JP2000129369A - Method for controlling reducing degree in copper flash smelting furnace - Google Patents

Method for controlling reducing degree in copper flash smelting furnace

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JP2000129369A
JP2000129369A JP30925598A JP30925598A JP2000129369A JP 2000129369 A JP2000129369 A JP 2000129369A JP 30925598 A JP30925598 A JP 30925598A JP 30925598 A JP30925598 A JP 30925598A JP 2000129369 A JP2000129369 A JP 2000129369A
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Abstract

PROBLEM TO BE SOLVED: To stabilize the degree of reduction in a furnace by keeping coke quantity staying in a settler part to always constant, in a flash smelting furnace operation which injects copper concentrate, coke, flux and the other charging material together with oxygen-enriched air by using a concentrate burner from the top part of a shaft. SOLUTION: In the case of changing the operational condition during operation of the flash smelting furnace, a convergent calculations of the copper grade in a matte and the combustion ratio of the coke, are executed from a thermal balance and an oxygen balance in the shaft 2. Based on the obtd. combustion ratio of the coke, the feedback is executed so that the coke quantity staying in a slag 6 layer in the settler 3 becomes constant, and the supplying quantity of the coke from the concentrate burner is controlled.

Description

【発明の詳細な説明】DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION

【0001】[0001]

【発明の属する技術分野】本発明は、自溶炉が備えたシ
ャフトの頂部から精鉱バーナを用いて銅精鉱、コーク
ス、フラックスその他の装入物を酸素富化空気と一緒に
供給する銅製錬自溶炉における炉内還元度の制御方法に
関するものである。
The present invention relates to a copper smelting furnace which supplies copper concentrate, coke, flux and other charges together with oxygen-enriched air from a top of a shaft provided in a flash furnace using a concentrate burner. The present invention relates to a method for controlling a degree of reduction in a smelting furnace.

【0002】[0002]

【従来の技術】従来からシャフト、セットラおよびアッ
プテークからなる銅製錬自溶炉(以下、自溶炉という)
では、シャフトの頂部から精鉱バーナを用い、Cu、S等
の組成がなるべく均一となるように産地の異なる銅精鉱
を調合して得られる硫化銅精鉱(以下、銅精鉱とい
う)、フラックスその他の装入物および重油、微粉炭ま
たはコークス等の燃料を、予熱した酸素富化空気ととも
にシャフト内に吹き込み、熱源の大半を占める銅精鉱な
どの酸化による反応熱に燃料の燃焼熱を加えて,銅精鉱
などの溶解とシャフト内での酸化製錬を行い、硫化銅
(Cu2S)および硫化鉄(FeS )を主体とする溶体である
マットと、酸化鉄の珪酸塩を主体とした溶体であるスラ
グを産出する。この際、セットラ内での反応に伴って発
生する亜硫酸ガスは、アップテークを経て硫酸工場へ導
入され、硫酸製造の原料とされる。
2. Description of the Related Art Conventionally, a copper smelting flash furnace comprising a shaft, a settler and an uptake (hereinafter referred to as a flash furnace).
Then, using a concentrate burner from the top of the shaft, copper sulfide concentrate (hereinafter referred to as copper concentrate) obtained by blending copper concentrates with different production areas so that the composition of Cu, S, etc. is as uniform as possible Flux and other charges and fuel such as heavy oil, pulverized coal or coke are blown into the shaft together with preheated oxygen-enriched air, and the heat of combustion of the fuel is converted into the heat of reaction by oxidation of copper concentrate, which accounts for the majority of the heat source. In addition, dissolution of copper concentrate, etc. and oxidizing and smelting in the shaft are performed, and a mat consisting mainly of copper sulfide (Cu 2 S) and iron sulfide (FeS) and a silicate of iron oxide are mainly used. Produces a slag that is a solution. At this time, the sulfurous acid gas generated by the reaction in the setter is introduced into a sulfuric acid factory via an uptake, and is used as a raw material for sulfuric acid production.

【0003】このように、自溶炉は銅精鉱などの原料鉱
石の酸化反応熱を大半の熱源としているが、不足熱量を
補うために従来は重油を燃料として燃焼していた。しか
しながら、重油価格の高騰に伴い、代替固体炭素質原料
として、まず微粉炭が積極的に使用されるようになり、
さらに微粉炭からコークスへの燃料転換が進められ、現
在では 100%コークスを使用しての自溶炉の操業が行わ
れるようになった。
[0003] As described above, the flash smelting furnace mainly uses the heat of oxidation reaction of the raw material ore such as copper concentrate or the like, but in order to make up for the insufficient calorific value, it has conventionally burnt heavy oil as fuel. However, with the soaring price of heavy oil, pulverized coal was first actively used as an alternative solid carbonaceous material,
In addition, fuel conversion from pulverized coal to coke has been promoted, and the operation of the flash smelting furnace using 100% coke has now started.

【0004】例えば、特開昭59-50132号公報には、銅精
鉱、フラックスその他の装入物が装入されマットとスラ
グを産出する銅製錬自溶炉において、炉内操業温度維持
のための補助燃料として粉状コークスを装入する銅製錬
自溶炉の操業方法が開示されている。
For example, Japanese Unexamined Patent Publication (Kokai) No. 59-50132 discloses a copper smelting flash furnace in which copper concentrate, flux and other charges are charged to produce mats and slag, in order to maintain the operating temperature in the furnace. Discloses a method for operating a copper smelting flash smelting furnace in which powdery coke is charged as an auxiliary fuel.

【0005】[0005]

【発明が解決しようとする課題】前記特開昭59-50132号
公報では、精鉱バーナから粉・粒状コークスを供給する
場合、炉内セットラの湯面にはコークスが浮遊すること
になり、浮遊量が増加傾向にならないように炉内条件と
装入量を制御すれば安定した操業が得られるとあるが、
その方法および燃焼率に関して詳細には記述されていな
い。
According to Japanese Patent Application Laid-Open No. 59-50132, when fine or granular coke is supplied from a concentrate burner, coke floats on the surface of the setter in the furnace. It is said that stable operation can be obtained by controlling furnace conditions and charging amount so that the amount does not tend to increase.
The method and the burn rate are not described in detail.

【0006】セットラ内のスラグ層に滞留するコークス
は、炉内還元度に影響し、例えばマグネタイト(Fe
3O4 )を還元し、スラグ中への銅損失量を低下させると
ともに敷上がりを改善する。また、このコークスはスラ
グ層で燃焼してスラグを広範囲に加熱し、その下にある
マット層を保温・加熱する作用がある。しかしながら、
装入されたコークスのシャフト内での燃焼率は、使用す
る原料鉱石の種類、装入量、酸素富化空気中の酸素濃度
等、さまざまなパラメータに影響され、一定量のコーク
スをシャフトに装入しても、スラグ層までたどり着いて
スラグの還元に寄与するコークスの量にはばらつきが大
きい。このため、例えばコークス不足によりマグネタイ
トが還元されず、マット層が接する炉床へのマグネタイ
ト堆積による敷上がりによってセットラ部に蓄積できる
マット量、すなわちマットプールの容量が減少するとい
う問題が生じていた。また逆に、コークス過剰により敷
上がりが解消し、炉底レンガを保護してきたコーティン
グが無くなって炉底レンガの損耗などのトラブルの原因
になっていた。このようにコークスは炉内還元度に大き
な影響を及ぼし、一定量のコークスをシャフトに装入す
ることよりもセットラ内の溶融スラグ層に滞留するコー
クス量を一定に維持することの方が重要である。
[0006] The coke staying in the slag layer in the settler affects the degree of reduction in the furnace, for example, magnetite (Fe)
3 O 4 ) to reduce the amount of copper loss into the slag and improve the laying. This coke has the effect of burning the slag over a wide area by burning it in the slag layer, and keeping and heating the underlying mat layer. However,
The combustion rate of the charged coke in the shaft is affected by various parameters such as the type of raw ore used, the amount charged, and the oxygen concentration in the oxygen-enriched air, and a certain amount of coke is loaded on the shaft. Even if it enters, the amount of coke that reaches the slag layer and contributes to the reduction of the slag varies widely. For this reason, for example, magnetite is not reduced due to lack of coke, and a problem has arisen in that the amount of mat that can be accumulated in the settling portion, that is, the capacity of the mat pool decreases due to the magnetite being deposited on the hearth in contact with the mat layer. Conversely, the rise was eliminated by excessive coke, and the coating that protected the hearth brick was lost, causing troubles such as wear of the hearth brick. As described above, coke has a great effect on the degree of reduction in the furnace, and it is more important to maintain a constant amount of coke remaining in the molten slag layer in the setter than to charge a fixed amount of coke to the shaft. is there.

【0007】本発明は、自溶炉のシャフト内に装入され
たコークスのうち、セットラ部に滞留するコークス量を
常に一定に維持することができる銅製錬自溶炉における
炉内還元度の制御方法を提供することを目的とするもの
である。
[0007] The present invention provides a method for controlling the degree of reduction in the furnace in a copper smelting flash smelting furnace capable of always maintaining a constant amount of coke stagnating in the setler portion of the coke charged in the shaft of the flash smelting furnace. It is intended to provide a method.

【0008】[0008]

【課題を解決するための手段】前記目的を達成する本発
明は、自溶炉が備えたシャフトの頂部から精鉱バーナを
用いて銅精鉱、コークス、フラックスその他の装入物を
酸素富化空気とともに吹き込む銅製錬自溶炉の炉内還元
度の制御方法において、前記自溶炉の操業中に調合、原
料鉱石装入量、酸素富化空気中の酸素濃度、マットの銅
品位、マット温度等、操業条件を変更するに際し、シャ
フトの熱バランスおよび酸素バランスからマットの銅品
位とコークス燃焼率の収束計算を行い、コークス燃焼率
に基づいてセットラ内の溶融スラグ層に滞留するコーク
ス量を算出し、目標コークス量との過不足をフィードバ
ックしてセットラ内の溶融スラグ層に滞留するコークス
量が一定になるように精鉱バーナから供給するコークス
量を制御することを特徴とする銅製錬自溶炉における炉
内還元度の制御方法である。
SUMMARY OF THE INVENTION In order to achieve the above object, the present invention provides a method for enriching copper concentrate, coke, flux and other charges using a concentrate burner from the top of a shaft provided in a flash smelting furnace. In the method for controlling the degree of reduction in the furnace of a copper smelting flash furnace blown with air, mixing during operation of the flash furnace, raw material ore charge, oxygen concentration in oxygen-enriched air, copper grade of mat, mat temperature When changing operating conditions, such as changing the operating conditions, the convergence calculation of the copper grade of the mat and the coke combustion rate is performed from the heat balance and oxygen balance of the shaft, and the amount of coke staying in the molten slag layer in the setter is calculated based on the coke combustion rate And controlling the amount of coke supplied from the concentrate burner so that the amount of coke staying in the molten slag layer in the setter becomes constant by feeding back the excess and deficiency with the target coke amount. A method of controlling a furnace degree of reduction in the copper smelting flash furnace, characterized.

【0009】[0009]

【発明の実施の形態】図1に示すように自溶炉1は、円
筒状のシャフト2、セットラ3およびアップテイク4を
備えており、シャフト2の頂部に設けた精鉱バーナ9か
ら供給される乾燥した粉状の銅精鉱、コークス、フラッ
クスその他の装入物は、炉頂ダクト10から吹き込まれる
空気と酸素プラント産出の酸素とを混合して予熱した熱
風と一緒にシャフト2内に導かれる。なお、空気と酸素
プラント産出の酸素とを混合した気体は、一般に酸素富
化空気と呼ばれている。
DESCRIPTION OF THE PREFERRED EMBODIMENTS As shown in FIG. 1, a flash smelting furnace 1 includes a cylindrical shaft 2, a settler 3, and an uptake 4, and is supplied from a concentrate burner 9 provided at the top of the shaft 2. Dry powdery copper concentrate, coke, flux and other charges are introduced into the shaft 2 together with the hot air preheated by mixing air blown from the furnace top duct 10 with oxygen produced by the oxygen plant. I will Note that a gas obtained by mixing air and oxygen produced by an oxygen plant is generally called oxygen-enriched air.

【0010】銅精鉱中の硫黄、鉄は、シャフト2内にお
いて酸素や珪酸分を主成分とするフラックスと反応し、
主組成がCu2S、FeS からなる溶融マット5およびFeO 、
Fe3O 4 、SiO2からなる溶融スラグ6を生成し、これらは
セットラ3に落下して溜められる。このセットラ3内の
溶融スラグ6層には、精鉱バーナ9から供給されたコー
クスの大半が未燃焼のまま滞留する。この滞留コークス
がマグネタイト(Fe3O4 )を還元し、スラグ中への銅損
失を低下させるとともに炉底へのマグネタイトの沈着
(敷上がり)に影響を及ぼすため、セットラ3内の溶融
スラグ6層に滞留するコークス量を一定に維持し、還元
度を安定させることが重要になる。
[0010] Sulfur and iron in the copper concentrate are deposited in the shaft 2.
Reacts with flux containing oxygen and silicic acid as the main component,
Main composition is CuTwoMelt mat 5 made of S, FeS and FeO,
FeThreeO Four, SiOTwoTo produce a molten slag 6 consisting of
It falls on the setler 3 and is stored. In this setter 3
Coal supplied from the concentrate burner 9 is applied to the six layers of molten slag.
Most of the dust remains unburned. This retained coke
Is magnetite (FeThreeOFour) To reduce copper loss in slag
Of magnetite on the hearth with reduced loss
(Set up), melting in setter 3
Reduce the amount of coke staying in the six layers of slag
It is important to stabilize the degree.

【0011】そこで、本発明では、シャフト3での熱バ
ランスおよび酸素バランスから適合するマットの銅品位
とコークス燃焼率の収束計算を行い、コークス燃焼率に
基づいて得られたコークス量を精鉱バーナ9からのコー
クス供給量にフィードバックし、セットラ3内の溶融ス
ラグ6層に滞留するコークス量が一定になるようにシャ
フト2内に装入するコークス量を制御する。
Therefore, in the present invention, the convergence calculation of the copper grade and the coke burning rate of the mat is performed based on the heat balance and the oxygen balance in the shaft 3, and the coke amount obtained based on the coke burning rate is used as the concentrate burner. The amount of coke charged into the shaft 2 is controlled so that the amount of coke staying in the six layers of molten slag in the settler 3 is kept constant by feeding back to the amount of coke supplied from 9.

【0012】シャフト2の直下付近のセットラ3内に溜
まった溶融マット5や溶融スラグ6の温度はそれぞれ約
1200℃、約1250℃であり、溶融マット5は炉底部に配設
された複数個のマットホール7から間欠的に炉外に排出
される。一方、溶融スラグは、溶融スラグ6の層厚50cm
位の高さ方向中間部位置で、かつ、セットラ3のアップ
テイク4側に配置された1個のスラグホール8から炉外
に連続的に排出される。セットラ3内における排ガスの
温度は 1300 ℃程度であり、アップテイク4を経由して
ボイラ(図示せず)に導いて冷却するとともに、ボイラ
で発生した蒸気をタービン発電機に使用して発電を行
う。
The temperature of the molten mat 5 and the molten slag 6 accumulated in the setter 3 immediately below the shaft 2 is about
The temperature is 1200 ° C. and about 1250 ° C., and the molten mat 5 is intermittently discharged from the furnace through a plurality of mat holes 7 provided at the bottom of the furnace. On the other hand, the molten slag has a layer thickness of 50 cm of the molten slag 6.
Is continuously discharged out of the furnace from one slag hole 8 arranged at the middle position in the height direction of the stage and on the uptake 4 side of the setter 3. The temperature of the exhaust gas in the setter 3 is about 1300 ° C., and is guided to a boiler (not shown) via the uptake 4 for cooling, and the steam generated in the boiler is used for a turbine generator to generate power. .

【0013】自溶炉を操業するには、図2に示すよう
に、銅精鉱、銅滓、フラックスなどの鉱石および煙灰
等、原料鉱石組成を分析して求め、これら原料鉱石を使
用して生産するマットの目標銅品位(%)を定め、この
値からマットのS%、Fe%、また同時に生成するスラグ
の銅品位を推定する。また、スラグの珪酸量に対するFe
量の比(Fe/SiO2)を設定し、物量バランス計算により
マット量、スラグ量、フラックス量を計算する。また、
マットおよびスラグの生成に必要なFeやSの下記の反応
に要する酸素量を求めると同時に、鉱石との反応に起因
する SO2ガスを含む排ガス量を算出する。
In order to operate the flash smelting furnace, as shown in FIG. 2, ore such as copper concentrate, copper slag and flux, and fumes are analyzed and obtained, and the ore composition is obtained. The target copper grade (%) of the mat to be produced is determined, and from this value, the S% and Fe% of the mat and the copper grade of the slag produced simultaneously are estimated. In addition, the amount of Fe
The amount ratio (Fe / SiO 2 ) is set, and the mat amount, the slag amount, and the flux amount are calculated by material amount balance calculation. Also,
The amount of oxygen required for the following reactions of Fe and S required for the production of the mat and the slag is obtained, and the amount of exhaust gas containing SO 2 gas resulting from the reaction with the ore is calculated.

【0014】2・CuFeS2=Cu2S+FeS +FeS2 FeS2+O2=FeS +SO2 2FeS+3O2 +SiO2=2FeO・SiO2+2SO2 3FeS+5O2 =Fe3O4 +3SO2 一方、反応温度やマットとスラグの分離、マットやスラ
グを炉から抜き出しするときの粘性などから操業上最も
望ましいと考えられる目標マット温度を設定する。な
お、シャフト2の反応終了位置におけるマットやスラグ
などの反応生成物温度は約1350℃で、一般にセットラ部
の目標マット温度より 150℃程度高いと想定される。シ
ャフト2の反応温度を維持するのに必要で、かつ、溶融
スラグ6層に滞留させるに必要なコークス量を、原料鉱
石の反応熱、コークス燃焼熱、送風空気その他の顕熱か
ら定まる入熱量をもとに出熱との熱バランスがとれるよ
うに計算により求める。出熱量については、溶融マット
5や溶融スラグ6の顕熱、輻射熱、放散熱(主に炉壁水
冷ジャケットの冷却水による)、排ガスやダストの顕熱
などを計算により求める。
2. CuFeS 2 = Cu 2 S + FeS + FeS 2 FeS 2 + O 2 = FeS + SO 2 2FeS + 3O 2 + SiO 2 = 2FeO · SiO 2 + 2SO 2 3FeS + 5O 2 = Fe 3 O 4 + 3SO 2 On the other hand, the reaction temperature and the mat and slag Set the target mat temperature which is considered to be most desirable for operation from the viscosity at the time of separating, extracting the mat or slag from the furnace, and the like. The temperature of a reaction product such as a mat or slag at the reaction end position of the shaft 2 is about 1350 ° C., which is generally assumed to be about 150 ° C. higher than the target mat temperature of the setter section. The amount of coke required to maintain the reaction temperature of the shaft 2 and to stay in the six layers of molten slag is determined by the amount of heat input determined from the reaction heat of the raw ore, coke combustion heat, blast air and other sensible heat. It is determined by calculation so that the heat balance with the heat output can be obtained. As for the heat output, the sensible heat of the molten mat 5 and the molten slag 6, the radiant heat, the radiated heat (mainly due to the cooling water of the furnace wall water cooling jacket), the sensible heat of the exhaust gas and dust, and the like are obtained by calculation.

【0015】また、装入物、送風空気および酸素プラン
ト産出酸素が自溶炉に持ち込む全酸素量と、コークス燃
焼排ガスを含む SO2ガス含有排ガス、溶融マット5、溶
融スラグ6のそれぞれに含まれる酸素分とを含めたシャ
フト部からの持ち去り全酸素量とを求めて酸素バランス
を計算する。すなわち、コークスの燃焼に必要な酸素量
をコークス燃焼率を考慮して算出し、これに上述したマ
ットおよびスラグ生成に必要な酸素量を加え、装入物中
に含まれる酸素分を勘案してシャフト2に供給する全酸
素量を算出する。炉内還元度の制御にあたっては、これ
らの計算がベースとなり、この計算値を基準としてシャ
フト2へ供給するコークス量、空気量および酸素プラン
ト産出酸素量を調節する。
[0015] The charge, the blast air, and the oxygen produced by the oxygen plant are contained in the total amount of oxygen brought into the flash smelting furnace, the SO 2 gas-containing exhaust gas including coke combustion exhaust gas, the molten mat 5, and the molten slag 6, respectively. The oxygen balance is calculated by obtaining the total amount of oxygen removed from the shaft including the oxygen content. That is, the amount of oxygen required for combustion of coke is calculated in consideration of the coke combustion rate, and the amount of oxygen required for mat and slag generation described above is added thereto, taking into account the oxygen content contained in the charge. The total amount of oxygen supplied to the shaft 2 is calculated. In calculating the degree of reduction in the furnace, these calculations are used as a basis, and the amount of coke supplied to the shaft 2, the amount of air supplied, and the amount of oxygen produced in the oxygen plant are adjusted based on the calculated values.

【0016】なお、原料鉱石装入量、調合銘柄、調合比
率、酸素富化空気中の酸素濃度、産出マットの目標銅品
位(%)、産出スラグの目標 Fe/SiO2比、目標マット温
度などの操業条件に変更があった場合には、これに対応
してコークス燃焼率が変わるので、供給コークス量、送
風空気量なども変わる。ところで、表1に示すように、
シャフト2の頂部にセットした精鉱バーナ9からシャフ
ト内に、原料鉱石:90t/h 、コークス:2.1t/h、および
空気: 22000Nm 3/h と酸素プラント産出の酸素: 10000
Nm3/h とを混合した酸素富化空気(以下、全風量とも呼
ぶ): 32000Nm3/h (O2:44.5%) を吹き込む。
The amount of raw ore charged, blended brand, blending ratio
Rate, oxygen concentration in oxygen-enriched air, target copper products for production mats
(%), Target of output slag Fe / SiOTwoRatio, target mat temperature
Respond to changes in operating conditions such as degree
As the coke combustion rate changes, the amount of coke supplied and
The amount of wind and air also changes. By the way, as shown in Table 1,
Shaft from concentrate burner 9 set on top of shaft 2
Ore, raw ore: 90t / h, coke: 2.1t / h, and
Air: 22000Nm Three/ h and oxygen from the oxygen plant: 10000
NmThree/ h and oxygen-enriched air (hereinafter also referred to as total air volume)
G): 32000NmThree/ h (OTwo: 44.5%).

【0017】[0017]

【表1】 [Table 1]

【0018】シャフト2出口付近における反応生成物、
すなわち、ガス、溶融マット、溶融スラグなどの温度は
1350℃である。なお、セットラ3内におけるガス、溶融
マット5および溶融スラグ6の温度はそれぞれ1300℃、
1200℃、1250℃であり、セットラ3を経由し、アップテ
イク4から排出される排ガス量は30129Nm3/hである。こ
の場合の熱バランス:〔(入熱/出熱)×100 〕は 100
%であり、また、酸素バランスは:〔(入酸素/出酸
素)×100 〕は 100%であり、これらに基づいて自溶炉
の操業計算を行う。
A reaction product near the outlet of the shaft 2;
That is, the temperature of gas, molten mat, molten slag, etc.
1350 ° C. The gas in the setter 3, the temperature of the molten mat 5 and the temperature of the molten slag 6 were 1300 ° C., respectively.
The temperature is 1200 ° C. and 1250 ° C., and the amount of exhaust gas discharged from the uptake 4 via the setter 3 is 30129 Nm 3 / h. Heat balance in this case: [(heat input / heat output) x 100] is 100
%, And the oxygen balance: [(input oxygen / output oxygen) × 100] is 100%, and the operation calculation of the flash smelting furnace is performed based on these.

【0019】このような条件にて自溶炉1の操業中に、
熱バランスを 100%および酸素バランスを 100%にする
には、マットの銅品位とコークス燃焼率が一定になるま
で収束計算を行ってマットの銅品位が 61.75%、コーク
ス燃焼率が35%になると計算された。それゆえに、シャ
フト2内で燃焼後、セットラ3の溶融スラグ6層に滞留
するコークス量は、2.1 ×(1.00−0.35)=1.37t/h と
なり、この滞留コークスが溶融スラグ6などの還元度に
寄与する。
During operation of the flash smelting furnace 1 under these conditions,
To achieve a heat balance of 100% and an oxygen balance of 100%, a convergence calculation is performed until the matte copper grade and coke burn rate are constant, and the mat copper grade becomes 61.75% and coke burn rate becomes 35%. calculated. Therefore, the amount of coke staying in the molten slag 6 layer of the setter 3 after burning in the shaft 2 is 2.1 × (1.00−0.35) = 1.37 t / h, and this retained coke reduces the degree of reduction of the molten slag 6 and the like. Contribute.

【0020】次に、自溶炉1の操業条件を表2に示すよ
うに変更し、精鉱バーナ9から原料鉱石を表1の場合の
90t/h より10t/h 少ない80t/h に減らし、コークスは同
じく2.1t/hを供給しつつ、酸素富化空気の吹き込み量
を、空気:23000Nm3/h、酸素:8500Nm3/h、全風量31500N
m3/h(O2:44.5%) とする。
Next, the operating conditions of the flash smelting furnace 1 were changed as shown in Table 2, and the raw ore from the concentrate burner 9 in the case of Table 1 was changed.
90t / h reduced to from 10t / h less 80t / h, coke while also supplying 2.1t / h, blowing of oxygen-enriched air, air: 23000Nm 3 / h, oxygen: 8500Nm 3 / h, total 31500N
m 3 / h (O 2 : 44.5%).

【0021】[0021]

【表2】 [Table 2]

【0022】シャフト2内反応生成物の温度は1330℃、
セットラ部のガス、溶融マット5および溶融スラグ6の
温度はそれぞれ1280℃、1180℃、1230℃であり、表1の
場合の温度と比べてそれぞれ20℃低い。これは装入鉱石
量が減って反応熱量が減ったことなどによるものであ
る。セットラ3を経由し、アップテイク4から排出され
る排ガス量は29850Nm3/hである。この場合の熱バランス
を 100%、酸素バランスを 100%にするには、マットの
銅品位とコークス燃焼率が一定になるまで収束計算を行
ってマットの銅品位が 63.52%、コークス燃焼率が42%
になると計算された。したがって、シャフト2内で燃焼
後、セットラ3の溶融スラグ6層に滞留するコークス量
は、2.1 ×(1.00−0.42)=1.22t/h となる。
The temperature of the reaction product in the shaft 2 is 1330 ° C.
The temperatures of the gas in the setter section, the molten mat 5 and the molten slag 6 are 1280 ° C., 1180 ° C., and 1230 ° C., respectively, which are 20 ° C. lower than the temperatures in Table 1. This is due to a decrease in the amount of ore charged and a decrease in the heat of reaction. The amount of exhaust gas discharged from the uptake 4 via the setter 3 is 29850 Nm 3 / h. In this case, to achieve a heat balance of 100% and an oxygen balance of 100%, convergence calculations were performed until the copper quality of the mat and the coke burning rate were constant, and the copper grade of the mat was 63.52% and the coke burning rate was 42. %
It was calculated to be. Therefore, the amount of coke staying in the six layers of molten slag of the setter 3 after burning in the shaft 2 is 2.1 × (1.00−0.42) = 1.22 t / h.

【0023】セットラ3内の溶融スラグ6層に、表1の
場合と同量のコークスを確保するには、(1.37−1.22)
/0.42=0.4t/hのコークス増量が必要になる。これをフ
ィードバックし、0.4t/hを上乗せし、精鉱バーナ9から
(2.1 +0.4 )=2.5t/hのコークスを供給することによ
り、セットラ3内のコークス量を確保して必要な還元度
に基づく自溶炉の安定した操業を継続できる。このと
き、燃料としてのコークス供給量が増えるので表2中の
温度はやや上昇する。
To secure the same amount of coke as in Table 1 in the six layers of molten slag in the setler 3, (1.37-1.22)
/0.42=0.4 t / h coke increase is required. This is fed back, 0.4 t / h is added, and coke of (2.1 + 0.4) = 2.5 t / h is supplied from the concentrate burner 9 to secure the amount of coke in the settler 3 and to achieve the necessary reduction. The stable operation of the flash smelting furnace based on the degree can be continued. At this time, since the amount of coke supplied as fuel increases, the temperature in Table 2 slightly increases.

【0024】炉内還元度の制御不足に起因したマグネタ
イト増加によるセットラ3の炉底部の敷上がりは、従
来、0〜30cmの範囲でばらついていたのに対し、本発明
の還元度制御後には、還元過不足が修正されたために10
cm程度に低減かつ安定した。この結果、マットプールの
容量が安定化し、また、炉底部のレンガについても、敷
上がりが0cm付近では高融点であるマグネタイトのコー
ティングが無くなって損傷を受けていたが、還元度制御
後はマグネタイトのコーティングに保護されて損傷が無
くなった。
The uplift of the bottom of the setter 3 due to an increase in magnetite due to insufficient control of the degree of reduction in the furnace has conventionally varied in the range of 0 to 30 cm. 10 due to correction of excess and deficit
cm and reduced to about cm. As a result, the capacity of the mat pool was stabilized, and the brick at the bottom of the furnace was damaged due to the loss of the coating of the high melting point magnetite near the rise of about 0 cm. Protected by coating, no damage.

【0025】[0025]

【発明の効果】本発明によれば、シャフトの頂部から精
鉱バーナを用いて銅精鉱、コークス、フラックスその他
の装入物を酸素富化空気とともに吹き込む銅製錬を行う
自溶炉の操業中に、シャフトの熱バランス、酸素バラン
スからマットの銅品位とコークス燃焼率の収束計算を行
い、求められたコークス燃焼率に基づいて、セットラ内
の溶融スラグ層に滞留するコークス量が一定になるよう
にフィードバックしてコークス供給量を制御する。
According to the present invention, during operation of a flash smelting furnace for copper smelting in which copper concentrate, coke, flux and other charges are blown together with oxygen-enriched air using a concentrate burner from the top of the shaft. Then, the convergence calculation of the copper quality of the mat and the coke burning rate is performed based on the heat balance and oxygen balance of the shaft, and based on the obtained coke burning rate, the amount of coke staying in the molten slag layer in the setter becomes constant. To control the coke supply amount.

【0026】その結果、セットラ内の溶融スラグ層に滞
留するコークスに起因する還元度を一定に維持する制御
ができるようになり、滞留コークスの制御不足による敷
上がりトラブルや炉底レンガの損耗が低減される。これ
により、セットラ部においてマットを十分に蓄えること
ができるマットプールの容量の確保と安定化が実現で
き、自溶炉の生産性向上は勿論のこと、次工程である転
炉操業の安定化も達成される。
As a result, it is possible to control to maintain the degree of reduction caused by the coke staying in the molten slag layer in the setler at a constant level, and to reduce the trouble of laying due to insufficient control of the staying coke and the wear of the hearth brick. Is done. As a result, it is possible to secure and stabilize the capacity of the mat pool in which the mat can be sufficiently stored in the setter section, and to improve not only the productivity of the flash smelting furnace but also the stabilization of the converter operation in the next step. Achieved.

【図面の簡単な説明】[Brief description of the drawings]

【図1】本発明の自溶炉の操業系統を示す説明図であ
る。
FIG. 1 is an explanatory diagram showing an operation system of a flash smelting furnace according to the present invention.

【図2】本発明の自溶炉の操業に伴う熱収支の状況を示
す説明図である。
FIG. 2 is an explanatory diagram showing a state of a heat balance accompanying the operation of the flash smelting furnace of the present invention.

【符号の説明】[Explanation of symbols]

1 自溶炉 2 シャフト 3 セットラ 4 アップテイク 5 溶融マット 6 溶融スラグ 7 マットホール 8 スラグホール 9 精鉱バーナ 10 炉頂ダクト DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Flash furnace 2 Shaft 3 Settler 4 Uptake 5 Melt mat 6 Melt slag 7 Mat hole 8 Slag hole 9 Concentrate burner 10 Furnace top duct

───────────────────────────────────────────────────── フロントページの続き (72)発明者 浜本 真 岡山県玉野市日比6−1−1 三井金属鉱 業株式会社日比製煉所内 Fターム(参考) 4K001 AA09 BA04 EA03 EA07 FA09 GA04 GB11  ──────────────────────────────────────────────────の Continued on the front page (72) Inventor Makoto Hamamoto 6-1-1 Hibi, Tamano-shi, Okayama Mitsui Kinzoku Mining Co., Ltd. Hibiki Refinery F-term (reference) 4K001 AA09 BA04 EA03 EA07 FA09 GA04 GB11

Claims (1)

【特許請求の範囲】[Claims] 【請求項1】 自溶炉が備えたシャフトの頂部から精鉱
バーナを用いて銅精鉱、コークス、フラックスその他の
装入物を酸素富化空気とともに吹き込む銅製錬自溶炉の
炉内還元度の制御方法において、前記自溶炉の操業中に
操業条件を変更するに際し、シャフトの熱バランスおよ
び酸素バランスからマットの銅品位とコークス燃焼率の
収束計算を行い、コークス燃焼率に基づいてセットラ内
の溶融スラグ層に滞留するコークス量を算出し、目標コ
ークス量との過不足をフィードバックしてセットラ内の
溶融スラグ層に滞留するコークス量が一定になるように
精鉱バーナから供給するコークス量を制御することを特
徴とする銅製錬自溶炉における炉内還元度の制御方法。
An in-furnace refining furnace for a copper smelting furnace in which copper concentrate, coke, flux and other charges are blown together with oxygen-enriched air using a concentrate burner from the top of a shaft provided in the flash furnace. In the control method, when the operating conditions are changed during the operation of the flash smelting furnace, the convergence calculation of the copper grade and the coke combustion rate of the mat is performed based on the heat balance and the oxygen balance of the shaft. Calculate the amount of coke staying in the molten slag layer of the target and feed back the excess or deficiency with the target coke amount to determine the amount of coke supplied from the concentrate burner so that the amount of coke staying in the molten slag layer in the setter becomes constant. A method of controlling a degree of reduction in a furnace in a copper smelting flash smelting furnace.
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