PL89808B1 - - Google Patents

Download PDF

Info

Publication number
PL89808B1
PL89808B1 PL17041374A PL17041374A PL89808B1 PL 89808 B1 PL89808 B1 PL 89808B1 PL 17041374 A PL17041374 A PL 17041374A PL 17041374 A PL17041374 A PL 17041374A PL 89808 B1 PL89808 B1 PL 89808B1
Authority
PL
Poland
Prior art keywords
copper
slag
weight
furnace
hours
Prior art date
Application number
PL17041374A
Other languages
English (en)
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed filed Critical
Priority to PL17041374A priority Critical patent/PL89808B1/pl
Publication of PL89808B1 publication Critical patent/PL89808B1/pl

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

Przedmiotem wynalazku jest sposób przerobu zuzla tlenkowego z przetopu koncentratów miedzi w piecu zawiesinowym.
Zuzel powstaly w wyzej wymienionym procesie zawiera od 5 do 20% wagowych Cu, wystepujacej glównie w postaci zwiazków tlenkowych: tenorytu lub kuprytu. Inne uzyteczne metale towarzyszace rudom miedzi, przede wszystkim olów, kobalt i nikiel; wystepuja w zuzlu równiez glównie w postaci zwiazków tlenkowych.
Dotychczas znany sposób przerobu zuzla tlenkowego polega na tym, ze proces odmiedziowania prowadzi sie w piecu elektrycznym, w którym miedz wiaze sie z siarka, dla otrzymania stopu siarczków nazywanych kamieniem miedziowym. Zuzel o temperaturze okolo 1300°C przelewa sie okresowo na przyklad co 4 godziny, rynna z pieca zawiesinowego do pieca elektrycznego i nastepnie dodaje materialów nasiarczajacych, którymi sa najczesciej piryt, lub markazyt oraz reduktora, najczesciej koksitcu. Ilosci stosowanych dodatków sa nastepujace: od 10 do 25% wagowych materialu nasiarczajacego oraz od 1 do 5% wagowych reduktora w stosunku do ilosci zuzla. Przeplyw pradu pomiedzy elektrodami pieca, pozwala na utrzymanie odpowiedniej temperatury kapieli, która wynosi okolo 1300°C oraz na stopienie wprowadzonych stalych dodatków nasiarczajacych, a takze innych materialów zawrotowych. W wyniku stopienia materialu nasiarczajacego, reakcji pomiedzy tlenkiem miedzi i siarczkiem zelaza oraz innych reakcji zachodzacych w piecu, miedz z formy tlenkowej, lub metalicznej przeprowadza sie w forme siarczkowa I otrzymuje stop siarczków metali, glównie zelaza i miedz, zwany kamieniem miedziowym. Kamien miedziowy przerabia sie w procesie swiezenia w konwertorach, dla otrzymania m'e ZprzJr^m sposobie odmiedziowania zuzla tlenkowego, uzyteczne metale towarzyszace, przede wszystkim kobalt i nikiel, zostaja przeprowadzone w piecu elektrycznym do kamienia miedziowego, a nastepnie w trakcie swiezenia kamienia, w glównej mierze kobalt oraz czesciowo nikiel przeprowadza sie do zuz.^konwertorowejo skad moga byc odzyskane znanym sposobem. Olów, w procesie odmiedziowania w piecu elektrycznym zosta e czesciowo odpedzony do pylów, czesciowo przeprowadzony do kamienia miedziowego skad w trakcie swiezenia miel jestodpedzony do pylów. Pyly z procesu odmiedziowania zuzla i *'^'-£™™« ^ do 50% wagowych Pb, który wystepuje glównie w formie zwiazków siarczanowych. Gazy technologiczne2 89808 z procesu odmiedziowani zuzla, zawierajace od 0,5 do 6% objetosciowych S02 i gazy z przerobu powstalego w tym procesie kamienia miedziowego, zawierajace od 5 do 12% objetosciowych S02 przerabiane sa w fabryce kwasu siarkowego, lacznie z gazami z pieca zawiesinowego, których sklad i ilosci sa stabilne w czasie. Procesy odmiedziowania zuzla i przerobu kamienia miedziowego prowadzone sa periodycznie, a tym samym ilosci gazów odprowadzonych do fabryki kwasu siarkowego zmieniaja sie w czasie. Ze wzgledu na to fabryka kwasu siarkowego jest przystosowana do pracy przy zmiennych ilosciach i przy zmiennym skladzie gazów.
Rozwiazanie wedlug wynalazku polega na tym, ze zuzel tlenkowy z przetopu koncentratów miedzi w piecu zawiesinowym, zawierajacy w procentach wagowych od 5 do 20% Cu, od 3 do 10% Fe, od 1 do 8% Pb, wystepujacych glównie w postaci tlenków, oraz inne skladniki, poddaje sie redukcji w pfecu elektrycznym.
Proces redukcji prowadzi sie przez okres 2 do 6 godzin, utrzymujac temperature powyzej 1300°C. Do pieca wprowadza sie dodatek reduktora w postaci koksiku w ilosci od 3 do 12% wagowych w stosunku do przerabianego zuzla, przy czym koksik wprowadzany jest na powierzchnie zuzla w sposób ciagly lub porcjami w czasie pierwszych godzin procesu z tym, ze najkrótszy okres wprowadzania koksiku wynosi jedna godzine a najdluzszy 5 godzin. Lacznie lub oddzielnie z koksikiem korzystnym jest wprowadzenie na powierzchnie zuzla, kamienia wapiennego w ilosci od 1 do 10% wagowych w stosunku do przerabianego zuzia. Kamien wapienny wprowadza sie do procesu w tym samym czasie co koksik. Dodatek kamienia wapiennego powoduje przyspiesze¬ nie redukcji zwiazków tlenkowych metali, a przsde wszystkim tlenków miedzi, glównie przez wytworzenie w luku pieca elektrycznego weglika wapnia - karbidu, który jest bardzo silnym reduktorem. Dodatek tego materialu sprzyja szybszemu odpedzeniu olowiu do pylów.
Proces odmiedziowania prowadzi sie przy silnym ruchu kapieli, wywolanym powstalym pomiedzy elektrodami lukiem elektrycznym. Luk elektryczny wytwarza sie w zasadzie poprzez warstwe zuzla, jednak pod koniec procesu odmiedziowania, kiedy zawartosc Cu w zuzlu jest niska, luk ten moze byc wytworzony przez warstwe stopu metalicznego, osadzonego na trzonie pieca. Dokonuje sie to przez zmiane glebokosci zanurzenia elektrod w piecu. Silny ruch kapieli w piecu wplywa korzystnie na zwiekszenie szybkosci redukcji zwiazków tlenkowych metali, a takze na zwiekszenie stopnia odpedzenia olowiu do pylów.
Dla przyspieszenia procesu redukcji oraz zwiekszenia stopnia odmiedziowania zuzla, w czasie koncowych 0,5-2 godzin procesu odmiedziowania, wprowadza sie dodatkowy reduktor, którym jest karbid w ilosci od 0,2 do 2% wagowych w stosunku do ilosci przerabianego zuzla. Wprowadzenie karbidu w trakcie procesu odmiedzio¬ wania zuzla jest operacja dodatkowa, która stosuje sie w przypadkach koniecznosci zmniejszenia czasu redukcji zwiazków tlenkowych metalu, lub w razie potrzeby dodatkowego obnizenia zawartosci miedzi w przerobionym zuzlu.
Zuzel p© kazdym cyklu redukcji zawierajacy ponizej 0,5% wagowych Cu, wypuszcza sie z pieca do kadzi, lub granuluje w trakcie spustu w strumieniu wody. Material ten zagospodarowywuje sie znanymi sposobami do produkcji kruszywa twardego, do celów podsadzkowych w górnictwie i innych.
Podstawowym produktem procesu osadzanym na trzonie pieca elektrycznego jest stop metaliczny o skladzie od 70 do 95% Cu, od 3 do 15% Fe, od 4 do 18% Pb, od 0,1 do 2% Zn, od 0,2 do 2% Co, od 0,1 do 2% Ni i inne skladniki. Cykle spustu zuzla i stopu metalicznego nie sa od siebie zaiezne.Stop ten przerabiany jest odrebnie dla uzyskania miedzi czarnej. Pyly z procesu odmiedziowania zuzla zawierajace okolo 60% wagowych olowiu, wystepujacego w formie zwiazków tlenkowych, przerabiane sa odrebnie w kierunku odzysku olowlu.
Gazy z pieca elektrycznego zawierajace minimalne ilosci szkodliwych zwiazków siarki, po dopaleniu zawartego w nich tlenku wegla i oczyszczeniu od pylów, wyprowadza sie do atmosfery.
Zaleta przerobu zuzla tlenkowego, sposobem wedlug wynalazku jest wyeliminowanie dodatków nasiarcza- jacych. Powoduje to, ze wytworzone przy stosowaniu opracowanego sposobu gazy technologiczne nie zawieraja szkodliwych zwiazków siarki i po dopaleniu zawartego w nich tlenku wegla oraz odpyleniu sa wyprowadzane do atmosfery. Dodatkowa zaleta opracowanej metody jest zmniejszenie emisji zwiazków siarki do atmosfery.
Dla lepszego zobrazowania opracowanego wedlug wynalazku sposobu przerobu zuzla tlenkowego, podaje sie ponizsze przyklady zastosowania tej metody.
Przyklad I. Do pieca elektrycznego zalewa sie dwoma rynnami 200 ton zuzla z pieca zawiesinowego, o skladzie chemicznym w % wagowych: 5% Cu, 4,5% Fe, 2% Pb, 0,1% Co, 0,1% Ni, 34% Si02, 12% MgO, 18% CaO, 12% Al203, 4,6% K20 i inne skladniki. Temperatura zalewanego zuzla wynosi 1300°C. Po wlaczeniu pradu elektrycznego do elektrod pieca, wprowadza sie za pomoca kublów zaladowczych porcjami ra powierzchnie zuzla koksik i kamien wapienny, wciagu pierwszych 2 godzin po zalaniu zuzla. Wielkosc jednej porcji wynosi 800 kg koksiku i 200 kg kamienia wapiennego. Ilosc wprowadzonego koksiku do procesu odmiedziowania wynosi lacznie 8000 kg, co stanowi 4% wagowych w stosunku od przerabianego zuzla, natomiast ilosc ^dzonego kamienia wapiennego wynosi lacznie 2000 kg, co stanowi 1% w stosunku do przerabianego89 808 3 zuzla. Redukcje zwiazków tlenkowych metali, przede wszystkim tlenków miedzi prowadzi sie w temperaturze powyzej 1300 C w czasie 3 godzin. Piec elektryczny pracuje przy silnym ruchu kapieli, przy czym luk pomiedzy elektrodami pieca w czasie pierwszych 2 godzin wytwarza sie poprzez warstwe zuzla, a w trzeciej godzinie procesu, przez odpowiednie zanurzenie elektrod w kapieli, poprzez warstwe stopu metalicznego. Po 3 godzinach redukcji odmiedziowany do ponizej 0,5% wagowych Cu zuzel, wypuszcza sie otworami spustowymi do rynien granulacyjnych. Po spuscie zuzla, do pieca elektrycznego zalewa sie nastepna porcje, 200 ton zuzla z pieca zawiesinowego i powtarza cykl odmiedziowania opisany powyzej. Powstaly w wyniku redukcji stop metaliczny o skladzie chemicznym w % wagowych: 88% Cu, 5% Pb, 4% Fe, 0,8% Co, 0,5% Ni i inne skladniki gromadzi sie na trzonie pieca elektrycznego i wypuszcza specjalnym otworem spustowym do kadzi, w okresach srednio co 10 cykli odmiedziowania.
Przyklad II. Do pieca elektrycznego zalewa sie 200 ton zuzla z pieca zawiesinowego, o skladzie chemicznym w% wagowych: 20% Cu, 8% Fe, 4% Pb, 0,15% Co, 0,1% Ni, 25% Si02, 9% MgO, 13% CaO, 8% Al203, 3% K20 i inne skladniki. Temperatura zalewanego zuzla wynosi 1340°C. Po wlaczeniu pradu elektrycznego do elektrod pieca, wprowadza sie za pomoca urzadzenia transportujacego, w sposób ciagly, w czasie pierwszych 2,5 godzin po zalaniu zuzla, 20 ton koksiku i 10 ton kamienia wapiennego. Redukcje zwiazków tlenkowych metali prowadzi sie w temperaturze powyzej 1300°C w czasie 4 godzin. Po 3 godzinach procesu na powierzchnie zuzla wprowadza sie karbid w formie kawalkowej w ilosci 900 kg od przerabianego zuzla. Odmiedziowany do ponizej 0,5% wagowych Cu zuzel, wypuszcza sie z pieca i powtarza nastepny cykl odmiedziowania. Otrzymany w wyniku redukcji stop metaliczny o skladzie chemicznym w % wagowych: 82% Cu, 7% Pb, 8% Fe, 0,5% Co, 0,4% Ni i inne skladniki gromadzi sie na trzonie pieca i wypuszcza do kadzi, w okresach srednio co 3 cykle odmiedziowania. Stop metaliczny moze byc spuszczany w trakcie procesu odmiedziowania.
Przyklad III. Do pieca elektrycznego zalewa sie 200 ton zuzla z pieca zawiesinowego o skladzie chemicznym w % wagowych: 12% Cu, 5,5% Fe, 3,5% Pb, 32% Si02, 10% MgO, 17% CaO, 11% AI2Os, 0,1% Go, 0,1% Ni, 3% K20 i inne skladniki. Temperatura zalewanego zuzla wynosi 1290°C. Po wlaczeniu pradu elektrycznego do elektrod pieca na powierzchnie zuzla wprowadza sie za pomoca kublów zaladowczych koksik i kamien wapienny w czasie pierwszych 2,5 godzin po zalaniu zuzla. Wielkosc jednej porqi wynosi 1000 kg koksiku i 300 kg kamienia wapiennego. Laczna ilosc wprowadzonego koksiku wynosi 15 ton, natomiast kamienia wapiennego 4,5 tony. Proces redukcji prowadzi sie w temperaturze powyzej 1300°C, w czasie 3,5 godzin. Ltfk elektryczny pomiedzy elektrodami pieca wytwarza sie w czasie calego cyklu procesu redukcji poprzez warstwe zuzla. Odmiedziowany zuzel zawierajacy do 0,5% wagowych Cu wypuszcza sie z pieca i przystepuje do rozpoczecia nastepnego cyklu odmiedziowania zuzla z pieca zawiesinowego. Osadzony na trzonie pieca stop metaliczny o skladzie chemicznym w % wagowych: 78% Cu, 8% Fe, 1% Pb, 0,4% Co, 0,3% Ni i inne skladniki wypuszcza sie do kadzi srednio co 4 cykle procesu odmiedziowania. Stop metaliczny moze byc spuszczony zarówno w trakcie procesu redukcji, jak równiez w czasie spustu odmiedziowanego zuzla.

Claims (2)

Zastrzezenia patentowe
1. Sposób przerobu zuzla tlenkowego z przetopu koncentratów miedzi w piecu zawiesinowym, zawieraja¬ cego wagowo od 5 do 20% Cu, od 3 do 10% Fe, od 1 do 6% Pb i inne skladniki, przy czym metale te wystepuja glównie w postaci tlenków, znamienny tym, ze zuzel poddaje sie przez okres od 2 do 6 godzin redukcji w piecu elektrycznym, w temperaturze powyzej 1300°C, stosujac dodatek koksiku w ilosci od 3 do 12% wagowych, w stosunku do przerabianego zuzla, przy czym koksik wprowadzany jest na powierzchnie zuzla w sposób ciagly lub porcjami, korzystnie z kamieniem wapiennym wprowadzanym lacznie z koksikiem lub oddzielnie, w ilosci od 1 do 10% wagowych w stosunku do przerabianego zuzla, w czasie pierwszych godzin procesu z tym, ze najkrótszy czas wprowadzania tych materialów wynosi jedna godzine a najdluzszy piec godzin- . . ..
2. Sposób przerobu zuzla tlenkowego z przetopu koncentratów miedzi w piecu zawiesinowym wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze proces odmiedziowania zuzla prowadzi sie przy silnym ruchu kapieli wywolanym przez luk elektryczny pomiedzy elektrodami pieca. 3 Sposób przerobu zuzla tlenkowego z przetopu koncentratów miedzi w piecu zawiesinowym wedlug zastrz 1 lub 2 znamienny tym, ze w czasie koncowych 0,5 do 2,0 godzin procesu odmiedziowania na powierzchnie zuzla wprowadza sie karbid w ilosci od 0,2 do 2% wagowych w stosunku do ilosci przerabianego "zla.
PL17041374A 1974-04-17 1974-04-17 PL89808B1 (pl)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL17041374A PL89808B1 (pl) 1974-04-17 1974-04-17

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL17041374A PL89808B1 (pl) 1974-04-17 1974-04-17

Publications (1)

Publication Number Publication Date
PL89808B1 true PL89808B1 (pl) 1976-12-31

Family

ID=19966945

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PL17041374A PL89808B1 (pl) 1974-04-17 1974-04-17

Country Status (1)

Country Link
PL (1) PL89808B1 (pl)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101680054B (zh) 用于回收具有高含量的锌和硫酸盐的残余物的方法
US8016912B2 (en) Process for recovering platinum group metals using reductants
CN103320614A (zh) 一种铅冰铜火法处理工艺
KR20220102147A (ko) 개선된 구리 제련 공정
Wang et al. Recovery of high-grade copper matte by selective sulfurization of CuO–Fe2O3–SiO2–CaO system
PL110045B1 (en) Process for manufacturing converter copper
RU2109077C1 (ru) Способ обработки сульфида цинка или других цинксодержащих материалов, способ частичного окисления материалов, содержащих оксид цинка, сульфид цинка и сульфид железа, способ обработки исходного материала, содержащего сульфид цинка и сульфид железа
Hui et al. Iron extraction from lead slag by bath smelting
CA1086073A (en) Electric smelting of lead sulphate residues
KR101169927B1 (ko) 주석오니의 건식 정련에 의한 주석 회수 방법
US3984235A (en) Treatment of converter slag
PL89808B1 (pl)
CA1202184A (en) Dead roast-oxide flash reduction process for copper concentrates
CA1208444A (en) High intensity lead smelting process
CA1275174C (en) Secondary lead production
CA1060217A (en) Process for separating nickel, cobalt and copper
BE1032294B1 (nl) Behandeling van loodslak
US3032411A (en) Metallurgical process
SU777074A1 (ru) Способ обеднени шлаков никелевого и медного производств
JPS57104634A (en) Refining method for metallic sulfide ore
RU2081195C1 (ru) Способ непрерывной переработки смешанного медьсодержащего сырья
RU2835731C1 (ru) Улучшенный процесс плавки меди
RU2172788C1 (ru) Способ переработки пиритных огарков
SU1097697A1 (ru) Шихта дл переработки цинксодержащих материалов
Chen et al. A Novel High-Efficiency, Short-Flow Process of Direct Zinc Smelting Using Oxidative Smelting and Subsequent Electrothermal Reduction