ company changed in application |
Owner name: CSEPELI FEMMÜ RESZVENYTARSASAG |
|
| MM | Patent lapsed |