FI71955C

FI71955C - ROSTING AV KOPPARANRIKNINGAR.

Info

Publication number: FI71955C
Application number: FI831728A
Authority: FI
Inventors: James Edward Hoffmann; Kohur Nagaraja Subramanian
Original assignee: Exxon Research Engineering Co
Priority date: 1983-05-17
Filing date: 1983-05-17
Publication date: 1987-03-09
Also published as: FI831728L; FI831728A0; FI71955B

Description

7195571955

Kuparirikasteiden pelkistysReduction of copper concentrates

Keksinnön kohteena on menetelmä kuparin talteenottamiseksi kuparipasutteestaThe invention relates to a method for recovering copper from copper roast

Perinteiset kuparin talteenottomenetelmät kuparia ja/tai kuparirautaa sisältävistä rikasteista käsittävät niiden sulattamisen kuonaa muodostavien lisäaineiden kanssa lieska-uunissa tai liekkisulatusuunissa kuparirautasulfidia sisältävän kuparikiven muodostamiseksi. Tätä kuparikiveä puhalletaan sitten ilmalla, ns. konvertointivaihe, raakakuparin muodostamiseksi, mikä edelleen puhdistetaan liekkiraffinoinnilla ja valetaan sitten anodeiksi viimeiseksi tapahtuvaa elektrolyyttistä kuparin puhdistusta varten.Conventional methods for recovering copper from copper and / or copper-iron-containing concentrates involve melting them with slag-forming additives in a flame furnace or flame melting furnace to form a copper rock containing copper ferrous sulfide. This copper rock is then blown with air, the so-called a conversion step, to form crude copper, which is further purified by flame refining and then cast into anodes for the final electrolytic copper purification.

Tässä perinteisessä kuparin talteenottamismenetelmässä on se merkittävä haittapuoli, että rikki poistuu rikkidioksidina menetelmän monessa eri vaiheessa. Pääosa lieskasulatuksen aikana poistuneesta rikistä on konsentraatiotasoltaan niin alhaista, ettei ole yleensä käytännöllistä ottaa talteen poistunutta rikkidioksidia sivutuotteiden, kuten rikkihapon, nestemäisen SC>2 tai alkuainerikin talteenottamiseksi. Tämä rikkidioksidi poistuu yleensä ympäröivään ilmaan ja on siten hukkaan heitettyä. Lisäksi tämän rikkidioksidin poistuminen ympäröivään ilmaan lisää ilman laadun huononemista. Edelleen perinteinen kuparin sulatus edellyttää, että sulanut kupari-kivi ja kuona kuljetetaan kauhalla konverttereiden ja primäärisen sulatusyksikön (esim. lieskauunin tai liekkisulatusuunin) välillä. Näitten kuljetusten aikana sulanut kuparikivi- ja kuonafaasit voivat savuta runsaasti aiheuttaen yhdessä poistuneen rikkidioksidin kanssa työpaikalla ympäristöongelmia. Ilmastointi ja kaasunpuhdistuskustannukset yhdistettynä riittävän suojan takaamiseksi sekä työpaikalla että ympäristössä edustavat varsin huomattavia kustannuseriä nykypäivän sulatoille.This traditional copper recovery process has the significant disadvantage that sulfur is removed as sulfur dioxide at many different stages of the process. The majority of the sulfur removed during flame smelting is so low that it is generally not practical to recover the sulfur dioxide removed to recover by-products such as sulfuric acid, liquid SC> 2 or elemental sulfur. This sulfur dioxide usually escapes into the ambient air and is thus wasted. In addition, the release of this sulfur dioxide into the ambient air increases the quality of the air. Furthermore, conventional copper smelting requires that the molten copper rock and slag be transported by bucket between the converters and the primary smelting unit (e.g., a flame furnace or flame smelting furnace). During these transports, the molten copper rock and slag phases can smoke in large quantities, together with the sulfur dioxide removed, causing environmental problems in the workplace. Air conditioning and gas cleaning costs combined to provide adequate protection in both the workplace and the environment represent quite significant cost items for today’s smelters.

7195571955

Viime vuosina on esitetty useita keinoja prosessitalouden ja kuparisulfidimalmien sulattamisen parantamiseksi. Tässä yhteydessä on referoitu US-patentteja 3 589 892, 3 799 764, 3 857 701 ja 4 006 010 esimerkkeinä vaihtoehtoisista prosesseista esittäen samalla eräitä haittapuolia, joita liittyy perinteiseen kuparisulf idin sulatukseen. Huolimatta eduista, joita on saavutettu, näillä menetelmillä on rajoituksia ja/tai haittapuolia, jotka on helposti havaittavissa verrattuna tämän hakemuksen mukaiseen menetelmään.In recent years, several ways to improve process economy and smelting copper sulfide ores have been proposed. In this context, U.S. Patents 3,589,892, 3,799,764, 3,857,701 and 4,006,010 have been referenced as examples of alternative processes, while disclosing some of the disadvantages associated with conventional copper sulfide smelting. Despite the advantages achieved, these methods have limitations and / or disadvantages that are easily discernible compared to the method of this application.

Esimerkiksi US-patentissa 4 006 010 esitetään tarkoin muodoiltaan määritelty sulatusuuni, jolloin prosessin mekaaninen monimutkaisuus lisääntyy, ja tämä puolestaan samanaikaisesti vähentää prosessin joustavuutta. Lisäksi vaaditaan uunisulatusoperaatiota varten vaihe panoksen valmistamiseksi, jolloin pääomakustannukset ja prosessivaiheet lisääntyvät.For example, U.S. Patent 4,006,010 discloses a well-defined melting furnace, thereby increasing the mechanical complexity of the process, which in turn simultaneously reduces the flexibility of the process. In addition, a furnace smelting operation requires a step to produce a batch, thereby increasing capital costs and process steps.

US-patentissa 3 857 701 on turvauduttu sähköuunisulatukseen, mikä taas vähentää prosessin joustavuutta, lisää prosessin mekaanista monimutkaisuutta ja edelleen lisää huomattavasti engergiakustannuksia.U.S. Patent 3,857,701 relies on electric furnace melting, which in turn reduces process flexibility, increases the mechanical complexity of the process, and further significantly increases energy costs.

Näiden ja muiden syiden vuoksi on olemassa tarve uudesta ja parannetusta menetelmästä kuparirikasteiden käsittelemiseksi pyrometallurgisin menetelmin kuparin talteenottamiseksi.For these and other reasons, there is a need for a new and improved method for treating copper concentrates by pyrometallurgical methods for copper recovery.

Esillä olevalle keksinnölle on tunnusomaista, että käytetään hienojakoista kuparipasutetta, jonka partikkelikoko on pienempi kuin noin 23,6 aukkoa (60 US-mesh), ja syötetään pasute pelkistävään cm liekkisulatusvyöhykkeeseen siinä tapahtuvaa pelkistystä varten, jolloin pasute syötetään mainittuun vyöhykkeeseen happea sisältävän kaasun ja pelkistysaineen kanssa ja jolloin kaasua ja pel-kistysainetta on läsnä riittävässä määrin aikaansaamaan pasutteen pelkistyksen, jolloin syntyy raakakuparia.The present invention is characterized in that a finely divided copper roast having a particle size of less than about 23.6 orifices (60 US mesh) is used and the calcine is fed to a reducing cm flame smelting zone for reduction therein, the calcine being fed to said zone with oxygen-containing gas and and wherein the gas and reducing agent are present in an amount sufficient to effect reduction of the calcine to form crude copper.

Keksinnön toisessa sovellutusmuodossa kuparirikaste perkipasutetaan ja siten saatu kuparipasute saatetaan alttiiksi pelkistävälle liekkisulatukselle.In another embodiment of the invention, the copper concentrate is percutaneously baked and the copper calcine thus obtained is subjected to a reductive flame melting.

7195571955

Energiatarpeitten vähenemisen, vähenevien ympäristöhaittojen ja kaasun käsittelyn yksinkertaistumisen ohella tämän keksinnön mukainen menetelmä välttää perinteisen sulatus-ongelman, jossa vaaditaan hapettavia olosuhteita rikin polttamiseksi pois ja raudan hapettamiseksi ja samanaikaisesti vaaditaan pelkistäviä olosuhteita kuparihäviöiden minimoimiseksi sulissa kuonissa pitämällä huoli kaiken raudan hapettumisesta ja kaiken kuparirikasteessa läsnäolevan rikin poistamisesta yksinkertaisella menetelmävaiheella, edullisesti leijukerrospasutusvaiheella, jota seuraa kaiken pasutetun tuotteen kuparimäärän pelkistys perkipasutetun pasutteen pelkistävällä liekkisulatuksella käyttäen happea koksin, kivihiilen tai muun pelkistävän aineen avulla. Sen jälkeen saatu kupari käsitellään perinteisellä liekkiraffi-noinnilla ja valetaan anodikupariksi seuraavaa elektrolyyttistä puhdistusta varten.In addition to reducing energy requirements, reducing environmental impact, and simplifying gas handling, the process of this invention avoids the traditional smelting problem of requiring oxidizing conditions to burn sulfur and oxidize iron while requiring reducing conditions to minimize copper loss in molten slag. by a simple process step, preferably a fluidized bed roasting step, followed by reduction of the total amount of copper in the roasted product by reductive flame smelting of the overs roasted roast using oxygen with coke, coal or another reducing agent. The resulting copper is then treated with conventional flame refining and cast into anode copper for subsequent electrolytic purification.

Keksinnön parempi kuvaus kaikkine vaihtoehtoineen esitetään seuraavassa yksityiskohtaisessa selostuksessa yhdessä mukana olevan piirustuksen kanssa.A better description of the invention, with all its alternatives, is set forth in the following detailed description, taken in conjunction with the accompanying drawings.

Oheinen kuva esittää virtauskaaviota keksinnön mukaisen paremman sovellutusmuodon toteuttamiseksi.The accompanying figure shows a flow chart for implementing a better embodiment according to the invention.

Viitaten nyt piirustukseen, kuparirautasulfidirikaste johdetaan putkessa 1 pasutusvyöhykkeeseen, missä se pasutetaan sellaisissa olosuhteissa, että oleellisesti kaikki pasutus-uunin poistokaasussa oleva rikki poistuu johtoa 2 pitkin, kuten myös muiden haihtuvien epäpuhtauksien, kuten esim. vismutin, seleenin, arseenin ja antimonin poistamisen edistämiseksi, näitä kun yleensä esiintyy kuparirautasulf idirikasteissa.Referring now to the drawing, the copper ferrous sulfide concentrate is passed in a pipe 1 to a roasting zone where it is roasted under conditions such that substantially all sulfur in the roasting furnace exhaust gas is removed along line 2, as well as other volatile contaminants such as bismuth, selenium, arsenic when usually present in copper ferrous sulfide concentrates.

Esillä olevan keksinnön mukaisesti parannettu pasutusmene-telmä on leijukerrospasutus, johon voidaan syöttää yhtä hyvin kuivia kuin märkiä rikasteita. Näin ollen malmi-rikaste voidaan syöttää putkea 1 pitkin suoraan perki-pasutusvyöhykkeeseen, jolloin ei esiinny tarvetta malmi- 4 71955 rikasteen kuivattamiseksi eikä tätä varten tarvittiin laitteisiin, eikä myöskään kuivausoperaation vaatimiin polttoainetarpeisiin. Tämä tietysti on selvä vastakohta perinteiseen lieska-sulatukseen verrattuna, missä kuparikaste on kuivattava pienempään kuin 1 %:n kosteuteen. Täten kuparirautasulfidimalmirikaste, joka sisältää esimerkiksi 15-40 % kuparia ja edullisesti 20-30 % kuparia, syötetään leijukerros-perkipasutusvyöhykkeeseen, missä se saatetaan leijumaan nousevan hapettavan kaasun, kuten ilman avulla, ja rikaste hapettuu siellä 850-950°C:n lämpötilassa. Malmi-rikasteen perkipasutus viedään sellaiseen pisteeseen asti, että malmin rikkipitoisuus on yleensä noin 2 % ja edullisesti alle 1 %.According to the present invention, the improved roasting method is a fluidized bed roasting, to which both dry and wet concentrates can be fed. Thus, the ore concentrate can be fed along the pipe 1 directly to the perch roasting zone, so that there is no need to dry the ore concentrate and no equipment was required for this, nor the fuel requirements required for the drying operation. This, of course, is the clear opposite of traditional flame smelting, where the copper concentrate must be dried to a moisture content of less than 1%. Thus, a copper-ferrous sulphide ore concentrate containing, for example, 15-40% copper and preferably 20-30% copper is fed to a fluidized-bed roasting zone where it is suspended by an ascending oxidizing gas such as air, and the concentrate is oxidized there at 850-950 ° C. The perforation of the ore concentrate is carried out to such a point that the sulfur content of the ore is generally about 2% and preferably less than 1%.

Lämmön talteenotto leijukerrospasutusuuneista saadaan jätelämpö-kattiloiden avulla, jolloin saadaan talteen lähes kaikki rikasteiden leijukerros-perkipasutusvyöhykkeessä aiheutuneesta palamis-energiasta.Heat recovery from fluidized bed roasting furnaces is obtained by means of waste heat boilers, whereby almost all of the combustion energy generated in the fluidized bed bed roasting zone of concentrates is recovered.

Pasutusvyöhykkeestä saatu pasute syötetään esimerkiksi putkea 3 pitkin pelkistävään liekkisulatusuuniin. Tämän keksinnön mukaisessa menetelmässä todellakin voidaan pelkistävästä liekkisulattaa mitä tahansa hienoksi jauhettua kuparipasutetta, esim. pasutetta, jonka seulan aukkojen lukumäärä on vähemmän kuin n. 23,6 aukkoa cm (60 mesh) ja edullisesti 79-128 aukkoa (200-325 mesh) (US-seula- cm koko. On kuitenkin erityisen edullista, että hienoksi jauhettu pasute saadaan kuparirikasteen leijukerrospasuttamisella.The calcine obtained from the roasting zone is fed, for example, along a pipe 3 to a reducing flame melting furnace. Indeed, in the process of this invention, any finely ground copper roast can be melted from the reducing flame, e.g., a roast having a number of screen openings of less than about 23.6 openings cm (60 mesh) and preferably 79-128 openings (200-325 mesh). However, it is particularly preferred that the finely ground roast is obtained by fluid bed roasting of copper concentrate.

Palataksemme esillä olevan keksinnön mukaisen parannetun menetelmän kuvaukseen, pelkistävä liekkisulatusvyöhyke käsittää edullisesti uunin, jossa on 4 liekkisulatustyyppiä olevaa poltinta, kaksi asennettuna uunin kumpaankin päähän pasutteen johtamiseksi uuniin. Pulverin muodossa oleva kivihiili ja happea sisältävä kaasu lisätään samojen poltinten kautta. Normaalisti happea sisältävä kaasu sisältää 50-100 tilavuus-% happea ja edullisesti 85-98 tila-vuus-% happea. Happea sisältävä kaasu kuljettaa paineen- 5 71955 alaisena kivihiilipasutesekoituksen poltinten kautta uuniin, missä sekoituksen hehkuttaminen ja pelkistäminen tapahtuvat. Esimerkiksi uunin, joka tuottaa 450 MTPD kuparia, pinta-ala on noin 32 m , jolloin siinä on keskellä kaasuhormi. Täydellinen uuni on ympäröity hitsatulla 9,5 mm paksulla teräs-kuorella, jolloin kattokuoren ja tulenkestävien aineiden väliin jää 15,2 cm:n ilmarako. Uunissa on joustava kaari-katto ja uunin keskiosan alueella on vesijäähdytetyt kupari-vaipat. Uunin seinät ovat tyypillisesti kromimagnesiitti-tiiltä. Uunin pohja on magnesiittitiiltä, ja se on kalteva kuparikiven poistamisen mahdollistamiseksi kuumennettua ränniä pitkin. Kuparikivi johdetaan esim. pelkistävästä liek-kisulatuksesta anodiuuniin johtoa 7 pitkin. Liekkisulatus-vyöhykkeessä vallitsevissa miedosti pelkistävissä olosuhteissa osa pasutesyötön rikistä menee savukaasuun (joka poistetaan putkea 4 pitkin) ja loppu reagoi kuparin kanssa (poistetaan putkea 7 pitkin). Vaihtoehtoisesti systeemi voi tapahtua riittävän pelkistävissä olosuhteissa, jotta kaikki rikki yhtyy kupariin kuparikivikerroksena.Returning to the description of the improved method of the present invention, the reducing flame melting zone preferably comprises a furnace having 4 burners of the flame melting type, two mounted at each end of the furnace for conducting the roast to the furnace. Coal and oxygen-containing gas in powder form are added through the same burners. Normally the oxygen-containing gas contains 50 to 100% by volume of oxygen and preferably 85 to 98% by volume of oxygen. The oxygen-containing gas conveys the coal roast mixture under pressure through burners to a furnace where the annealing and reduction of the mixture takes place. For example, a furnace producing 450 MTPD of copper has an area of about 32 m, with a gas flue in the middle. The complete furnace is surrounded by a welded 9.5 mm thick steel shell, leaving a 15.2 cm air gap between the roof shell and the refractories. The furnace has a flexible arched roof and there are water-cooled copper sheaths in the center of the furnace. Furnace walls are typically chromium magnesite brick. The bottom of the furnace is made of magnesite brick and is inclined to allow the removal of copper rock along the heated chute. The copper rock is led, for example, from a reducing flame smelting to an anode furnace along line 7. Under the mildly reducing conditions prevailing in the flame smelting zone, some of the sulfur from the roast feed enters the flue gas (which is removed along line 4) and the remainder reacts with copper (removed along line 7). Alternatively, the system can take place under sufficiently reducing conditions for all the sulfur to coalesce with the copper as a layer of copper rock.

Tässä tapauksessa kuparikivestä poistetaan kuona, jäähdytetään, murskataan ja palautetaan pasutusuuniin putkea 6 pitkin.In this case, the copper rock is removed from the slag, cooled, crushed and returned to the roasting furnace along the pipe 6.

Siis kuten kuvasta näkyy, kuona poistetaan liekkisulatus-vyöhykkeestä putkea 5 pitkin. Lisäksi kuvasta voi havaita, että pasutusvyöhykkeestä putkea 2 pitkin poistetut poisto-kaasut on yhdistetty putkea 3 pitkin liekkisulatusuunin poistokaasujen kanssa. Normaaleissa käyttöolosuhteissa ympäröivän ilman ollessa leijuttavana ja hapettavana väliaineena rikaste, joka sisältää 28 % Cu, 26,5 % Fe ja 33.5 % rikkiä, tuottaa pasutusuunin kaasua, jossa on noin 11.5 % SO2. Tämä rikaste on riittävän korkea-asteista, kaiken liekkipelkistysuunin poistokaasujen yhtymisen sallimiseksi, samalla kun pidetään yllä rikkidioksidiväke-vyyttä, joka on riittävän korkea kaksoiskosketus kaksois-absorptiorikkihappotehtaan autogeenisen toimimisen varmistamiseksi. Kyky yhdistää käytännöllisesti katseen kaikki poistokaasut (sekä pasutus- että liekkipelkistysvyöhyk- 6 71955 keestä) ja silti saavuttaa SC^-taso, joka sallii autogeeni-sen happotehtaan toimimisen, on tämän menetelmän huomattava etu, joka saadaan aikaan asettamalla rinnakkain pasutteen leijukerrospasutus ja happiliekkipelkistys.Thus, as shown in the figure, the slag is removed from the flame smelting zone along the pipe 5. In addition, it can be seen from the figure that the exhaust gases removed from the roasting zone along the pipe 2 are connected along the pipe 3 with the exhaust gases of the flame melting furnace. Under normal operating conditions, with the ambient air as the fluidizing and oxidizing medium, the concentrate, which contains 28% Cu, 26.5% Fe and 33.5% sulfur, produces roasting furnace gas with about 11.5% SO2. This concentrate is of a sufficiently high degree to allow all the flue-reduction furnace exhaust gases to coalesce, while maintaining a sulfur dioxide concentration high enough double contact to ensure autogenous operation of the double-absorption sulfuric acid plant. The ability to combine virtually all of the gaseous exhaust gases (from both roasting and flame reduction zones) and still achieve an SC 2 level that allows the autogenous acid plant to operate is a significant advantage of this method by coexisting the fluidized bed roasting of the calcine and oxygen flame.

Johtoa 7 pitkin poistettu kupari voidaan, kuten kuvasta näkyy, valaa anodeiksi ja lähettää sitten linjaa 8 pitkin kuparin puhdistamoon.The copper removed along line 7 can, as shown in the figure, be cast into anodes and then sent along line 8 to a copper refinery.

Keksintöä kuvataan edelleen viittamalla seuraavaan edulliseen suoritusmuotoon.The invention is further described with reference to the following preferred embodiment.

Tässä tapauksessa on käytössä kaksi linkosyöttöleijukerros-pasutinta. Täten vältetään syötön kuivauksen välttämättömyys ja siten saavutetaan merkittäviä kustannusten säästöjä, kun ei tarvita kuivaajaa.In this case, two centrifugal feed fluidized bed roasters are used. This avoids the need to dry the feed and thus achieves significant cost savings when no dryer is required.

22

Molemmilla pasuttimilla on uunin pinta-ala n. 140 m . Pasu-tin sijaitsee molempien pelkistysuunien päissä pasutteen siirtämisen yksinkertaistamiseksi ja lämpöhäviöiden minimoimiseksi.Both roasters have an oven area of approx. 140 m. The roaster is located at the ends of both reduction furnaces to simplify the transfer of the roaster and minimize heat loss.

Pasutus tapahtuu 877°C:n lämpötilassa käyttäen ilmaa 1,4 ilmakehän paineessa pasutteen tuottamiseksi, jossa on 29,9 % Cu,0,16 % rikkiä sulfidina ja 0,32 % rikkiä sulfaattina, pasutteen kokonaisrikkipitoisuuden ollessa 0,48 %. Luonnon-kaasua poltetaan pasuttimen kaasun poistohormin poisto-putkessa riittävän happimäärän käyttämiseksi ja uuden sulfaatin muodostumisen estämiseksi.Roasting takes place at a temperature of 877 ° C using air at 1.4 atmospheric pressure to produce a roast with 29.9% Cu, 0.16% sulfur as sulphide and 0.32% sulfur as sulphate, with a total sulfur content of 0.48%. Natural gas is burned in the exhaust pipe of the gasifier of the roaster of the roaster to use a sufficient amount of oxygen and to prevent the formation of new sulphate.

Pasutetta otetaan talteen jätelämpökattilasta ja pasuttimen patjan ylivuodosta keskimäärin noin 944 tonnia/päivä/ pasutin. Noin 75 % pasutteesta joutuu jätelämpökattilaan.The average amount of roast is recovered from the waste boiler and the overflow of the roaster of the roaster of the roaster is about 944 tons / day / roaster. About 75% of the calcine ends up in a waste heat boiler.

Pasute kootaan kolakuljettimella ja pudotetaan eristettyjen syöttöputkien kautta pelkistysuunipolttimien yläpuolella oleviin eristettyihin pasutevarastosäiliöihin. Arvioidaan, 7 71 955 että pasutteen syöttö pelkistysuunin polttimiin tapahtuu noin 420°C:n lämpötilassa. On kuitenkin ymmärrettävää, että pasute voi olla alemmassa lämpötilassa, jolloin tarvitaan enemmän öljyä kyseessä olevan menetelmän suorittamiseksi.The roast is collected on a cola conveyor and dropped through insulated feed pipes into insulated roastery storage tanks above the reduction furnace burners. It is estimated that 7 71 955 of the calcine is fed to the burner furnace burners at a temperature of about 420 ° C. However, it will be appreciated that the calcine may be at a lower temperature, requiring more oil to perform the process in question.

Pasuttimesta tuleva poistokaasu, joka sisältää noin 11,6 % SO2, jäähdytetään 877°C:n lämpötilasta 327°C:een jätelämpö-kattilassa, jolloin saadaan 36,8 tonnia höyryä/päivä 48 absoluuttisen ilmakehän paineessa ja 260°C:ssa.The exhaust gas from the roaster, which contains about 11.6% SO2, is cooled from 877 ° C to 327 ° C in a waste heat boiler to give 36.8 tons of steam / day at 48 absolute atmospheric pressure and 260 ° C.

Lopullinen pölyn puhdistus suoritetaan elektrostaattisessa saostimessa ja pöly, jota saadaan noin 49 tonnia/päivä/ pasutin, palautetaan syöttöön.The final dust cleaning is performed in an electrostatic precipitator and the dust obtained at about 49 tons / day / roaster is returned to the feed.

Puhdistettu pasutuskaasu yhdistetään alhaisen S02-pitoisuu-den omaavaan kaasuun, joka tulee pelkistysuunista ja lähetetään happotehtaalle.The purified roasting gas is combined with a low SO2 gas coming from a reduction furnace and sent to an acid plant.

Pasute ja sulatusaine syötetään pelkistysuuniin 420°C:ssa, käyttäen neljää poltinta, kaksi uunin kumpaankin päähän asennettuna. Pulverimainen hiili ja kaupallinen happo puhtaudeltaan S5 %:n luokkaa, lisätään samojen poltinten kautta riittävässä määrin pasutteessa olevan kuparioksidin pelkistämiseksi kupariksi ja näin saadun kuparin sulatta-miseksi, so. riittävässä määrin pasutteessa olevan kupari-oksidin pelkistämiseksi kuparimetalliksi ja sellaisten rautaoksidien, kuten hematiitin ja magnetiitin, joita on läsnä pasutteessa, pelkistämiseksi fajaliitiksi ja suhteen pC02/pC0 = 30 pitämiseksi uunin ilmassa ja uunin lämpötilassa 1227°C.The roast and melt are fed to a reduction furnace at 420 ° C, using four burners, two mounted at each end of the furnace. Powdered carbon and a commercial acid of the order of S5% purity are added through the same burners in sufficient quantities to reduce the copper oxide in the calcine to copper and to melt the copper thus obtained, i. sufficient to reduce the copper oxide in the roast to copper metal and to reduce iron oxides such as hematite and magnetite present in the roast to faylite and to maintain a pCO 2 / pCO = ratio of 30 in the furnace air and at a furnace temperature of 1227 ° C.

Raakakupari, joka sisältää 98,9 % Cu ja noin 1 % S, ylävirtaa jatkuvasti hapolla, ja kuljetetaan ränniä pitkin 459 tonnia päivässä anodiuuneihin. Uunikuona, jossa on Cu n. 4,9 %, virtaa sulun yli ja kuljetetaan siirtimellä kuonan jäähdytyspaikalle. Päivittäin syntyy 1078 tonnia kuonaa.Crude copper, containing 98.9% Cu and about 1% S, is continuously upstream with acid, and is transported along a chute at 459 tons per day to anode furnaces. Furnace slag with a Cu of about 4.9% flows over the barrier and is conveyed by a conveyor to the slag cooling site. 1,078 tons of slag are produced daily.

8 719558 71955

Uunin ilmatilassa oleva jäännös-CO poltetaan laskemalla pieni määrä happea uunin savuhormiin. Liekkipelkistysuunin jätelämpökattila vähentää poistokaasun lämpötilan 1227°C:sta 350°C:een tuottaen 12,4 tonnia höyryä 48 absoluuttisen ilmakehän paineessa ja 260°C:n asteessa.Residual CO in the furnace air space is burned by lowering a small amount of oxygen into the furnace flue. The waste heat boiler of the flame reduction furnace reduces the exhaust gas temperature from 1227 ° C to 350 ° C, producing 12.4 tons of steam at 48 absolute atmospheric pressure and 260 ° C.

Nyt 65,3 % CC>2 ja 1,1 % S0^ sisältävä uunin poistokaasu puhdistetaan elektrostaattisessa saostimessa ja yhdistetään korkeamman SC^-pitoisuuden omaavaan pasutinten kaasuun. Yhdistetty kaasuvirta syötetään kaksoiskatalyysihappoteh-taalle.Now the furnace exhaust gas containing 65.3% CCl 2 and 1.1% SO 2 is purified in an electrostatic precipitator and combined with a roaster gas with a higher SC 2 content. The combined gas stream is fed to a double catalytic acid plant.

Uunikuona, joka sisältää keskimäärin 4,9 % Cu, puhdistetaan ennen sen hylkäämistä. Käytetään ns. hidasjäähdytys-vaahdo-tuskuonanpuhdistusvaihetta.Furnace slag, which contains an average of 4.9% Cu, is cleaned before being discarded. The so-called slow cooling-foaming-tuskuonanpuhdistusvaihetta.

Uunista tuleva raakakupari virtaa suoraan lämmitettyä ränniä pitkin toiseen kahdesta anodiuunista.The raw copper from the furnace flows directly along the heated chute to one of the two anode furnaces.

Rikki poistetaan raakakuparista puhaltamalla ilmaa, käyttäen tunnettua menetelmää. Hämmentäminen suoritetaan käyttämällä parannettua luonnonkaasua.Sulfur is removed from the crude copper by blowing air, using a known method. Stirring is performed using enhanced natural gas.

Anodituotannossa käytetään joko Walkerin pyörä- tai Hazelettin jatkuvaa valulinjaa.Anode production uses either a Walker wheel or a Hazelett continuous casting line.

Kuten edellä olevasta esityksestä olisi jo pitänyt käydä ilmi, keksinnön mukaisella menetelmällä saavutetaan seuraa-vat edut: a) käytännöllisellä tavalla saadaan suoritetuksi klassinen sulatusongelma, jossa vaaditaan hapettava ympäristö rikin poispolttamiseksi ja raudan hapettamiseksi ja samanaikaisesti vaaditaan pelkistävä ympäristö kuparihäviöiden minimoimiseksi sulatuskuoniin; b) ympäristöhaitat ovat vähentyneet, koska emittoitunut SC>2 on riittävän korkeapitoisuuksista sen talteenottami-seksi happotehtaaseen; 9 71 955 c) kaasujen käsittely on yksinkertaistunut huomattavasti, erityisesti koska käsitellyt kaasumäärät ovat vähentyneet verrattuna normaaliin kuparipasutteiden sulattamiseen happiliekkipelkistykselläj d) energiakustannukset ovat vähentyneet huomattavasti; e) menetelmä soveltuu erityisesti suoritettavaksi jatkuvana; ja f) haihtuvat säteilyt on tehokkaasti eliminoitu muotoilemalla konvertteri sopivasti.As should have been shown from the above description, the process according to the invention achieves the following advantages: a) practically achieves the classical smelting problem, which requires an oxidizing environment for burning sulfur and oxidizing iron and at the same time requiring a reducing environment to minimize copper losses to smelting slags; (b) the environmental damage is reduced because the emitted SC> 2 is of sufficiently high concentrations to be recovered at the acid plant; 9 71 955 (c) the treatment of gases has been considerably simplified, in particular because the quantities of gas treated have been reduced compared with the normal smelting of copper roots by oxygen flame reduction; (d) energy costs have been significantly reduced; (e) the method is particularly suitable for continuous performance; and f) volatile radiation is effectively eliminated by appropriately shaping the converter.

Claims

1. A method for collecting blaster copper of copper stainless steel, characterized in that finely divided copper stainless steel with a particle size of less than about 23.6 openings (60 US mesh) cm is used and the stainless steel is measured in a reducing flame melting zone for reduction therein. The stainless steel is measured in said zone together with an oxygen-containing gas and a reducing agent, and sufficient gas and reducing agents are present to effect the reduction of the stainless steel, whereby blaster cups are obtained. 12 71 955

Method according to claim 1, characterized in that the particle size of the copper pax rust is between 79 and 128 openings (200-325 US raesh). cm

Process according to claim 2, characterized in that the oxygen-containing gas contains about 50-100% by volume of oxygen.

4. A process according to claim 1, characterized in that the rusting is produced by dead roasting an ore concentrate containing copper and iron sulphides, said dead roasting being carried out in the presence of an oxygen-containing gas at a temperature sufficiently high to convert it. in the ore the copper and the iron sulphide are in stainless steel.

Process according to claim 4, characterized in that the oxygen-containing gas contains 50-100% by volume of oxygen.

6. A process according to claim 5, characterized in that the SO 2 -containing gases generated during the roasting and flame melting are combined for sustained recovery.

Process according to Claim 5, characterized in that the ore concentrate is atomized to fluidizable particle sizes and that the ore at the concentrate's dead roasting is fluidized by the oxygen-containing gas.

Process according to claim 1, characterized in that the ore concentrate is selected from wet and slurry concentrates.

9. A process according to claim 1, characterized in that the rust is obtained by producing fluidizable particle sizes of the ore concentrate containing copper and iron sulphide, by fluidizing and dead roasting the ore with an oxygen.