FI120157B - A process for refining copper concentrate - Google Patents
A process for refining copper concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- FI120157B FI120157B FI20075920A FI20075920A FI120157B FI 120157 B FI120157 B FI 120157B FI 20075920 A FI20075920 A FI 20075920A FI 20075920 A FI20075920 A FI 20075920A FI 120157 B FI120157 B FI 120157B
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- furnace
- slag
- electric furnace
- copper
- electric
- 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
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/04—Working-up slag
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- 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
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/005—Smelting or converting in a succession of furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/0052—Reduction smelting or converting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
MENETELMÄ KUPARIRIKASTEEN JALOSTAMISEKSI Keksinnön taustaBACKGROUND OF THE INVENTION
Keksinnön kohteena on patenttivaatimuksen 1 johdanto-osan mukainen menetelmä kuparirikasteen jalostamiseksi.The invention relates to a process for the refining of copper concentrate according to the preamble of claim 1.
5 Jalostaessa kuparirikastetta suspensiosulatusuunissa, kuten liekkisulatusuunissa saadaan suspensiosulatusuunista tuotteena kaksi faasia: blisterikuparia (raakakuparia) ja suspensiosulatusuunin kuonaa.5 In the processing of copper concentrate in a slag melting furnace, such as a flame smelting furnace, two products are obtained from the slag melting furnace: blister copper (crude copper) and slag in the slag furnace.
Suspensiosulatusuunista saatava blisterikupari jalostetaan suspensiosulatusuunin jälkeen edelleen anodiuunissa, jonka jälkeen kuparista valetaan kuparianodeja, joita 10 käyttämällä kuparianodien kupari jalostetaan edelleen elektrolyyttisesti elektrolyysi-laitoksessa.After the suspension melting furnace, the blister copper obtained from the slag melting furnace is further processed in an anode furnace, after which copper anodes are cast from which copper copper anodes are further electrolytically processed in an electrolysis plant.
Kaikki kuparirikasteen kupari ei kuitenkaan siirry suspensiosulatusuunissa kuparirikasteesta blisterikupariin, vaan myös suspensiosulatusuunin kuona sisältää suuria määriä kuparia, tavallisesti jopa 20 %, ja tätä kuparia voidaan ottaa talteen erilaisilla 15 kuonanpuhdistusmenetelmillä.However, not all copper in the copper concentrate is transferred in the slurry furnace from the copper concentrate to the blister copper, but the slag in the slurry furnace also contains large amounts of copper, usually up to 20%, and this copper can be recovered by various slag purification processes.
Kuonanpuhdistuksessa on käytössä kaksi menetelmää. Ensimmäinen perustuu suspensiosulatusuunin kuonan osittaispelkistykseen sähköuunissa. Tässä menetelmässä sähköuunista saatava kuparimetalli on niin puhdasta, että se voidaan syöttää yhdessä suspensiosulatusuunista tulevan blisterikuparin kanssa anodiuuniin. Suspensiosulatus-20 uunin kuonan osittaispelkistysprosessissa sähköuunissa saadaan kuparimetallin lisäksi toisena tuotteena sähköuunista ns. osittaispelkistettyä kuonaa, joka myös sisältää kuparia. Sähköuunin osittaispelkistetyssä kuonassa olevan kuparin talteen saamiseksi sähköuunin osittaispelkistetty kuona on kuitenkin käsiteltävä rikastamossa, joka on sekä käyttö- että investointikustannuksiltaan kallista.There are two methods for cleaning slag. The first is based on the partial reduction of slag in a slurry furnace in an electric furnace. In this method, the copper metal obtained from the electric furnace is so pure that it can be fed together with the blister copper from the slurry furnace to the anode furnace. In the partial melting process of slurry melting furnace 20 in the electric furnace, in addition to the copper metal, another product of the electric furnace is obtained as a second product. partially reduced slag, which also contains copper. However, in order to recover copper in the partial reduction slag of the electric furnace, the partial reduction of the electric furnace slag has to be processed in a concentrator, which is expensive in both operating and investment costs.
25 Toisessa teollisessa käytössä olevassa prosessissa suspensiosulatusuunin kuona pelkistetään sähköuunissa panosprosessina siten, että suspensiosulatusuunin kuonan kuparipitoisuus on pelkistyksen jälkeen niin alhainen, että sähköuunista pohjametallin lisäksi saatavan jätekuonan jatkokäsittely ei ole tarpeen ollen taloudellisesti kannattamatonta. Sähköuuniprosessissa syntyvä pohjametalli (tai lejeerinki) sisältää pitkälle viedyn 30 pelkistysvaiheen jälkeen kuitenkin niin paljon rautaa siten, että sähköuunin pohjametallia ei ole edullista syöttää yhdessä suspensiosulatusuunin blisterikuparin kanssa anodiuuniin vaan rauta joudutaan poistamaan erillisessä konvertoinnissa ns. rautakonvertterissa ennen sähköuunin pohjametallisissa olevan kuparin syöttämistä anodiuuniin.In another industrially used process, slag from the slag furnace is reduced in a batch furnace as a batch process such that the slag copper content of the slag furnace after reduction is so low that further processing of the slag from the furnace in addition to the base metal is not economically viable. However, the bottom metal (or alloy) produced in the electric furnace process after the advanced reduction step contains so much iron that it is not advantageous to feed the base furnace metal together with the blister copper of the slurry furnace to the anode furnace and to remove iron in a separate conversion. in an iron converter before feeding copper in the base metal of the electric furnace to the anode furnace.
22
Edellä esitetyt kuonanpuhdistusesimerkit ovat siis molemmat luonteeltaan kaksivaiheisia.Thus, the above slag purification examples are two-step in nature.
Keksinnön lyhyt selitysBrief Description of the Invention
Keksinnön tavoitteena on kehittää parannettu menetelmä kuparirikasteen 5 jalostamiseksi.It is an object of the invention to provide an improved process for refining copper concentrate 5.
Keksinnön tavoite saavutetaan itsenäisen patenttivaatimuksen 1 mukaisella menetelmällä.The object of the invention is achieved by the method of independent claim 1.
Keksinnön mukaisen menetelmän edulliset suoritusmuodot on esitetty epäitsenäisissä patenttivaatimuksissa.Preferred embodiments of the method of the invention are set forth in the dependent claims.
10 Tässä innovaatiossa esitetään ratkaisu, joka edelleen on luonteeltaan kaksi vaiheinen, mutta on sekä investointi- että varsinkin käyttökustannuksiltaan edellä mainittuja ratkaisuja edullisempi: Suspensiosulatusuunissa syntyvä kuona käsitellään edelleen sähköuunissa, joko jatkuvatoimisesti tai panosprosessina toimivassa erillisessä yksikössä. Suspensiosulatusuunin kuonan pelkistys sähköuunissa on joko osittainen tai niin pitkälle 15 viety, että sähköuunissa syntyvä kuona on ns. poisheitettävää jätekuonaa eli kuparipitoisuudeltaan niin alhainen, että jäljelle jääneen kuparin talteenottaminen erillisessä prosessissa ei ole taloudellisesti kannattavaa. Sähköuunista saatava metallilejeerinki eli pohjametalli granuloidaan esimerkiksi veden avulla. Syntyneet lejeerinkigranulit syötetään yhdessä kuparirikasteen, kuonanmuodostajan ja reaktiokaasun kanssa suspensio-20 sulatuuunin reaktiokuiluun, jolloin lejeerinkigranulit sulavat ja saavuttavat suspensio-sulatusuunin alauunissa kuonan läpi kulkeutuessaan samanlaisen termodynaamisen tasapainon kuonan kanssa kuin rikasteestakin syntyvä blisterikupari. Tuolloin granulissa oleva rauta hapettuu ja kuonautuu siten, että suspensiosulatusuunista tuotteena saatava blisterikupari on edullista käsitellä suoraan anodiuunissa. Koska kysymyksessä olevan 25 granulikuparin kuonaa muodostavien komponenttien, pääosin raudan määrä on pieni, ei kuonamäärä olennaisesti kasva ja näin ei aiheudu ylimääräistä kuparikiertoa takaisin sähköuuniin, vaan pääosa granulissa olevasta kuparista menee suoraan suspensiosulatus-tuotteena olevaan blisterikupariin.10 This innovation presents a solution that is still biphasic in nature, but less costly in terms of both investment and operating costs: Slag from slurry is further processed in an electric furnace, either continuously or in a batch process unit. The slag reduction of the slurry furnace in the electric furnace is either partial or so advanced that the slag generated in the electric furnace is so-called. the amount of copper in the discarded waste slurry, which is so low that it is not economically viable to recover the remaining copper in a separate process. The metal alloy or base metal obtained from the electric furnace is granulated, for example, with water. The resulting alloy granules, together with the copper concentrate, slag former, and reaction gas, are fed to the reaction shaft of the slurry melting furnace, whereby the alloy granules melt and attain the same thermodynamic equilibrium slag as the blast passes through the slag. At this time, the iron in the granule is oxidized and slagged, so that it is advantageous to process the blister copper obtained from the slurry furnace directly in the anode furnace. Because the slag-forming components of the 25 granular copper in question are predominantly small in iron, the slag volume does not substantially increase and thus does not cause excess copper to be recycled back into the electric furnace, but most of the copper in the granule goes directly to the blister copper.
Menetelmän etuina voidaan mainita alentuneiden käyttö- ja investointi -30 kustannusten lisäksi mm. seuraavat seikat: • pienentynyt kuparinkierto olemassa oleviin kaksivaiheisiin prosesseihin verrattuna • anodiuuniin syötetään vain yhtä blisterilaatua, jolloin anodiuunin operointi on helpompaa 3 • usein blisterisuorasulatuksessa syntyy niin paljon lämpöä, että happirikastusta on rajoitettava. Koska tämä lämpö tässä käytetään prosessissa hyväksi lejeerinki-rakeiden sulattamisessa, on mahdollista operoida uunia korkeammalla happi-rikastuksella, mistä seurauksena uunin kapasiteetti on suurempi (tai uuni, varsin-5 kin reaktiokuilu voivat olla pienemmät) ja kaasulinja voi olla kapasiteetiltaan pienempi.The advantages of the method include, in addition to reduced operating and investment costs, 30 the following: • reduced copper circulation compared to existing two-stage processes • only one blister grade is fed to the anode furnace, making operation of the anode furnace easier 3 • often the amount of heat generated during blister smelting is limited to oxygen enrichment. Since this heat is utilized here in the process for melting the alloy granules, it is possible to operate the furnace with higher oxygen enrichment, resulting in a larger furnace capacity (or furnace, rather a reaction gap may be smaller) and a gas line having a lower capacity.
Eräässä edullisessa suoritusmuodossa käytetään kahta peräkkäistä sähköuunia. Ensimmäisessä sähköuunissa suspensiosulatusuunin kuonan pelkistys viedään vain noin 4 % Cu tasolle eli tasolle, jossa jäljelle jäävä osittaispelkistetty kuona sisältää noin 4 % 10 kuparia, jolloin suspensiosulatusuunin kuonan rauta ei vielä pelkisty ja siirry ensimmäisessä sähköuunissa pohjametallifaasiin vaan pysyy ensimmäisessä sähköuunissa ns. osittaispelkistetyssä kuonassa. Tuotteena ensimmäisestä sähköuunista saadaan sellaista blisterikuparia, joka kelpaa suoraan anodiuuniin jatkokäsiteltäväksi ja jota voidaan syöttää anodiuuniin, koska ensimmäisen sähköuunin blisterkupari ei sisällä rautaa. Toi-15 sessa sähköuunissa ensimmäisen sähköuunin osittaispelkistetyn kuonan pelkistystä jatketaan kuonan lopun kuparin talteen ottamiseksi, jolloin blisterin mukaan pelkistyy myös rautaa ja tämä rautapitoinen pohjametalli granuloidaan ja syötetään takaisin suspensiosulatusuunin reaktiokuiluun, jossa rauta sitten hapettuu edellä kuvatulla tavalla.In a preferred embodiment, two successive electric furnaces are used. In the first electric furnace, the slag reduction of the slurry furnace is only introduced to a level of about 4% Cu, i.e. a level where the remaining partially reduced slag contains about 4% 10 copper, whereby the slag iron in the slurry furnace is not reduced yet and remains in the first electric furnace. in partially reduced slag. As a product of the first electric furnace, blister copper is obtained which is suitable for further processing in the anode furnace and which can be fed to the anode furnace because the blister copper of the first electric furnace does not contain iron. In the second electric furnace, the reduction of the partially reduced slag of the first electric furnace is continued to recover the remaining copper in the slag, whereby the iron is also reduced in the blister and this ferrous base metal is granulated and fed back into the reaction furnace of the slag melting furnace.
Kuvioluettelo 20 Seuraavassa keksinnön eräitä edullisia suoritusmuotoja esitetään tarkemmin viittaamalla oheisiin kuvioihin, joista kuvio 1 on kuvaus menetelmän eräästä ensimmäisestä suoritusmuodosta, ja kuvio 2 on kuvaus menetelmän eräästä toisesta suoritusmuodosta.BRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS Some preferred embodiments of the invention will now be described in more detail with reference to the accompanying drawings, in which Figure 1 is a description of a first embodiment of the method and Figure 2 is a description of a second embodiment of the method.
Keksinnön yksityiskohtainen selostus 25 Kuviossa 1 on esitetty menetelmä kuparirikasteen 1 jalostamiseksi.DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION Figure 1 shows a process for refining copper concentrate 1.
Menetelmässä syötetään yhdessä kuparirikastetta 1, kuonanmuodostajaa 2 ja reaktiokaasua 3 kuten happirikastettua ilmaa suspensiosulatusuunin 4 reaktiokuiluun 5, kuten liekkisulatusuunin reaktiokuiluun.In the process, copper concentrate 1, slag former 2 and reaction gas 3 such as oxygen-enriched air are fed together into the reaction shaft 5 of the slurry melting furnace 4, such as the reaction shaft of the flame smelting furnace.
Suspensiosulatusuunin 4 reaktiokuiluun 5 voidaan lisäksi syöttää suspensio-30 sulatusuunin 4 nousukuilun 6 kautta poisjohdettavien poistokaasujen 7 jäähdytyksestä jätelämpökattilasta 8 saatavaa lentopölyä 9 ja/tai jätelämpökattilan 8 jälkeen järjestetystä sähkösuodattimesta 10 saatavaa lentopölyä 9.In addition, airborne dust 9 from the cooling gas of the waste heat boiler 8 and / or airborne dust 10 from the waste heat boiler 8 may be fed into the reaction shaft 5 of the slurry melting furnace 4 via cooling riser 6 of the slurry furnace 4.
44
Suspensiosulatusuunin 4 reaktiokuiluun 5 syötettävät aineet reagoivat keskenään ja suspensiosulatusuunin 4 alauunin 11 pohjalle 12 muodostuu erilliset faasit, blisteri-kupari 13 ja blisterikuparin 13 päälle kuona 14.The substances fed to the reaction shaft 5 of the slurry melting furnace 4 react with each other and separate phases, blister copper 13 and slag copper 13, are formed on the bottom 12 of the lower furnace 11 of the slurry furnace 4.
Suspensiosulatusuunissa muodostuneet poistokaasut 7 poistetaan nousukuilun 6 5 kautta jätelämpökattilaan 8, jossa poistokaasujen 7 lämpöenergia otetaan talteen. Jäte-lämpökattilasta 8 jäähdytetyt poistokaasut 7 johdetaan sähkösuodattimeen 10, jossa poistokaasusta 7 erotetaan lentopöly 9 ja lentopöly 9 kierrätetään takasin suspensio-sulatusuunin 4 reaktiokuiluun 5. Sähkösuodattimesta 10 poistokaasut 7 johdetaan edelleen käsiteltäväksi esimerkiksi happotehtaalle (ei esitetty kuvissa) rikkidioksidin talteen-10 ottamiseksi.The exhaust gases 7 formed in the slurry melting furnace are discharged through a riser shaft 6 5 to a waste heat boiler 8 where the thermal energy of the exhaust gases 7 is recovered. The cooled exhaust gases 7 from the waste heat boiler 8 are fed to an electric filter 10, whereby the dust 7 is separated from the exhaust gas 7 and the dust 9 is recycled back to the reaction shaft 5 of the slurry melting furnace 4.
Suspensiosulatusuunin blisterikupari 13 johdetaan anodiuuniin 15 pyro-metallurgista raffinointia varten. Anodiuunissa 15 poistetaan ensin blisterikuparin 13 sisältämä pieni määrä rikkiä hapettamalla ja poistetaan sitten blisterikuparin 13 sisältämää happea pelkistämällä. Anodiuunin 15 jälkeen kuparista valetaan anodivalulaitoksessa (ei 15 esitetty kuvissa) kuparianodeja, joita käyttämällä kuparianodien kupari eli kuparianodit jalostetaan edelleen elektrolyyttisesti elektrolyysilaitoksessa (ei esitetty kuvissa) kupari-katodeiksi.The blister copper 13 of the slurry melting furnace is fed to the anode furnace 15 for pyro-metallurgical refining. In the anode furnace 15, a small amount of sulfur contained in the blister copper 13 is first removed by oxidation and then removed by reduction of the oxygen contained in the blister copper 13. After the anode furnace 15, copper anodes are cast from copper at the anode casting plant (not shown in the figures), by means of which the copper or copper anodes of the copper anodes are further electrolytically processed into copper cathodes in the electrolysis plant (not shown).
Suspensiosulatusuunin kuona 14 johdetaan edullisesti, mutta ei välttämättä, sulassa muodossa sähköuuniin 16, jolloin säästetään energiaa, koska suspensiosulatus-20 uunin kuona 14 on valmiiksi sulassa muodossa saapuessaan sähköuuniin 16.The slag 14 of the slurry melting furnace is preferably, but not necessarily, fed into the electric furnace 16 in molten form, thereby saving energy, since the slag 14 of the slurry melting furnace 20 is already in molten form upon entering the electric furnace 16.
Suspensiosulatusuunin kuona 14 käsitellään pelkistysuunissa, kuten sähköuuni 16 pelkistimen, kuten koksi, kanssa siten, että sähköuunissa 16 muodostuu erilliset faasit pohjametalli 17 ja jätekuona 18. Suspensiosulatusuunin kuona 14 pelkistetään edullisesti, mutta ei välttämättä sähköuunissa 16 koksin avulla, jota syötetään sähköuuniin 16.The slag 14 of the suspension melting furnace is treated in a reduction furnace, such as an electric furnace 16, with a reducing agent, such as coke, such that the bottom furnace 17 and the waste slag 18 form separate phases in the electric furnace 16. Preferably, not the furnace slag 14 is reduced by coke fed to the electric furnace 16.
25 Sähköuuniin 16 syötetään edullisesti, mutta ei välttämättä, myös anodiuunin kuonaa 19 anodiuunista 15.Preferably, but not necessarily, the slag 19 of the anode furnace 15 is fed to the electric furnace 16 from the anode furnace 15.
Suspensionsulatusuunin kuona 14 pelkistetään edullisesti, mutta ei välttämättä sähköuunissa 16 siten, että sähköuunin jätekuonan 18 kuparipitoisuus on alle 2 %, edullisemmin alle 1 %.The slag 14 of the slag melting furnace is preferably, but not necessarily, reduced in the electric furnace 16 such that the copper furnace slag 18 has a copper content of less than 2%, more preferably less than 1%.
5 Sähköuunin pohjametalli 17 poistetaan sähköuunista 16 ja sähköuunin pohja-metalli 17 granuloidaan esimerkiksi veden 20 avulla granulointilaitoksessa 21. Sähköuunin pohjametalli 17 sisältää kuparin lisäksi erityisesti rautaa.5 The bottom metal 17 of the electric furnace is removed from the electric furnace 16 and the bottom metal 17 of the electric furnace is granulated, for example, with water 20 in the granulating plant 21. The bottom metal 17 of the electric furnace contains in particular iron, in particular.
Granuloitu sähköuunin pohjametalli 22 syötetään yhdessä kuparirikasteen 1, 5 kuonanmuodostajan 2 ja reaktiokaasun 3 kanssa suspensiosulatusuunin 4 reaktiokuiluun 5.The granulated electric furnace bottom metal 22 is fed, together with the copper concentrate 1, 5, the slag former 2 and the reaction gas 3, into the reaction shaft 5 of the slurry melting furnace 4.
Kuviossa 2 on esitetty menetelmän eräs toinen suoritusmuoto, jossa käytetään kuviossa 1 esitetyn yhden sähköuunin 16 sijaan kahta sähköuunia, eli ensimmäistä sähköuunia 23 ja toista sähköuunia 24.Figure 2 illustrates another embodiment of the method using two electric furnaces 16, i.e. a first electric furnace 23 and a second electric furnace 24, instead of the one electric furnace 16 shown in Figure 1.
10 Kuviossa 2 johdetaan suspensiosulatusuunin kuona 14 ensin ensimmäiseen sähköuuniin 23. Suspensiosulatusuunin kuonaa 14 johdetaan edullisesti, mutta ei välttämättä, suspensiosulatusuunista 4 ensimmäiseen sähköuunin 23 sulassa muodossa.In Figure 2, the slag 14 of the slurry furnace is first led to the first electric furnace 23. The slag 14 of the slurry furnace is preferably, but not necessarily, passed from the slurry furnace 4 to the first electric furnace 23 in molten form.
Ensimmäisessä sähköuunissa 23 suoritetaan suspensiosulatusuunin kuonalle 14 pelkistimen kanssa osittaispelkistys siten, että ensimmäisessä sähköuunissa 23 muodostuu 15 erilliset faasit blisterikupari 13 ja osittaispelkistetty kuona 25, jossa on noin 4 % kuparia.The first electric furnace 23 undergoes partial reduction of the slag 14 of the suspension melting furnace with a reducing agent so that the first electric furnace 23 forms 15 separate phases of blister copper 13 and a partial reduced slag 25 of about 4% copper.
Ensimmäisen sähköuunin blisterikupari 13 syötetään ensimmäisestä sähköuunista 23 anodiuuniin 15. Ensimmäisen sähköuunin blisterikupari 13 syötetään edullisesti, mutta ei välttämättä, sulassa muodossa ensimmäisestä sähköuunista 23 anodiuuniin 15. Tuotteena ensimmäisestä sähköuunista 23 saadaan sellaista blisterikuparia 13, joka 20 kelpaa anodiuuniin 15 jatkokäsiteltäväksi ja jota voidaan syöttää anodiuuniin 15, koska ensimmäisen sähköuunin blisterikupari ei sisällä rautaa, koska suspensiosulatusuunin kuonalle 14 on suoritettu ainoastaan osittaispelkistys ensimmäisessä sähköuunissa 23.The blister copper 13 of the first electric furnace is fed from the first electric furnace 23 to the anode furnace 15. The blister copper 13 of the first electric furnace is preferably, but not necessarily, fed in molten form from the first electric furnace 23 to the anode furnace 15. 15, since the blister copper of the first electric furnace does not contain iron, since the slag 14 of the slag melting furnace is subjected only to partial reduction in the first electric furnace 23.
Ensimmäisen sähköuunin osittaispelkistetty kuona 25 syötetään edullisesti, mutta ei välttämättä, sulassa muodossa ensimmäisestä sähköuunista 23 toiseen sähköuuniin 24. 25 Toisessa sähköuunissa 24 suoritetaan ensimmäisen sähköuunin osittaispelkiste- tylle kuonalle 25 pelkistimen kanssa pelkistys siten, että toisessa sähköuunissa 24 muodostuu erilliset faasit pohjametalli 17 ja jätekuona 18, jossa on alle 2 % kuparia, edullisemmin alle 1 % kuparia.Preferably, but not necessarily, the partially reduced slag 25 of the first electric furnace is fed in molten form from the first electric furnace 23 to the second electric furnace 24. The second electric furnace 24 undergoes a reduction of the partially reduced slag 25 of the first electric furnace 25 to separate phases containing less than 2% copper, more preferably less than 1% copper.
Toisen sähköuunin pohjametalli 17 sisältää kuparin lisäksi erityisesti rautaa. Tämä 30 pohjametalli 17 granuloidaan ja syötetään yhdessä kuparirikasteen 1, kuonanmuodostajan 2 ja reaktiokaasun 3 kanssa suspensiosulatusuunin 4 reaktiokuiluun 5.The base metal 17 of the second electric furnace contains, in addition to copper, particularly iron. This base metal 17 is granulated and fed together with the copper concentrate 1, slag former 2 and reaction gas 3 into the reaction shaft 5 of the slurry melting furnace 4.
EsimerkkiExample
Suspensiosulatusuuniin syötetään:The slurry furnace is fed with:
Kuparirikastetta (Concentrate) 111.0 t/h 35 6Copper concentrate (Concentrate) 111.0 t / h 35 6
Lentopölyä (DBF dust) 19.6 t/hDBF dust 19.6 t / h
Fluksia eli kuonanmuodostajaa (Silica Flux) 9.9 t/hFlux or slag generator (Silica Flux) 9.9 t / h
Granuloitua pohiametallia (Electric Furnace metal)_16,6 t/h yhteensä 157.2 t/h 5Granulated base metal (Electric Furnace metal) _16.6 t / h total 157.2 t / h 5
Kuparirikasteen analyysi:Analysis of copper concentrate:
Kuparia Cu 34.8 %Copper Cu 34.8%
Rautaa Fe 26.0 % 10 Rikkiä S 29.1% piioksidia S1O2 5.0 %Iron Fe 26.0% 10 Sulfur S 29.1% Silicon S1O2 5.0%
Lisäksi suspensiosulatusuuniin syötetään happirikastettua ilmaa 60 680 Nm3 happirikastuksen ollessa 46.2 %.In addition, oxygen-enriched air is fed to the suspension melting furnace at 60,680 Nm 3 with an oxygen concentration of 46.2%.
15 Suspensiosulatuksessa käytetään happirikastettua ilmaa, koska rikasteen rikin ja raudan hapen kanssa tapahtuvissa reaktioissa syntyvä lämpö riittää sulattamaan sekä rikasteen (tuotteet blister ja kuona) sekä uuniin syötetyt pienipartikkelikokoiset blisterigranulit. Suhteellisen korkean happirikastuksen ansiosta syntyy kaasu, jossa on korkea rikkidioksidipitoisuus (n. 36 % SO2) ja jonka kokonaismäärä on näin ollen pieni 20 verrattuna tilanteeseen, jossa happirikastus olisi alhaisempi. Kaasua poistetaan uunista noin 66 900 Nm3/h lämpötilassa 1320 °C. Kaasusta otetaan pääosa sen lämpösisällöstä talteen jätelämpökattilassa ennen kaasun johtamista kuumasähkösuodattimeen ja edelleen happotehtaalle rikkidioksidin talteenottamiseksi.15 Oxygen-enriched air is used in suspension melting because the heat generated by the reactions with the sulfur and iron oxygen of the concentrate is sufficient to melt both the concentrate (blister and slag products) and the small particle size blister granules fed to the furnace. The relatively high oxygen concentration results in a gas having a high sulfur dioxide content (about 36% SO2) and thus having a low total content compared to a lower oxygen concentration. The furnace is degassed at about 66,900 Nm 3 / h at 1320 ° C. Most of the gas content of the gas is recovered in the waste heat boiler before the gas is passed to the hot-water filter and further to the acid plant to recover sulfur dioxide.
Suspensiosulatusuunista saadaan tuotteena blisterikuparia 39 tonnia tunnissa, 25 lämpötila noin 1280 °C sekä kuonaa noin 77 tonnia tunnissa.The slurry furnace yields blister copper at 39 tons per hour, 25 at about 1280 ° C, and slag at about 77 tons per hour.
Suspensiosulatusuunin kuonan kuparipitoisuus on 20 % Cu, jonka talteenottamiseksi kuona syötetään sulana sähköuuniin, jossa siis käsitellään 1830 tonnia päivässä. Lisäksi sähköuuniin syötetään pieni määrä anodiuunikuonaa (20 tonnia päivässä) sekä pelkistykseen tarvittavaa koksia noin 91 tonnia päivässä. Pelkistyksen 30 tuloksena syntyy jätekuona, jonka kuparipitoisuus on riittävän pieni, jotta sitä ei enää ole taloudellisesti kannattavaa prosessoida edelleen (1365 tonnia päivässä, rautaa (Fe) noin 51 %, piioksidia (Si02) noin 26 %). Tuotteena syntyy pohjametallia noin 400 tonnia päivässä siten, että pohjametallin rautapitoisuus on noin 8 %, loput pääasiassa kuparia. 1240 °C lämpöinen pohjametalli granuloidaan ja granulit kuivataan ja syötetään yhdessä 35 rikasteen kanssa takaisin liekkisulatusuuniin.The slag in the slag melting furnace has a copper content of 20% Cu, which is recovered by feeding the slag into a melt furnace, which thus processes 1830 tonnes per day. In addition, a small amount of anode furnace slag (20 tonnes per day) and about 91 tonnes per day of coke for reduction are fed to the electric furnace. The reduction 30 results in a waste slag having a low copper content that is no longer economically viable for further processing (1365 tonnes per day, iron (Fe) about 51%, silica (SiO2) about 26%). The product produces about 400 tonnes of base metal per day with an iron content of about 8%, the rest mainly copper. The base metal at 1240 ° C is granulated and the granules are dried and fed together with 35 concentrates back into the flame melting furnace.
7 Näin ollen prosessissa syntyy edellä mainittua blisterikuparia, joka on edullisesti jatkokäsiteltävissä anodikupariksi anodiuunissa.Thus, the process produces the aforementioned blister copper, which is preferably further processed into anode copper in the anode furnace.
Alan ammattilaiselle on ilmeistä, että tekniikan kehittyessä keksinnön perusajatus voidaan toteuttaa monin eri tavoin. Keksintöjä sen suoritusmuodot eivät siten rajoitu yllä 5 kuvattuihin esimerkkeihin vaan ne voivat vaihdella patenttivaatimusten puitteissa.It will be obvious to a person skilled in the art that as technology advances, the basic idea of the invention can be implemented in many different ways. The inventions, therefore, are not limited to the examples described above, but may vary within the scope of the claims.
Claims (10)
Priority Applications (11)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI20075920A FI120157B (en) | 2007-12-17 | 2007-12-17 | A process for refining copper concentrate |
| PE2008002057A PE20091539A1 (en) | 2007-12-17 | 2008-12-11 | METHOD TO REFINE A COPPER CONCENTRATE |
| PL392792A PL213990B1 (en) | 2007-12-17 | 2008-12-15 | Method for refining copper concentrate |
| AU2008337430A AU2008337430B2 (en) | 2007-12-17 | 2008-12-15 | Method for refining copper concentrate |
| PCT/FI2008/050735 WO2009077651A1 (en) | 2007-12-17 | 2008-12-15 | Method for refining copper concentrate |
| JP2010538807A JP2011506777A (en) | 2007-12-17 | 2008-12-15 | Method for refining copper concentrate |
| BRPI0821242A BRPI0821242B1 (en) | 2007-12-17 | 2008-12-15 | method for refining copper concentrate |
| EA201000893A EA018279B1 (en) | 2007-12-17 | 2008-12-15 | Method for refining copper concentrate |
| CN200880121165.7A CN101903543B (en) | 2007-12-17 | 2008-12-15 | Method for refining copper concentrate |
| CN201610207726.1A CN105936980A (en) | 2007-12-17 | 2008-12-15 | Method for refining copper concentrate |
| CL2008003744A CL2008003744A1 (en) | 2007-12-17 | 2008-12-16 | Method for refining copper concentrate that comprises driving slag from the suspension smelting furnace to an electric furnace, treating said slag in an electric furnace with reducing agent, removing bottom metal, obtaining said granulated metal which is fed to the reaction chimney of the furnace of suspension casting. |
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI20075920 | 2007-12-17 | ||
| FI20075920A FI120157B (en) | 2007-12-17 | 2007-12-17 | A process for refining copper concentrate |
Publications (3)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| FI20075920A0 FI20075920A0 (en) | 2007-12-17 |
| FI20075920A FI20075920A (en) | 2009-06-18 |
| FI120157B true FI120157B (en) | 2009-07-15 |
Family
ID=38951615
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| FI20075920A FI120157B (en) | 2007-12-17 | 2007-12-17 | A process for refining copper concentrate |
Country Status (10)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP2011506777A (en) |
| CN (2) | CN101903543B (en) |
| AU (1) | AU2008337430B2 (en) |
| BR (1) | BRPI0821242B1 (en) |
| CL (1) | CL2008003744A1 (en) |
| EA (1) | EA018279B1 (en) |
| FI (1) | FI120157B (en) |
| PE (1) | PE20091539A1 (en) |
| PL (1) | PL213990B1 (en) |
| WO (1) | WO2009077651A1 (en) |
Families Citing this family (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102605191B (en) | 2012-04-16 | 2013-12-25 | 阳谷祥光铜业有限公司 | Method for directly producing row copper by copper concentrate |
| FI124912B (en) | 2012-04-16 | 2015-03-31 | Outotec Oyj | A method for treating metallurgical slags of non-ferrous metals |
| FI124028B (en) * | 2012-06-13 | 2014-02-14 | Outotec Oyj | Process and arrangement for refining copper concentrate |
| JP6032496B2 (en) * | 2013-12-06 | 2016-11-30 | 住友金属鉱山株式会社 | Method for producing selenium from copper electrolytic slime |
| CL2014000174A1 (en) * | 2014-01-23 | 2014-06-27 | Coinfa Ltda | A product based on recycled aluminum, useful in the foundries of the mining industry comprising a mixture of aluminum, indium, silicon, manganese, magnesium, zinc, silica, iron, copper and alumina, where the latter covers the surface of the product; and its uses |
| FI126583B (en) * | 2014-03-31 | 2017-02-28 | Outotec Finland Oy | Process and carrier for transporting reducing agent such as coke into a metallurgical furnace and production process for the carrier |
| FI126374B (en) * | 2014-04-17 | 2016-10-31 | Outotec Finland Oy | METHOD FOR THE PRODUCTION OF CATHODAL COPPER |
| WO2016171613A1 (en) * | 2015-04-24 | 2016-10-27 | Val'eas Recycling Solutions Ab | Method and furnace equipment for production of black copper |
| CN104878216A (en) * | 2015-05-21 | 2015-09-02 | 金隆铜业有限公司 | Copper smelting slag depletion method and system |
| CN105087955A (en) * | 2015-08-31 | 2015-11-25 | 桂林昌鑫机械制造有限公司 | Method for directly producing blister copper through copper concentrate |
| WO2018015611A1 (en) | 2016-07-22 | 2018-01-25 | Outotec (Finland) Oy | Method for refining sulfidic copper concentrate |
| BE1025775B1 (en) | 2017-12-14 | 2019-07-11 | Metallo Belgium | Improved soldering production method |
| CN110669945B (en) * | 2019-10-17 | 2022-03-22 | 宝武集团环境资源科技有限公司 | Method for treating copper slag by using direct reduction of rotary hearth furnace and smelting reduction of ore-smelting electric furnace |
Family Cites Families (14)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FI63441C (en) * | 1976-02-23 | 1983-06-10 | Outokumpu Oy | FOERFARANDE FOER FRAMSTAELLNING AV RAOKOPPAR FRAON KOPPARMALM ELLER -KONCENTRAT INNEHAOLLANDE SKADLIGA ELLER EKONOMISKT SINIFIKANTA MAENGDER ANDRA ICKE-JAERNMETALLER |
| JPS5322115A (en) * | 1976-08-12 | 1978-03-01 | Mitsubishi Metal Corp | Continuous smelting method for copper |
| JPS61531A (en) * | 1984-06-12 | 1986-01-06 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | Method for smelting copper sulfide ore |
| CA1245460A (en) * | 1985-03-20 | 1988-11-29 | Carlos M. Diaz | Oxidizing process for sulfidic copper material |
| CA1245058A (en) * | 1985-03-20 | 1988-11-22 | Grigori S. Victorovich | Oxidizing process for copper sulfidic ore concentrate |
| FI71770C (en) * | 1985-05-31 | 1987-02-09 | Outokumpu Oy | Reduction of molten metallurgical slag continuously in an electric furnace. |
| US5449395A (en) * | 1994-07-18 | 1995-09-12 | Kennecott Corporation | Apparatus and process for the production of fire-refined blister copper |
| FI104838B (en) * | 1998-12-30 | 2000-04-14 | Outokumpu Oy | Process for producing crude copper in a suspension reactor |
| BR0016890A (en) * | 2000-01-04 | 2002-10-08 | Outokumpu Oy | Method for the production of blister copper in a suspended reactor |
| JP2002013723A (en) * | 2000-04-26 | 2002-01-18 | Nippon Steel Corp | Method and apparatus for treatment of waste molten- slag |
| FI115536B (en) * | 2001-09-21 | 2005-05-31 | Outokumpu Oy | A process for producing crude copper |
| FI114808B (en) * | 2002-05-03 | 2004-12-31 | Outokumpu Oy | Process for the processing of precious metal |
| FI116069B (en) * | 2002-06-11 | 2005-09-15 | Outokumpu Oy | Procedure for making raw cups |
| FI115638B (en) * | 2002-12-05 | 2005-06-15 | Outokumpu Oy | Procedure for treating slag |
-
2007
- 2007-12-17 FI FI20075920A patent/FI120157B/en active IP Right Grant
-
2008
- 2008-12-11 PE PE2008002057A patent/PE20091539A1/en active IP Right Grant
- 2008-12-15 EA EA201000893A patent/EA018279B1/en not_active IP Right Cessation
- 2008-12-15 WO PCT/FI2008/050735 patent/WO2009077651A1/en active Application Filing
- 2008-12-15 AU AU2008337430A patent/AU2008337430B2/en active Active
- 2008-12-15 JP JP2010538807A patent/JP2011506777A/en active Pending
- 2008-12-15 CN CN200880121165.7A patent/CN101903543B/en active Active
- 2008-12-15 PL PL392792A patent/PL213990B1/en unknown
- 2008-12-15 CN CN201610207726.1A patent/CN105936980A/en active Pending
- 2008-12-15 BR BRPI0821242A patent/BRPI0821242B1/en not_active IP Right Cessation
- 2008-12-16 CL CL2008003744A patent/CL2008003744A1/en unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PE20091539A1 (en) | 2009-10-29 |
| CN101903543A (en) | 2010-12-01 |
| JP2011506777A (en) | 2011-03-03 |
| CN105936980A (en) | 2016-09-14 |
| CL2008003744A1 (en) | 2009-11-27 |
| EA201000893A1 (en) | 2010-12-30 |
| EA018279B1 (en) | 2013-06-28 |
| FI20075920A (en) | 2009-06-18 |
| PL213990B1 (en) | 2013-06-28 |
| CN101903543B (en) | 2020-07-28 |
| BRPI0821242B1 (en) | 2019-09-10 |
| PL392792A1 (en) | 2011-02-28 |
| BRPI0821242A2 (en) | 2015-06-16 |
| AU2008337430B2 (en) | 2013-03-28 |
| AU2008337430A1 (en) | 2009-06-25 |
| WO2009077651A1 (en) | 2009-06-25 |
| FI20075920A0 (en) | 2007-12-17 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| FI120157B (en) | A process for refining copper concentrate | |
| JP5467142B2 (en) | Method for producing crude copper directly from copper concentrate | |
| KR20130114722A (en) | Method for recovering valuable metal | |
| KR20130116926A (en) | Valuable metal recovery method | |
| JP2018145479A (en) | Recovery method of platinum group metals | |
| CN106222426B (en) | A kind of method of separation of Silver, selenium and tellurium in converter flue dust from alloy | |
| FI114808B (en) | Process for the processing of precious metal | |
| EA031689B1 (en) | Method for producing cathode copper | |
| MXPA02006652A (en) | Method for the production of blister copper in suspension reactor. | |
| FI115638B (en) | Procedure for treating slag | |
| JP2005536629A (en) | Crude copper production method | |
| JP2527914B2 (en) | Smelting of non-ferrous sulfide | |
| JP7311683B1 (en) | Method and system for combining copper slag recycling and CO2 mineralization with solid industrial waste | |
| JP4512838B2 (en) | Metal recovery method | |
| CN107355764A (en) | A kind of method of pyrometallurgy afterheat of slags recovery | |
| JP4026299B2 (en) | Continuous copper smelting furnace and continuous copper smelting method | |
| JP5726618B2 (en) | Method for treating tin-containing copper | |
| KR100208063B1 (en) | Recovering method of copper inmolten metal | |
| JP4111126B2 (en) | Dob treatment method for non-ferrous smelting furnace | |
| JPH09263850A (en) | Operation of copper smelting furnace | |
| RU2294972C1 (en) | Method of re-working of lead-containing industrial wastes | |
| JP5518775B2 (en) | Processing method for copper containing iron and tin | |
| JP2003253349A (en) | Process for operating copper converter | |
| RU2007141059A (en) | METHOD FOR ISOLATING SULFUR | |
| JPS60246214A (en) | Production of kish graphite |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| FG | Patent granted |
Ref document number: 120157 Country of ref document: FI |