RU2199598C1 - Method of processing sulfide concentrates - Google Patents

Method of processing sulfide concentrates Download PDF

Info

Publication number
RU2199598C1
RU2199598C1 RU2001122137/02A RU2001122137A RU2199598C1 RU 2199598 C1 RU2199598 C1 RU 2199598C1 RU 2001122137/02 A RU2001122137/02 A RU 2001122137/02A RU 2001122137 A RU2001122137 A RU 2001122137A RU 2199598 C1 RU2199598 C1 RU 2199598C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
elemental sulfur
oxygen
blast
sulfur
consumption
Prior art date
Application number
RU2001122137/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
А.И. Окунев
Original Assignee
Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН
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 Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН filed Critical Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН
Priority to RU2001122137/02A priority Critical patent/RU2199598C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2199598C1 publication Critical patent/RU2199598C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: methods of processing sulfide concentrates; chemical technology of manufacture of sulfuric acid. SUBSTANCE: method includes mixing concentrates and fluxes, loading this charge in melting unit, putting-on oxygen-enriched air blast and performing oxidizing smelting to obtain matte, slag and gas phases; oxidizing smelting is conducted in presence of elemental sulfur to compensate for shortage of heat; ratio of mass of concentrate and sulfur is maintained at 1.0:(0.01-0/25); depending on consumption of elemental sulfur, blast is either preheated or is preheated and is simultaneously enriched with oxygen. EFFECT: low cost of copper; increased quantity and improved quality of byproduct sulfuric acid. 8 cl, 3 tbl

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к переработке сульфидных концентратов, например медных, и может быть использовано при переработке медно-цинковых, медно-никелевых, никелевых, пиритных и других сульфидных концентратов, а также может быть использовано в химической технологии при получении серной кислоты. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to the processing of sulfide concentrates, for example copper, and can be used in the processing of copper-zinc, copper-nickel, nickel, pyrite and other sulfide concentrates, and can also be used in chemical technology for the production of sulfuric acids.

Полная или частичная автогенность процесса в плавке сульфидных концентратов, например медных, достигается путем использования приемов:
1) подогрева дутья;
2) обогащения дутья кислородом;
3) комбинацией приемов 1 и 2;
4) применения технологического кислорода (80-96% О2 в дутье).
Full or partial autogeneity of the process in the smelting of sulfide concentrates, such as copper, is achieved by using the following techniques:
1) heating the blast;
2) enrichment of the blast with oxygen;
3) a combination of techniques 1 and 2;
4) the use of process oxygen (80-96% O 2 in the blast).

Существующие способы выплавки меди, в которых используются приемы 1-4, отличаются друг от друга как аппаратурным оформлением, так и особенностями осуществления процесса взаимодействия между сульфидами концентрата и кислородом газовой фазы. В этой связи все автогенные способы могут быть разделены на два типа: плавка во взвешенном состоянии и плавка в расплаве [1, 2]. Existing copper smelting methods, which use methods 1–4, differ from each other both in hardware design and in the specifics of the interaction process between the sulfide concentrate and oxygen in the gas phase. In this regard, all autogenous methods can be divided into two types: suspended smelting and melt smelting [1, 2].

Известен способ переработки сульфидных медных концентратов в кислородном факеле (завод Коппер-Клифф, Канада; Алмалыкский горно-металлургический комбинат, Узбекистан), включающий смешивание концентрата и флюсов, глубокую сушку шихты и подачу ее при помощи горелок в плавильную печь, окислительную плавку с использованием технологического кислорода (94-96% О2). Плавку ведут с получением штейна с 35-50% Сu. Недостатками способа являются: высокие капитальные затраты, сооружение кислородной станции и высокие расходы при эксплуатации последней, отсутствие или малое количество вторичных энергоресурсов [1].A known method of processing sulfide copper concentrates in an oxygen flare (Copper-Cliff plant, Canada; Almalyk mining and metallurgical plant, Uzbekistan), including mixing the concentrate and fluxes, deep drying the charge and feeding it using burners to a smelter, oxidizing melting using technological oxygen (94-96% O 2 ). Melting is carried out to obtain matte with 35-50% Cu. The disadvantages of the method are: high capital costs, the construction of an oxygen station and high costs during operation of the latter, the absence or small amount of secondary energy [1].

Известен способ автогенной плавки медных концентратов в шахтной печи на дутье, обогащенном кислородом, включающем смешивание материалов и окускование шихты, подачу окускованной шихты в печь с получением штейна (35-50% Сu), шлака и газов. К недостаткам способа относятся: недостаточное использование теплотворной способности сульфидов концентрата ввиду подачи окислительного дутья через фурмы в нижних горизонтах печи и диссоциации высших сульфидов в верхних горизонтах, необходимость передела окускования шихты и др. ([1], стр.203). A known method of autogenous smelting of copper concentrates in a shaft furnace using oxygen enriched blasting, including mixing materials and sintering the charge, feeding the sintered charge into the furnace to produce matte (35-50% Cu), slag and gases. The disadvantages of the method include: insufficient use of the calorific value of sulfide concentrate due to the supply of oxidative blast through the tuyeres in the lower horizons of the furnace and the dissociation of higher sulfides in the upper horizons, the need for redistribution of the sintering charge, etc. ([1], p.203).

Ближайший аналог. Наиболее близким к заявляемому по технической сущности является способ переработки сульфидных медных и медно-никелевых концентратов во взвешенном состоянии, включающий предварительное смешивание концентрата и флюсов, сушку шихты, подачу шихты в плавильную печь, окислительную плавку с использованием воздушного дутья, обогащенного кислородом. Плавку ведут с получением штейна (40-65% Сu), шлака и газов [2]. The closest analogue. Closest to the claimed technical essence is a method for processing sulphide copper and copper-nickel concentrates in suspension, which includes preliminary mixing of the concentrate and fluxes, drying the charge, feeding the mixture into a smelting furnace, oxidative smelting using air blast enriched with oxygen. Melting is carried out with the production of matte (40-65% Cu), slag and gases [2].

Таким образом, основными приемами достижения автогенности пронесся являются подогрев дутья и применение технического кислорода. Первое из них громоздко и сложно в эксплуатации на запыленных газах, не обеспечивает автогенности процесса и нуждается в дополнительных мерах в виде обогащения дутья кислородом либо в виде добавок углеродистого или углеводородного топлива; второе - дорого, так как сопровождается крупными капитальными вложениями и значительными эксплуатационными расходами. Так, только расход электроэнергии на получение технологического кислорода составляет 0,5 кВт•ч на 1 м3 кислорода, что соответствует расходу электроэнергии в количестве 500-1000 кВт•ч на 1 т выплавляемой меди.Thus, the main methods for achieving autogenicity have swept through are the heating of the blast and the use of technical oxygen. The first of them is cumbersome and difficult to operate on dusty gases, does not provide the process autogeneity and needs additional measures in the form of enrichment of the blast with oxygen or in the form of additives of carbon or hydrocarbon fuel; the second is expensive, as it is accompanied by large capital investments and significant operating costs. So, only the energy consumption for the production of process oxygen is 0.5 kW • h per 1 m 3 of oxygen, which corresponds to an energy consumption in the amount of 500-1000 kW • h per 1 ton of smelted copper.

К недостаткам прототипа можно отнести:
- трудности, связанные с полной компенсацией дефицита тепла при плавке на горячем дутье, что обусловливает необходимость применения топлива;
- относительно низкая концентрация SO2 (горячее дутье);
- необходимость применения технического кислорода (24-60% O2 в дутье);
- малая экономичность эксплуатации печи с получением широкого аспекта шлаков (например, ферритно-кальциевых и близких к ним комбинированных высокоосновных шлаков);
- трудности, связанные с получением богатых штейнов и черновой меди в одну операцию, и многие другие.
The disadvantages of the prototype include:
- difficulties associated with the full compensation of heat deficiency during melting on a hot blast, which necessitates the use of fuel;
- a relatively low concentration of SO 2 (hot blast);
- the need for the use of technical oxygen (24-60% O 2 in the blast);
- low efficiency of operation of the furnace with obtaining a wide aspect of the slag (for example, calcium ferritic and related highly basic slag);
- difficulties associated with obtaining rich matte and blister copper in one operation, and many others.

Задачей настоящего изобретения является создание способа переработки сульфидных концентратов, позволяющего уменьшить расход топливно-энергетических ресурсов. The present invention is to provide a method for processing sulfide concentrates, which allows to reduce the consumption of fuel and energy resources.

Техническим результатом от использования предлагаемого изобретения является следующее:
- повышается объем производства серной кислоты на 1 т меди в 1,5-2,5 раза;
- увеличивается концентрация SO2 в газах в 1,5 раза (в сравнении с вариантом плавки на горячем дутье);
- повышается качество серной кислоты ввиду отсутствия в элементарной сере мышьяка, фтора, сурьмы, висмута, свинца, цинка и других примесей, характерных для медных концентратов. Благодаря этому становится возможным производство серной кислоты суперкласса и преципитата высокой чистоты;
- создаются возможности в регулировании тепловой работы печи, благодаря чему становится реализуемым присадка в шихту фосфогипса и получение кальцийсодержащих и ферритно-кальциевых шлаков, что, в свою очередь, способствует дополнительному увеличению объема производства серной кислоты и существенному уменьшению отходов;
- увеличивается выход пара;
- создается возможность экономичного получения богатых штейнов (белого матта) и черновой меди;
- экономия капитальных затрат (около 5-10 млн. долларов США) за счет исключения кислородной станции.
The technical result from the use of the invention is the following:
- the volume of production of sulfuric acid per 1 ton of copper is increased by 1.5-2.5 times;
- increases the concentration of SO 2 in gases by 1.5 times (compared with the option of melting on a hot blast);
- the quality of sulfuric acid increases due to the absence of arsenic, fluorine, antimony, bismuth, lead, zinc and other impurities characteristic of copper concentrates in elemental sulfur. Due to this, it becomes possible to produce sulfuric acid of the superclass and precipitate of high purity;
- Opportunities are created for regulating the thermal operation of the furnace, which makes it possible to add phosphogypsum to the mixture and obtain calcium-containing and ferrite-calcium slag, which, in turn, contributes to an additional increase in the production of sulfuric acid and a significant reduction in waste;
- increased steam output;
- creates the possibility of economical production of rich mattes (white matte) and blister copper;
- savings in capital costs (about 5-10 million US dollars) due to the exclusion of the oxygen station.

Поставленная задача достигается тем, что в способе переработки сульфидных концентратов, включающем смешивание концентрата и флюсов, загрузку полученной шихты в плавильный агрегат, подачу воздушного дутья, обогащенного кислородом, и окислительную плавку с получением штейновой, шлаковой и газовой фаз, согласно изобретению окислительную плавку ведут в присутствии элементарной серы для компенсации дефицита тепла, при этом соотношение массы концентрата и серы поддерживают равным 1,0:(0,01-0,25). The problem is achieved in that in the method of processing sulfide concentrates, including mixing the concentrate and fluxes, loading the resulting mixture into a melting unit, supplying air blast enriched with oxygen, and oxidizing melting to obtain the matte, slag and gas phases, according to the invention, the oxidative melting is carried out in the presence of elemental sulfur to compensate for the heat deficit, while the mass ratio of the concentrate and sulfur is maintained equal to 1.0: (0.01-0.25).

В зависимости от расхода элементарной серы дутье подогревают до 50-800oС, при этом количество кислорода в дутье регулируют таким образом, чтобы на 1 кг элементарной серы в шихте дополнительно расходовалось 0,8-1,1 кг кислорода, при этом подаваемое дутье обогащают кислородом в пределах 21-40% об.Depending on the consumption of elemental sulfur, the blast is heated to 50-800 o C, while the amount of oxygen in the blast is regulated so that 0.8-1.1 kg of oxygen is additionally consumed per 1 kg of elemental sulfur in the charge, while the supplied blast is enriched oxygen in the range of 21-40% vol.

В зависимости от расхода элементарной серы ее сжигание в процессе реализуется следующими способами:
- твердую элементарную серу подают в смеси с медным концентратом в горелочное устройство;
- в горелочное устройство подают элементарную серу в расплавленном состоянии;
- расплавленную элементарную серу подают в пространство печи;
- элементарную серу полностью или частично подают в слой расплава в потоке окислительного газа.
Depending on the consumption of elemental sulfur, its combustion in the process is implemented in the following ways:
- solid elemental sulfur is fed in a mixture with copper concentrate in the burner device;
- elemental sulfur in a molten state is supplied to the burner;
- molten elemental sulfur is fed into the space of the furnace;
- elemental sulfur is fully or partially fed into the melt layer in an oxidizing gas stream.

Кроме того, в зависимости от расхода элементарной серы дутье одновременно подогревают и обогащают кислородом для компенсации дефицита тепла с тем, чтобы суммарный приход тепла соответствовал приходу тепла при использовании элементарной серы в полном объеме. In addition, depending on the consumption of elemental sulfur, the blast is simultaneously heated and enriched with oxygen to compensate for the heat deficit so that the total heat input corresponds to the heat input when using elemental sulfur in full.

Нижняя граница в расходе элементарной серы (1,0% от массы шихты) определяется тем, что меньший расход элементарной серы экономически малорентабелен. Высшая граница в потреблении элементарной серы (25% от массы шихты) определена тем, что подобный расход элементарной серы восполняет дефицит тепла для любого варианта плавки. The lower limit in the consumption of elemental sulfur (1.0% of the mass of the charge) is determined by the fact that a lower consumption of elemental sulfur is economically unprofitable. The highest limit in the consumption of elemental sulfur (25% of the mass of the charge) is determined by the fact that a similar consumption of elemental sulfur makes up for the heat deficit for any melting option.

Все возможные варианты осуществления способа и его сопоставление с прототипом представлены в табл. 1 и 2. All possible embodiments of the method and its comparison with the prototype are presented in table. 1 and 2.

Примеры осуществления способа. Examples of the method.

Примеры осуществления нашего процесса рассмотрим на примере плавки медных концентратов по способу Оутокумпу с применением подогрева дутья и топлива (мазут), рассмотренного ранее в работе [2]. В табл. 1 в первой колонке приведены данные по реализации способа по прототипу при переработке медного концентрата состава, %: 20,0 Сu, 37,35 Fe, 42,65 S. Отвальные шлаки, как и в прототипе, содержат 36% SiO2 и 6% СаО. Температуру штейна, как и в прототипе, примем 1150oС, шлака - 1250oС, газов на выходе из печи - 1300oС.We will consider examples of the implementation of our process by the example of smelting copper concentrates by the Outokumpu method using heating of blast and fuel (fuel oil), considered earlier in [2]. In the table. 1 in the first column shows the data on the implementation of the prototype method in the processing of copper concentrate composition,%: 20.0 Cu, 37.35 Fe, 42.65 S. The waste slag, as in the prototype, contains 36% SiO 2 and 6% CaO. The temperature of the matte, as in the prototype, we take 1150 o C, slag - 1250 o C, the gases at the outlet of the furnace - 1300 o C.

Примеры осуществления способа 1-6 (табл. 1) свидетельствует о возможности полного исключения подогрева воздуха и применения топлива. В качестве положительного эффекта имеем: снижение расхода топливно-энергетических ресурсов, повышение выхода пара (т.е. энергии), увеличение концентрации SO2 в газах (на 5-10% отн.) и повышение выхода SO2 для производства серной кислоты в 1,3-2,0 раза.Examples of the implementation of method 1-6 (table. 1) indicates the possibility of a complete exclusion of air heating and the use of fuel. As a positive effect, we have: a decrease in the consumption of fuel and energy resources, an increase in the yield of steam (i.e. energy), an increase in the concentration of SO 2 in gases (by 5-10% relative) and an increase in the yield of SO 2 for the production of sulfuric acid in 1 , 3-2.0 times.

Укажем, что тепловые расчеты, связанные с расходом элементарной серы при автогенной плавке медных концентратов, вели с учетом следующих данных:
- изменение энтальпии реакции горения серы - Sтв+O2(г)=SO2 - принято равным 70900 ккал/кг-моль О2;
- потери тепла с газами от сжигания серы составили 25900 ккал/кг-моль O2;
- чистый приход тепла, который может быть направлен на восполнение дефицита тепла, составил 45000 ккал/кг-атом S или 1406,2 ккал/кг серы.
We point out that thermal calculations associated with the consumption of elemental sulfur during autogenous smelting of copper concentrates were carried out taking into account the following data:
- change in the enthalpy of the combustion reaction of sulfur - S tv + O 2 (g) = SO 2 - taken equal to 70,900 kcal / kg-mol O 2 ;
- heat loss with gases from the combustion of sulfur amounted to 25900 kcal / kg-mol O 2 ;
- net heat input, which can be used to fill the heat deficit, was 45,000 kcal / kg-atom S or 1406.2 kcal / kg sulfur.

В таблице 2 приведены примеры 7-14 осуществления способа, в которых в отличие от примеров 1-6 изменялось содержание меди в штейне (металле) от 40 до 99,9% (т.е. менялась степень десульфурации шихты). Эти примеры содержат показатели по вариантам с нагревом воздуха, обогащения дутья кислородом и сопоставлены с показателями заявленного способа. Из этих примеров видно, что при помощи элементарной серы удается компенсировать любой дефицит тепла. Table 2 shows examples 7-14 of the method, in which, in contrast to examples 1-6, the copper content in the matte (metal) was changed from 40 to 99.9% (i.e., the degree of desulfurization of the charge changed). These examples contain indicators for options with heating the air, enriching the blast with oxygen and are compared with the indicators of the claimed method. From these examples it can be seen that with the help of elemental sulfur, any heat deficiency can be compensated.

В табл. 1 и 2 приведены примеры осуществления нашего способа в сопоставлении с прототипом, показывающие расходы элементарной серы при получении штейнов разного состава и черновой меди, покрывающие дефицит тепла. Итак, расходы элементарной серы представлены в табл.3. In the table. 1 and 2 are examples of the implementation of our method in comparison with the prototype, showing the costs of elemental sulfur upon receipt of mattes of different composition and blister copper, covering the heat deficit. So, the costs of elemental sulfur are presented in table.3.

Пример 11 иллюстрирует возможность использования подогрева дутья и введения в шихту элементарной серы для варианта получения штейна с 50% меди, в примере 12 - для тех же условий приводятся данные комбинирования приемов обогащения дутья кислородом и применения элементарной серы. Example 11 illustrates the possibility of using preheating of the blast and introducing elemental sulfur into the charge for the production of matte with 50% copper; in example 12, for the same conditions, data are given on combining oxygen enrichment methods and the use of elemental sulfur.

В заключение анализа приемов выполнения способа отметим случаи, когда нет необходимости в повышении производства серной кислоты. В этой ситуации отпадает возможность использования элементарной серы, поступающей со стороны (нефтехимпереработки, добыча элементарной серы - Оренбуржье, Астрахань и др. ). Тогда элементарная сера может быть получена из газов автогенного процесса путем восстановления SO2 природным газом по способу, осуществленному на Норильском горно-металлургическом комбинате. Этот прием не изменяет сути нашего изобретения, а только предусматривает источник получения серы внутри самого процесса. В ряде случаев, возможно, это будет иметь место. Иными словами, элементарная сера, необходимая для автогенности процесса, может быть получена в хвостовой части автогенного комплекса и будет служить таким образом некой циркуляционной нагрузкой, не меняя общего выхода серы в виде сернистого ангидрида. Это тем более возможно, что для нашего случая безразлична сортность элементарной серы. Это замечание высказывается потому, что элементарная сера Норильского комбината от установки взвешенной плавки никелевого концентрата является низкосортной и не пользуется спросом.In conclusion, an analysis of the methods of performing the method, we note cases where there is no need to increase the production of sulfuric acid. In this situation, there is no longer the possibility of using elemental sulfur from the outside (oil refining, production of elemental sulfur - Orenburg, Astrakhan, etc.). Then elemental sulfur can be obtained from the gases of the autogenous process by reducing SO 2 with natural gas according to the method carried out at the Norilsk Mining and Metallurgical Combine. This technique does not change the essence of our invention, but only provides a source of sulfur within the process itself. In some cases, perhaps this will be the case. In other words, elemental sulfur, necessary for the autogenous process, can be obtained in the tail part of the autogenous complex and will thus serve as a kind of circulation load without changing the total sulfur output in the form of sulfur dioxide. This is all the more possible because for our case the grade of elemental sulfur is indifferent. This remark is made because the elemental sulfur of the Norilsk Combine from the installation of suspended smelting of nickel concentrate is low-grade and is not in demand.

Технико-экономические расчеты показали, что автогенная плавка медных концентратов по нашему способу обеспечивает получение дешевой черновой меди. Feasibility studies have shown that autogenous smelting of copper concentrates by our method ensures the production of cheap blister copper.

Процесс по нашему изобретению может быть осуществлен в любом из известных аппаратов автогенной плавки, в том числе и в разработанных в СССР и России (кислородно-факельная плавка, плавка в конвертере, плавка в жидкой ванне, факельно-барботажная плавка, циклонная плавка, кивцет и др.). The process according to our invention can be carried out in any of the known autogenous melting apparatuses, including those developed in the USSR and Russia (oxygen-torch melting, melting in a converter, melting in a liquid bath, torch-bubbling melting, cyclone melting, quartz and other).

Источники информации
1. Мечев В. В., Быстров В.П., Тарасов А.В. и др. Автогенные процессы в цветной металлургии. М.: Металлургия, 1991. - 413 с.
Sources of information
1. Mechev V.V., Bystrov V.P., Tarasov A.V. and others. Autogenous processes in non-ferrous metallurgy. M .: Metallurgy, 1991 .-- 413 p.

2. Купряков Ю.П. Автогенная плавка медных концентратов во взвешенном состоянии. М.: Металлургия, 1979. - 232 с. 2. Kupryakov Yu.P. Autogenous smelting of copper concentrates in suspension. M .: Metallurgy, 1979.- 232 p.

Claims (8)

1. Способ переработки сульфидных концентратов, включающий смешивание концентрата и флюсов, загрузку полученной шихты в плавильный агрегат, подачу воздушного дутья, обогащенного кислородом, и окислительную плавку с получением штейновой, шлаковой и газовой фаз, отличающийся тем, что окислительную плавку ведут в присутствии элементарной серы для компенсации дефицита тепла, при этом соотношение массы концентрата и серы поддерживают равным 1,0:(0,01-0,25). 1. A method of processing sulfide concentrates, including mixing the concentrate and fluxes, loading the resulting mixture into a melting unit, feeding air blast enriched with oxygen, and oxidizing smelting to produce the matte, slag and gas phases, characterized in that the oxidative smelting is carried out in the presence of elemental sulfur to compensate for the heat deficit, while the ratio of the mass of the concentrate and sulfur is maintained equal to 1.0: (0.01-0.25). 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в зависимости от расхода элементарной серы дутье подогревают до 50-800oС, при этом количество кислорода в дутье регулируют таким образом, чтобы на 1 кг элементарной серы в шихте дополнительно расходовалось 0,8-1,1 кг кислорода.2. The method according to claim 1, characterized in that, depending on the consumption of elemental sulfur, the blast is heated to 50-800 o C, while the amount of oxygen in the blast is controlled so that 0.8 kg additional charge is spent on 1 kg of elemental sulfur -1.1 kg of oxygen. 3. Способ по пп.1 и 2, отличающийся тем, что в зависимости от расхода элементарной серы подаваемое дутье обогащают кислородом в пределах 21-40 об. %. 3. The method according to claims 1 and 2, characterized in that, depending on the consumption of elemental sulfur, the supplied blast is enriched with oxygen in the range of 21-40 vol. % 4. Способ по пп. 1-3, отличающийся тем, что твердую элементарную серу подают в смеси с медным концентратом через горелочное устройство. 4. The method according to PP. 1-3, characterized in that the solid elemental sulfur is served in a mixture with copper concentrate through a burner device. 5. Способ по пп.1-3, отличающийся тем, что элементарную серу подают в расплавленном состоянии через горелочное устройство. 5. The method according to claims 1 to 3, characterized in that elemental sulfur is supplied in a molten state through a burner device. 6. Способ по пп.1-3, отличающийся тем, что элементарную серу подают в расплавленном состоянии в пространство печи. 6. The method according to claims 1 to 3, characterized in that the elemental sulfur is fed in a molten state into the space of the furnace. 7. Способ по пп.1-3, отличающийся тем, что элементарную серу подают частично или полностью в слой расплава в потоке окислительного газа. 7. The method according to claims 1 to 3, characterized in that the elemental sulfur is fed partially or completely into the melt layer in an oxidizing gas stream. 8. Способ по пп.1-3, отличающийся тем, что в зависимости от расхода элементарной серы дутье одновременно подогревают и обогащают кислородом для компенсации дефицита тепла с тем, чтобы суммарный приход тепла соответствовал приходу тепла при использовании элементарной серы в полном объеме. 8. The method according to claims 1 to 3, characterized in that, depending on the consumption of elemental sulfur, the blast is simultaneously heated and enriched with oxygen to compensate for the heat deficit so that the total heat input corresponds to the heat input when using elemental sulfur in full.
RU2001122137/02A 2001-08-07 2001-08-07 Method of processing sulfide concentrates RU2199598C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001122137/02A RU2199598C1 (en) 2001-08-07 2001-08-07 Method of processing sulfide concentrates

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001122137/02A RU2199598C1 (en) 2001-08-07 2001-08-07 Method of processing sulfide concentrates

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2199598C1 true RU2199598C1 (en) 2003-02-27

Family

ID=20252443

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2001122137/02A RU2199598C1 (en) 2001-08-07 2001-08-07 Method of processing sulfide concentrates

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2199598C1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
КУПРЯКОВ Ю.П. Автогенная плавка медных концентратов во взвешенном состоянии. - М.: Металлургия, 1979, с.166-185. ВАНЮКОВ А.В. и др. Комплексная переработка медного и никелевого сырья. - М.: Металлургия, Челябинское отделение, 1988, с. 278-305. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP0864658B1 (en) Refining iron ore
US3912501A (en) Method for the production of iron and steel
US3725044A (en) Method of continuous processing of sulfide ores
US4244732A (en) Manufacture of steel from ores containing high phosphorous and other undesirable constituents
PL76243B1 (en)
US11441207B2 (en) Method of continuously processing nickel-containing copper sulphide materials
US4798532A (en) Flash smelting furnace
US4533386A (en) Process for producing aluminum
RU2126455C1 (en) Method of producing high-grade nickel matte
PL194875B1 (en) Method for the production of blister copper in suspension reactor
US4614541A (en) Method of continuous metallurgical processing of copper-lead matte
RU2199598C1 (en) Method of processing sulfide concentrates
WO1997027338A1 (en) Direct iron and steelmaking
US3849120A (en) Smelting of copper-iron or nickel-iron sulfides
WO2013192386A1 (en) Production of copper via looping oxidation process
US4236915A (en) Process for oxygen sprinkle smelting of sulfide concentrates
US4514222A (en) High intensity lead smelting process
US4514217A (en) Method of producing lead from sulphidic lead raw-material
US3281237A (en) Process for producing lead
US4465512A (en) Procedure for producing lead bullion from sulphide concentrate
US1466644A (en) Iron smelting
US2865733A (en) Smelting process
US4274868A (en) Recovery of tin from ores or other materials
RU2640110C1 (en) Method of pyrometallurgical processing of oxide materials
RU2064516C1 (en) Method of oxidized nickel ores processing

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20050808