RU2058407C1

RU2058407C1 - Способ переработки вторичного медно-цинкового сырья

Info

Publication number: RU2058407C1
Application number: RU93006066A
Authority: RU
Inventors: С.А. Панфилов; П.А. Ковган; О.Б. Ранский; А.В. Мельников; Ю.А. Катаев; В.В. Козырев; В.А. Волков; И.Н. Голубев
Original assignee: Товарищество с ограниченной ответственностью "Кировоградский медеплавильный комбинат"
Priority date: 1993-02-03
Filing date: 1993-02-03
Publication date: 1996-04-20

Abstract

Использование: для переработки вторичного медного сырья, содержащего медь, цинк, свинец, никель, олово и другие компоненты. Сущность: способ переработки вторичного медно-циинкового сырья включает его загрузку в шахтную печь в смеси с флюсующими добавками, плавку, обработку продуктов плавки в электрообогреваемом отстойнике с последующим конвертированием черной меди на черновую медь. Обработку продуктов плавки в отстойнике осуществляют плазменно-дуговым нагревом при 1400 - 1450^oС с подачей углеродистого восстановителя в количестве 135 - 2,0% от веса шлака. Электроды в отстойнике располагают по оси выпуска шлака на расстоянии 7 - 8 диаметров электрода от боковых стен, и в шлак заглубляют первый по ходу расплава электрод. 3 табл.

Description

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано для переработки вторичного медного сырья, содержащего медь, цинк, свинец, никель, олово и другие компоненты.

Известен способ переработки вторичного медного сырья, включающий в себя плавку его в вагранке с флюсами, коксом и железом, подаваемым для восстановления цинка с последующим отстаиванием продуктов плавки в необогреваемом отстойнике. Плавка в вагранке ведется с холостой коксовой колошей. Полученную черную медь подвергают конвертированию. (Nelmes W.S. The blast-furnace in non-ferrous metallurgy, Frans. Inst. Mining Metallurgy, 1984, December, р. 180-186). В известном способе цинк частично переходит в возгоны. Остаточное содержание цинка в черной меди составляет 5-6% в отвальном шлаке 3,5-4,0% Остальные ценные компоненты в различных соотношениях делятся между шлаком и черной медью. Чтобы извлечь их из шлака требуется специальная переработка. К числу недостатков известного способа следует также отнести значительные потери меди со шлаками и полная потеря никеля. Высокий расход кокса, а также появление железных настылей во внутреннем горне печи отрицательно сказываются на экономичности процесса.

Наиболее близким к заявляемому способу является способ переработки вторичного медно-цинкового сырья, включающий его загрузку в шахтную печь в смеси с флюсующими добавками, плавку, обработку продуктов плавки в электрообогреваемом отстойнике с последующим конвертированием черной меди на черновую медь.

Недостаток известного способа низкая степень извлечения цветных металлов. В результате восстановительной шахтной плавки никель переходит в шлак и черную медь. После конвертирования никель переходит в конвертерный шлак. Существующая технология не позволяет экономически выгодно извлечь никель из этих шлаков. В итоге никель безвозвратно теряется. Тяжелые цветные металлы (олово, цинк, свинец) переходят в шлаки шахтной плавки, и их извлечение требует специальной переработки. Среди недостатков известного способа низкое содержание железа в черной меди. Последнее обстоятельство приводит к тому, что тепловой баланс конвертирования становится весьма напряженным без добавок железа, введение которых также снижает экономичность процесса.

Цель изобретения повышение степени извлечения цветных металлов при переработке вторичного медно-цинкового сырья.

Цель достигается тем, что в способе переработки вторичного медно-цинкового сырья, включающем его загрузку в шахтную печь в смеси с флюсующими добавками, плавку, обработку продуктов плавки в электрообогреваемом отстойнике с последующим конвертированием черной меди на черновую медь, обработку продуктов плавки в отстойнике осуществляют плазменно-дуговым нагревом при температуре 1400-1450^оС с подачей углеродистого восстановителя, в количестве 1,5-2,0% от веса шлака. Электроды в отстойнике располагают по оси выпуска шлака на расстоянии 7-8 диаметров электрода от боковых стен, а в шлак заглубляют первый по ходу расплава электрод.

Сущность способа состоит в следующем.

В результате плазменно-дугового нагрева продуктов плавки в отстойнике в заявляемых условиях железо, никель, цинк, медь, переходят в черную медь. Тяжелые цветные металлы (свинец, цинк, олово, сурьма) переходят в возгоны. Присутствие железа в черной меди при последующем конвертировании дает возможность обходиться без специальных железистых добавок, чем существенно повышает экономичность процесса. Никель, содержащийся в черной меди, переходит в конвертерный шлак, из которого его можно извлечь. Цинк, перешедший в черную медь, полностью переходит в возгоны при ее конвертировании. Таким образом, благодаря заявляемому способу решается задача комплексного извлечения ценных компонентов исходного сырья.

Исследования показали, что для организации оптимального процесса существенно важными являются температурный режим и количество подаваемого углеродистого восстановителя. Если температура шлака поддерживается ниже 1400^оС, повышается содержание меди в отвальном шлаке (до 0,13%), при повышении температуры шлака выше 1450^оС резко снижается стойкость огнеупорной кладки отстойника. При содержании восстановителя менее 1,5% растет содержание металлов в отвальном шлаке. При увеличении расхода восстановителя более 2,5% резко растет содержание железа в черной меди.

Опытным путем был определено оптимальное расположение электродов в отстойнике. Было предложено располагать электроды по оси выпускного отверстия шлака на расстоянии от боковых стен, установленном в ходе экспериментов, причем первый по ходу расплава электрод заглубляется в шлак, а следующий за ним находится над шлаком. Использование такого направления электрического поля позволяет снизить содержание меди и цинка в шлаке. Изменение положения электродов приводит к обратному эффекту.

При снижении расстояния от боковых стен отстойника, на котором располагают электроды менее 7 диаметров электрода стойкость огнеупорной кладки отстойника резко снижается. Увеличение этого расстояния больше 8 является нецелесообразным.

В научно-технической и патентной информации не обнаружено сходной с заявляемой совокупности признаков.

П р и м е р 1. В шахтную печь загружают колошу, состоящую из кокса, флюсующих добавок (кварца, известняка) легкого железного скрапа, оборотного медно-цинкового шлака и вторичного медно-цинкового сырья. Расплав из шахтной печи, состоящий из шлака, содержащего, мас. медь 1,8; цинк 7; железо 40; никель 1,2; олово 0,6; свинец 0,8; кремнезем 25; окись кальция 12, и черной меди, содержащей, мас. медь 86; цинк 7; железо 2-3; олово 1,2; свинец 1,5; никель 2, поступает в плазменно-дуговой отстойник, в котором установлены 4 электрода диаметром 200 мм, расположенные по оси выпуска шлака на расстоянии 1 м друг от друга. Расстояние от оси электрода до боковой стенки отстойника составляет 1,4 м (7 диаметров электрода). Первый по ходу расплава электрод из каждой пары электродов заглублен в расплав. Плазменная дуга образуется за счет подачи через электрод азота. На ванну подается 2% боя электрода от веса подаваемого шлака. Температура ванны поддерживалась ≈ 1400^оС. Из отстойника непрерывно выпускался шлак, содержащий, мас. медь 0,03; никель 0,05; свинец 0,05; олово 0,08; цинк 0,50, и периодически выпускалась черная медь, содержащая, мас. медь 86; железо 3,0; никель 2,5; свинец 2; цинк 7. В возгонах содержалось, мас. медь 2,0; цинк 50,0; олово 10; свинец 17. Черную медь направляли на конвертирование, шлак в отвал. После конвертирования получают черновую медь марки М44-М43 и конвертерный шлак с содержанием никеля 3,5 мас. подвергающийся переработке с целью извлечения никеля.

П р и м е р 2 (по прототипу). Расплав из шахтной печи этого же состава, что и в примере 1, подавали в электрообогреваемый горн-отстойник, в котором установлены три графитированные электрода диаметром 300 мм. Черная медь выдается из внешнего горна через шпуровое отверстие в ковш, шлак непрерывно сливается с поверхности в шлаковые чаши. Состав шлака, мас. медь 0,7; никель 0,2; свинец 0,5; олово 0,3; цинк 8,0. Черная медь с содержанием железа 1,5 мас. направлялась на конвертирование. В результате конвертирования получали черновую медь марки М45-М46. Никель в этом способе безвозвратно теряется.

Результаты экспериментальных исследований приведены в табл. 1-3.

В табл. 1 приведены экспериментальные данные, подтверждающие оптимальность заявляемого режима. Как следует из приведенных данных, наилучшие показатели достигаются при значениях отношения расхода восстановителя к весу шлака (%), равных 1,5-2,0. При снижении этой величины < 1,5 наблюдается рост содержания металлов в отвальном шлаке, ухудшается состав черной меди и возгонов. Превышение указанной величины заявляемого верхнего предела равного 2,0 приводит к значительному увеличению содержания железа в черной меди (> 3,5), что является нежелательным с точки зрения дальнейшего конвертирования.

В табл.2 приведены экспериментальные данные по определению оптимального расположения электродов в отстойнике. Как следует из приведенных данных, в случае заглубления в шлак первого по ходу шлака электрода наблюдается минимальное содержание металлов в шлаке.

В табл.3 приведены данные по сопоставлению заявляемого технического решения с прототипом.

Заявляемый способ позволяет решить проблему комплексной экономичной переработки вторичного медно-цинкового сырья. Существенно увеличивается степень извлечения цветных металлов, обеспечивается возможность извлечения никеля, черновую медь получают более высокого качества, значительно повышается экономичность процесса.

Claims

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ВТОРИЧНОГО МЕДНО-ЦИНКОВОГО СЫРЬЯ, включающий его загрузку в шахтную печь в смеси с флюсующими добавками, нагрев, плавку с получением шлака и обработку продуктов плавки в электрообогреваемом отстойнике с последующим конвертированием черной меди на черновую медь, отличающийся тем, что обработку продуктов плавки в отстойнике осуществляют плазменно-дуговым нагревом при 1400 1500^oС с подачей углеродистого восстановителя в количестве 1,5 2,0% от массы шлака, электроды в отстойнике располагают по оси выпускного отверстия шлака на расстоянии 7,0 8,0 диаметров электрода от боковых стен, при этом первый по ходу расплава электрод заглубляют в шлак.