RU2061771C1 - Способ внутрипечного обеднения шлаков в печи ванюкова - Google Patents

Способ внутрипечного обеднения шлаков в печи ванюкова Download PDF

Info

Publication number
RU2061771C1
RU2061771C1 RU92007625A RU92007625A RU2061771C1 RU 2061771 C1 RU2061771 C1 RU 2061771C1 RU 92007625 A RU92007625 A RU 92007625A RU 92007625 A RU92007625 A RU 92007625A RU 2061771 C1 RU2061771 C1 RU 2061771C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
furnace
slag
matte
depletion
zone
Prior art date
Application number
RU92007625A
Other languages
English (en)
Other versions
RU92007625A (ru
Inventor
А.А. Комков
А.Г. Шубский
В.П. Быстров
Original Assignee
Московский институт стали и сплавов
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 by Московский институт стали и сплавов filed Critical Московский институт стали и сплавов
Priority to RU92007625A priority Critical patent/RU2061771C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2061771C1 publication Critical patent/RU2061771C1/ru
Publication of RU92007625A publication Critical patent/RU92007625A/ru

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Использование:изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано при переработке сульфидных руд и концентратов тяжелых цветных металлов. Сущность: в качестве сульфидирующего реагента при восстановительно-сульфидирующей обработке шлака плавильной зоны в обеднительной зоне двухзонной печи Ванюкова используют материал, содержание цветных металлов в котором не ниже,чем в исходном металлсодержащем сырье. В качестве такого материала может использоваться концентрат, аналогичный по составу исходному, твердый штейн или концентрат от флотационного разделения медно-никелевого файнштейна.1табл.

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано для переработки сульфидных медных, медно-никелевых, никелевых и свинцовых руд и концентратов. Применение автогенных процессов в пирометаллургии тяжелых цветных металлов приводит к более высоким потерям их с отвальными шлаками, чем в традиционных видах плавки на штейн (отражательная плавка, электроплавка). Поэтому технологические схемы, в которых используется автогенная плавка, содержат также и операции обеднения шлаков. Одной из наиболее распространенных тенденций является совмещенное в одном агрегате получение штейнов и обеднение шлака (внутрипечное обеднение). Такая организация технологичеcкого процесса обеспечивает получение в одном агрегате отвального шлака и богатого штей- на, что ведет к улучшению технологических показателей, обеспечивая, с одной стороны высокое извлечение, с другой стороны, снижение материальных, энергетических и капитальных затрат на получение металла. При этом установлено, что наилучший эффект на снижение потерь металлов с отвальными шлаками оказывает комплексная обработка восстановительными и сульфидирующими реагентами. Внутрипечное обеднение шлака реализовано в модифицированных печах взвешенной плавки, применяемых на заводе "Tamano" в Японии при получении медных штейнов и на заводе "Kalgoorlie" в Австралии при получении никелевых штейнов [Итоги науки и техники. Металлургия цветных металлов. Изд. ВИНИТИ, 1988 г. Т.18, с. 3-67] Недостатками технологии является высокий расход углеродсодержащего восстановителя и электроэнергии, а также недостаточно высокая степень извлечения цветных металлов.
Наиболее близким к заявляемому является способ внутрипечного обеднения шлаков в двухзонной печи Ванюкова, включающий плавку исходных материалов на штейн в плавильной зоне печи и восстановительно-сульфидирующую обеднительную обработку шлака в обеднительной зоне, осуществляемую за счет одновременного создания восстановительных условий при подаче углеродистого материала (природного газа или угля) и сульфидизатора- иприта [Исследование возможности обеднения шлаков в печи Ванюкова. Комков А.А. Васкевич А.Д. Панфилов В.П. Гершман Л.С. /Цветные металлы, 1991, N2, с. 18-20] Этот способ выбран в качестве прототипа. Способ наряду с рядом достоинств имеет и н достатки, которые обусловлены введением в процесс балластных компонентов железа и серы. Увеличение входного потока железа в форме пирита вынуждает увеличивать поток флюсов для ошлакования железа, при этом увеличивается поток отвального шлака. Шлакоотвалы занимают значительные территории, изымая их из рационального землеиспользования, взаимодействие отвальных шлаков с атмосферными факторами приводит к химическому загрязнению земель и грунтовых вод. Увеличение же количества серы, также подаваемого в печь в форме пирита, создает дополнительные трудности при нейтрализации и утилизации отходящих газов, в конечном счете выбросы серы в атмосферу неизбежно возрастают. В основу настоящего изобретения положена задача создания способа внутрипечного обеления шлаков в печи Ванюкова, который позволил бы уменьшить количество отвальных шлаков и снизить выбросы серы в атмосферу.
Поставленная задача решается тем, что в способе внутрипечного обеднения шлаков в печи Ванюкова, включающем обеднительную обработку шлака плавильной зоны в обеднительной зоне путем подачи сульфидирующих и восстановительных реагентов в слой барботируемого расплава согласно изобретению, в качестве сульфидирующего реагента для обеднения используют материал, содержание цветных металлов в котором не ниже, чем в исходном сырье.
В качестве такого материала может использоваться концентрат или руда аналогичные по составу загружаемым в плавильную зону, твердые штейны, медный или никелевый концентраты от флотационного разделения файнштейна. При этом достигается снижение количества отвального шлака и снижения количества выбросов серы, приходящихся на единицу веса полученного продукта (штейна).
Сущность заявленного способа заключается в следующем: загруженный в обеднительную зону сульфидирующий реагент образует сульфидный расплав, капли которого, перемешиваясь со шлаком плавильной зоны действуют как коллектор цветных металлов, присутствие в системе восстановительных компонентов обеспечивает поддержание низкого парциального давления кислорода. Именно этот комплекс физико-химических факторов в сочетании с высокой температурой и интенсивным барботажем и дает эффект обеднения шлаков. При применении пирита в качестве сульфидизатора термодинамика протекающих в печи процессов та же, но использование пирита связано с упомянутыми выше негативными факторами: увеличением выхода отвального шлака и увеличением выбросов серы. Влияние этих негативных факторов проявляется не столько на самом переделе плавки в печи Ванюкова, сколько на комплексе переделов плавка+конвертирование. Это связано с тем, что, в ходе внутрипечного обеднения происходит разбавление штейна, образующегося в плавильной зоне штейном, формирующимся при расплавлении сульфидизатора, в итоге на выходе из плавильно-обеднительной печи получается обедненный штейн. При продувке такого штейна в конвертере формируется значительно большее количество конвертерного шлака, который также подлежит обеднению перед направлением в отвал. Одновременно в конвертерные газа переходит "лишняя" серы, попавшая в металлургическое производство в виде сульфидизатора на стадии плавки. Таким образом замена типа сульфидизатора, предлагаемая в данном изобретении сказывается на улучшении экологических показателей не только передела плавки, но и всего пирометаллургического производства.
Способ осуществляется следующим образом: исходная сульфидная шихта совместно с флюсами и оборотами загружается в плавильную зону печи Ванюкова, расплавление происходит в слое перемешиваемой дутьем шлака-штейновой эмульсии. Расслаивание шлака и штейна происходит в спокойном подфурменном слое расплава. Образующийся богатый штейн непрерывно выпускается из печи через сифон, примыкающий к плавильной зоне. Шлак перетекает в обеднительную зону, где происходит его обеднение при взаимодействии в восстановительно- сульфидирующих условиях с сульфидирующим материалом, загружаемым в обеднительную зону. При этом образуется отвальный шлак, непрерывно удаляемый через соответствующий сифон, и штейн, который в донной части печи объединяется со штейном плавильной зоны. Газы, образующиеся в плавильной и обеднительной зонах печи совместным потоком удаляются из нее через аптейк. Штейн из печи Ванюкова транспортируется в конвертеры, где подвергается продувке. Образующийся при конвертировании шлак заливается в плавильную зону печи Ванюкова, перемешиваясь с плавильным шлаком и обедняясь совместно с ним, или подвергается обеднению в отдельном агрегате. Конвертерные серусодержащие газы, также как и газы печи Ванюкова направляются на производство серной кислоты.
Примеры осуществления способа.
Пример 1. (По прототипу) В двухзонную печь Ванюкова загружали медный концентрат состава, мас. Cu 20; Ni 3; Fe 30; S 32; SiO2 8; СаО 0.6; влага 6 в количестве 60 т/час и кварцевый флюс в количестве, обеспечивающем получение на выходе из печи шлака с содержанием SiO2 31% Расход кислородсодержащего дутья в плавильной зоне обеспечивал формирование штейна с содержанием меди 65% (как и в последующих примерах). Шлак в обеднительной зоне повергался восстановительно-сульфидирующей о работке пиритом состава, мас. Cu 0.7; Fe 38; S -43.5; SiO2 5.8; прочие 12.7. Расход сульфидизатора во всех примерах подбирали исходя из требования образования сульфидной извлекающей фазы, масса которой была бы равной 0.1 от массы обедняемого шлака, и в данном примере он составил 6.75 т/час пиритного концентрата. Отвальный шлак на выходе из печи содержал 0.55% Cu. Выход штейна на выходе из печи составил 20.7 т/час, содержание меди в нем 53.4% Таким образом введение иприта в качестве сульфидизатора приводит, как видно, к значительному разубоживанию штейна. Выход отвального шлака (с учетом внутрипечного обеднения всего конвертерного шлака) составил 45,9 т/час. При этом образовывалось 28200 нм3/час отходящих газов ПВ с содержанием SO2 38.5% (объемных). При конвертировании штейнов в газы дополнительно переходил сернистый ангидрид в количестве 3430 нм3/час. Общий выход SO2 составил 142290 нм3/час.
Пример 2. (По предлагаемому способу) Опыт осуществляли в условиях аналогичных примеру 1. Отличие заключалось в том, что в качестве сульфидирующего реагента в обеднительную зону загружался медный концентрат того же состава, что и в плавильную зону в количестве 5.7 т/час. Выход штейна составил 20.7 т/час с содержанием меди 58.4% Выход отвального шлака (с учетом внутрипечного обеднения всего конвертерного шлака) составил 44.2 т/час, содержание меди в нем 0.5% При этом образовывались отходящие газы ПВ, в которых содержалось 10300 нм3/час SO2. При конвертировании штейнов в газы дополнительно переходил сернистый ангидрид в количестве 3180 нм3/час. Общий выход SO2 составил 13480 нм3/час.
Пример 3. (По предлагаемому способу) Опыт осуществляли в условиях аналогичных примеру 1. Отличие заключалось в том, что в качестве сульфидирующего реагента в обеднительную зону загружался твердый дробленый до крупности -30 мм медный штейн с содержанием меди 45% в количестве 3.9 т/час. Выход штейна из печи ПВ составил 20.7 т/час с содержанием меди 61.6% Выход отвального шлака (с учетом внутрипечного обеднения всего конвертерного шлака) составил 41.7 т/час, содержание меди в нем 0.5% При этом образовывались отходящие газы ПВ в которых содержалось 9970 нм3/час SO2. При конвертировании штейнов в газы дополнительно переходил сернистый ангидрид в количестве 3080 нм3/час. Общий выход SO2 составил 13050 нм3/час.
Пример 4. (По предлагаемому способу) Опыт осуществляли в условиях аналогичных примеру 1. Отличие заключалось в том, что в качестве сульфидирующего реагента в обеднительную зону загружался твердый медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, мас. Cu- 71; Ni - 4.1; Fe 3.4; S 19.4 в количестве 3.9 т/час. Выход штейна из печи ПВ составил 20.7 т/час с содержанием меди 66.6% Выход отвального шлака (с учетом внутрипечного обеднения всего конвертерного шлака) составил 40.25 т/час, содержание меди в нем 0.5% При этом образовывались отходящие газы ПВ, в которых содержалось 9970 нм3/час SO2. При конвертировании штейнов в газы дополнительно переходил сернистый ангидрид в количестве 2980 нм3/час. Общий выход SO2 составил 11950 нм3/час.
Данные, позволяющие сопоставить заявленный способ с прототипом приведены в таблице.
Как видно из приведенных данных, применение в качестве сульфидирующих реагентов при обеднении материалов с содержанием цветных металлов не ниже, чем в исходном сырье обеспечивает снижение удельного выхода отвального шлака и уменьшение объема отходящих газов по сравнению с прототипом, обеспечивая тем самым положительный эффект, заключающийся в улучшении экологических показателей производства. Кроме достижения экологического эффекта в заявляемом способе, по сравнению с прототипом увеличивается извлечение цветных металлов, снижается удельный расход кислородсодержащего сырья и флюсующих добавок. ТТТ1

Claims (4)

1. Способ внутрипечного обеднения шлаков в печи Ванюкова, включающий обеднительную обработку шлака плавильной зоны в обеднительной зоне за счет подачи сульфидирующих и восстановительных реагентов в слой барботируемого расплава, отличающийся тем, что в качестве сульфидирующего реагента для обеднения используют материал, содержание цветных металлов в котором не ниже, чем в исходном сырье.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве сульфидирующего реагента используют руду или концентрат, аналогичные по составу загружаемым в плавильную зону.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве сульфидирующего реагента используют твердые штейны.
4. Споcоб по п.1, отличающийся тем, что в качестве сульфидирующего реагента используют концентраты флотационного разделения медноникелевого файнштейна.
RU92007625A 1992-11-24 1992-11-24 Способ внутрипечного обеднения шлаков в печи ванюкова RU2061771C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU92007625A RU2061771C1 (ru) 1992-11-24 1992-11-24 Способ внутрипечного обеднения шлаков в печи ванюкова

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU92007625A RU2061771C1 (ru) 1992-11-24 1992-11-24 Способ внутрипечного обеднения шлаков в печи ванюкова

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2061771C1 true RU2061771C1 (ru) 1996-06-10
RU92007625A RU92007625A (ru) 1996-12-20

Family

ID=20132398

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU92007625A RU2061771C1 (ru) 1992-11-24 1992-11-24 Способ внутрипечного обеднения шлаков в печи ванюкова

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2061771C1 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2542042C2 (ru) * 2013-06-11 2015-02-20 Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" Способ обеднения медьсодержащих шлаков

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Комков А.А., Васкевич А.Д., Панфилов В.П., Гершман Л.С. Исследование возможности обеднения шлаков в печи Ванюкова. - Цветные металлы, 1991, N 2, с. 18 - 20. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2542042C2 (ru) * 2013-06-11 2015-02-20 Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" Способ обеднения медьсодержащих шлаков

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Jones South Africca
EP2839045B1 (en) Method for processing slags of non-ferrous metallurgy
CN101871050B (zh) 消除硫化铜精矿火法冶炼过程产生磁性氧化铁炉结的方法
CA1159261A (en) Method and apparatus for the pyrometallurgical recovery of copper
US6270554B1 (en) Continuous nickel matte converter for production of low iron containing nickel-rich matte with improved cobalt recovery
EP3143169A1 (en) A method of converting copper containing material
FI97396B (fi) Menetelmä nikkelihienokiven valmistamiseksi ainakin osittain pyrometallurgisesti jalostetuista nikkelipitoisista raaka-aineista
RU2061771C1 (ru) Способ внутрипечного обеднения шлаков в печи ванюкова
FI94538C (fi) Menetelmä nikkelihienokiven ja metallisoituneen kiven valmistamiseksi
EA007445B1 (ru) Способ получения черновой меди
AU727954B2 (en) Process for refining high-impurity copper to anode copper
CN116083737A (zh) 含镍固废生产镍锍的方法及系统
CN113862489B (zh) 一种低碳还原炼铅耦合碳富集的方法
CN112143908B (zh) 一种处理复杂金矿的冶炼工艺
Siegmund Primary lead production–a survey of existing smelters
CN114657391A (zh) 一种无碳化铅冶金装置及冶金方法
US4334925A (en) Combined carburization and sulfurization/desulfurization of molybdenum-rich matte
CA1202184A (en) Dead roast-oxide flash reduction process for copper concentrates
RU2244028C1 (ru) Способ обеднения шлаков плавки окисленных никелевых руд
CN114959279B (zh) 一种利用富so2烟气与石膏固废协同贫化冶炼渣的方法
US4274868A (en) Recovery of tin from ores or other materials
CA2029644A1 (en) Method and apparatus for treating zinc ore concentrates
RU2520292C1 (ru) Способ переработки сульфидных медно-свинцово-цинковых материалов
Nikanorov Silver-containing concentrate processing
US4300949A (en) Method for treating sulfide raw materials