RU2817274C1 - Device for pyrometallurgical processing of sulphide ores and concentrates - Google Patents
Device for pyrometallurgical processing of sulphide ores and concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- RU2817274C1 RU2817274C1 RU2023103397A RU2023103397A RU2817274C1 RU 2817274 C1 RU2817274 C1 RU 2817274C1 RU 2023103397 A RU2023103397 A RU 2023103397A RU 2023103397 A RU2023103397 A RU 2023103397A RU 2817274 C1 RU2817274 C1 RU 2817274C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- chamber
- matte
- slag
- gas
- melting
- Prior art date
Links
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 21
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims abstract description 15
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 13
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 71
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 52
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 50
- 238000005192 partition Methods 0.000 claims abstract description 16
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims abstract description 13
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 88
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 16
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 8
- 238000011068 loading method Methods 0.000 claims description 7
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims description 4
- 238000007654 immersion Methods 0.000 claims 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 abstract description 11
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 7
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 5
- 239000002994 raw material Substances 0.000 abstract description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 32
- 238000000034 method Methods 0.000 description 27
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 8
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 7
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 7
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 7
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 6
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- 239000000839 emulsion Substances 0.000 description 5
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 4
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 4
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 4
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 4
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 3
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 3
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- 238000013461 design Methods 0.000 description 3
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 2
- 239000007792 gaseous phase Substances 0.000 description 2
- 229940093920 gynecological arsenic compound Drugs 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 2
- 230000008520 organization Effects 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001950 potassium oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001948 sodium oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N sulfur monoxide Chemical class S=O XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052815 sulfur oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 2
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 206010021143 Hypoxia Diseases 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229940058905 antimony compound for treatment of leishmaniasis and trypanosomiasis Drugs 0.000 description 1
- 150000001463 antimony compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 150000001495 arsenic compounds Chemical class 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 1
- LHJQIRIGXXHNLA-UHFFFAOYSA-N calcium peroxide Chemical compound [Ca+2].[O-][O-] LHJQIRIGXXHNLA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000019402 calcium peroxide Nutrition 0.000 description 1
- JGIATAMCQXIDNZ-UHFFFAOYSA-N calcium sulfide Chemical compound [Ca]=S JGIATAMCQXIDNZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 230000032798 delamination Effects 0.000 description 1
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 1
- 231100001261 hazardous Toxicity 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 1
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 230000005501 phase interface Effects 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- CHWRSCGUEQEHOH-UHFFFAOYSA-N potassium oxide Chemical class [O-2].[K+].[K+] CHWRSCGUEQEHOH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- KKCBUQHMOMHUOY-UHFFFAOYSA-N sodium oxide Chemical class [O-2].[Na+].[Na+] KKCBUQHMOMHUOY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005979 thermal decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002912 waste gas Substances 0.000 description 1
Abstract
Description
ОБЛАСТЬ ТЕХНИКИTECHNICAL FIELD
Изобретение относится к области пирометаллургической переработки рудного сырья различного вещественного состава в жидко-шлаковой ванне, в частности, к устройству для непрерывной плавки сульфидных материалов.The invention relates to the field of pyrometallurgical processing of ore raw materials of various compositions in a liquid-slag bath, in particular, to a device for continuous smelting of sulfide materials.
УРОВЕНЬ ТЕХНИКИBACKGROUND OF THE ART
Известен способ непрерывной плавки сульфидных материалов в жидкой ванне, который заключается в обработке сульфидных материалов путем барботажа окислительными газами в печи, состоящей из прямоугольной шахты, кессонированного пояса с фурмами, устройством для загрузки шихты, приспособлений для выпуска шлака и штейна (см. авторское свидетельство СССР №813102, МПК F27B 3/00).There is a known method for continuous smelting of sulfide materials in a liquid bath, which consists of processing sulfide materials by bubbling oxidizing gases in a furnace consisting of a rectangular shaft, a caisson belt with tuyeres, a device for loading the charge, devices for releasing slag and matte (see USSR copyright certificate No. 813102, IPC F27B 3/00).
Недостатком данного способа является плавление шихты за счет тепла от сжигания избыточной серы и, как следствие, получение отходящих газов с большим содержанием оксидов серы и возгонов в виде соединений мышьяка и сурьмы, что значительно усложняет и удорожает газоочистку. Кроме того, в известном способе практически невозможно получение металлофазы из-за перегрева и возможного выброса расплавленной массы в газоход. Известный способ малоэффективен для более полного выделения штейновой фазы из шлака.The disadvantage of this method is the melting of the charge due to the heat from the combustion of excess sulfur and, as a consequence, the production of waste gases with a high content of sulfur oxides and sublimates in the form of arsenic and antimony compounds, which significantly complicates and increases the cost of gas purification. In addition, in the known method it is almost impossible to obtain a metal phase due to overheating and possible release of the molten mass into the flue. The known method is ineffective for more complete separation of the matte phase from the slag.
Известен способ и устройство непрерывной плавки сульфидных материалов в газлифтном режиме в жидкой ванне, содержащей газлифт с фурмами, организующим восходящий и нисходящий потоки шлакового расплава, отстойную камеру, сообщающуюся с газлифтом по шлаковой фазе, приспособления для выпуска шлака и штейна (Патент РФ №2123651(1, 3) класс F27B 17/00, 1998).There is a known method and device for continuous melting of sulfide materials in a gas lift mode in a liquid bath containing a gas lift with tuyeres organizing upward and downward flows of slag melt, a settling chamber communicating with the gas lift through the slag phase, devices for releasing slag and matte (RF Patent No. 2123651( 1, 3) class F27B 17/00, 1998).
Газлифтная печь является более производительной, однако она не решает вопросы по снижению из отходящих газов оксидов серы и смешению их с возгонами соединений мышьяка и других элементов. Кроме того, в известном способе не решаются задачи по снижению уносов штейна со шлаком.A gas-lift furnace is more productive, but it does not solve the issues of reducing sulfur oxides from exhaust gases and mixing them with sublimates of arsenic compounds and other elements. In addition, the known method does not solve the problem of reducing the loss of matte with slag.
Кроме того, известен способ и устройство (печь) переработки сульфосодержащих концентратов, включающий плавку шихты с получением расплавов штейна и шлака, отличающийся тем, что плавку ведут непрерывно в циркулирующем шлаковом расплаве в выгороженной плавильной камере с выдачей продуктов плавки в отстойную камеру на границу раздела фаз штейн шлак (Патент РФ №2348713 С22В 11/02, F27B 17/00, 2009) (прототип). В известном способе за счет поступательного движения перегретого циркулирующего шлака и шихты в плавильной камере вниз на границу раздела фаз штейн-шлак достигается захват возгонов от расплавления шихты и вынос их в специальный газоход, расположенный в отстойной камере. При этом достигается отделение рабочих газов газлифта от возгонов, что значительно снижает концентрацию в отходящих газах диоксида серы. При этом известная из прототипа печь включает газлифт с фурмами, погруженными в шлаковый расплав, газоотделительную и отстойную камеры, газоход для отвода возгонов и легкокипящих продуктов плавки из отстойной камеры, плавильную камеру, погруженную в отстойную камеру на границу раздела фаз шлак штейн.In addition, there is a known method and device (furnace) for processing sulfate-containing concentrates, including melting the charge to produce matte and slag melts, characterized in that the melting is carried out continuously in a circulating molten slag in an enclosed melting chamber with the release of the melting products into a settling chamber at the phase interface matte slag (RF Patent No. 2348713 С22В 11/02, F27B 17/00, 2009) (prototype). In the known method, due to the forward movement of superheated circulating slag and charge in the melting chamber down to the matte-slag phase boundary, sublimates from the melting of the charge are captured and carried into a special flue located in the settling chamber. In this case, separation of the working gases of the gas lift from the sublimates is achieved, which significantly reduces the concentration of sulfur dioxide in the exhaust gases. In this case, the furnace known from the prototype includes a gas lift with tuyeres immersed in the molten slag, gas separation and settling chambers, a gas duct for removing sublimates and low-boiling smelting products from the settling chamber, a melting chamber immersed in the settling chamber at the slag matte phase boundary.
Однако в известном из прототипа способе при циркулировании шлака увеличивается нагрузка на отстойную камеру, что приводит к уменьшению времени отстаивания шлака а, соответственно, и уносу штейна, содержащего ценные компоненты с отработанным шлаком. Кроме того, при циркулировании шлака в процессе плавления шихты образуется эмульсия штейн в шлаке, что при расслаивании предполагает захват штейна со шлаком, что в совокупности с уменьшением времени отстаивания также способствует увеличению уноса штейна со шлаком, понижая тем самым извлечение ценных компонентов в целевой продукт. Кроме того, циркуляция шлака через плавильную и далее отстойную камеры увеличивает нагрузку на отстойную камеру и как следствие увеличивает захват штейна со шлаком.However, in the method known from the prototype, when circulating slag, the load on the settling chamber increases, which leads to a decrease in the settling time of the slag and, accordingly, and the entrainment of matte containing valuable components with the spent slag. In addition, when the slag circulates during the melting of the charge, an emulsion of matte in the slag is formed, which, during delamination, involves the capture of the matte with the slag, which, together with a decrease in settling time, also contributes to an increase in the entrainment of the matte with the slag, thereby reducing the extraction of valuable components into the target product. In addition, the circulation of slag through the melting and then settling chambers increases the load on the settling chamber and, as a result, increases the capture of matte with slag.
РАСКРЫТИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯDISCLOSURE OF INVENTION
Задачей изобретения является разработка устройства (печи), позволяющее обеспечить повышение извлечения ценных компонентов в штейн, снижение содержания ценных компонентов в шлаке до отвальных значений, расширение области применения способа, исключение циркуляции шлака через плавильную камеру и организация взаимодействия дутьевых газов с сульфидной серой при одновременной плавке шихты и отделении возгонов и легкоплавких продуктов плавки от дутьевых газов.The objective of the invention is to develop a device (furnace) that makes it possible to increase the extraction of valuable components into the matte, reduce the content of valuable components in the slag to waste values, expand the scope of application of the method, eliminate the circulation of slag through the melting chamber and organize the interaction of blast gases with sulfide sulfur during simultaneous melting charge and separation of sublimates and low-melting smelting products from blast gases.
Достигаемый при этом технический результат заключается в повышении степени извлечения ценных компонентов в штейн и снижении их содержания в шлаке.The technical result achieved in this case is to increase the degree of extraction of valuable components into the matte and reduce their content in the slag.
Указанный технический результат достигается за счет того, что устройство для переработки сульфидных руд и концентратов содержит ванну, в которой последовательно расположены и отделены друг от друга перегородками газлифтную камеру с фурмами, заполненную расплавом штейна, в который погружены фурмы, плавильную камеру, отстойную камеру и карман слива легкой фазы, при этом газлифтная камера выполнена с возможностью возврата расплава штейна в расплав шлака в плавильной камере.The specified technical result is achieved due to the fact that the device for processing sulfide ores and concentrates contains a bath in which a gas-lift chamber with tuyeres, filled with molten matte, in which the tuyeres are immersed, a melting chamber, a settling chamber and a pocket, are located in series and separated from each other by partitions. draining the light phase, while the gas lift chamber is configured to return the matte melt to the slag melt in the melting chamber.
В отстойной камере расположена газоотделительная камера с газоходом для отвода возгонов и легкокипящих продуктов плавки.The settling chamber contains a gas separation chamber with a gas duct for removing sublimates and low-boiling smelting products.
Над газлифтной и плавильной камерами расположена газоотделительная камера с газоходом для удаления газов из газлифтной камеры.Above the gas lift and melting chambers there is a gas separation chamber with a gas duct for removing gases from the gas lift chamber.
КРАТКОЕ ОПИСАНИЕ ЧЕРТЕЖЕЙBRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS
Изобретение будет более понятным из описания, не имеющего ограничительного характера и приводимого со ссылками на прилагаемые чертежи, на которых изображено:The invention will be more clear from the description, which is not restrictive and is given with reference to the accompanying drawings, which show:
Фиг. 1 - Конструкция заявленного устройства 1 - ванна; 2 - газлифтная камера; 3 - плавильная камера; 4 - отстойная камера; 5 - газоход газоотделительной камеры для удаления газов из газлифтной камеры; 6 - газоход газоотделительной камеры для удаления возгонов из отстойной камеры; 7 - поляризованные электроды; 8 - штуцер слива шлака; 9 - сифон для слива штейна; 10 - сифон для слива металлофазы; 11 - загрузочный канал; 12 - дутьевые фурмы; 13 - перегородка для выделения плавильной камеры; 14 - отбойная перегородка; 15 - канал для удаления газовой фазы из кармана слива легкой фазы; 16 - перегородка, образующая карман слива легкой фазы; 17 - перегородка, разделяющая газлифтную и плавильные камеры; 18 - карман слива легкой фазы; 19 - газоотделительная камера, расположенная над газлифтной и плавильной камерами; 20 - газоотделительная камера, расположенная над отстойной камерой.Fig. 1 - Design of the claimed device 1 - bath; 2 - gas lift chamber; 3 - melting chamber; 4 - settling chamber; 5 - gas duct of the gas separation chamber for removing gases from the gas lift chamber; 6 - gas duct of the gas separation chamber for removing sublimates from the settling chamber; 7 - polarized electrodes; 8 - slag drain fitting; 9 - siphon for draining matte; 10 - siphon for draining the metal phase; 11 - loading channel; 12 - blowing tuyeres; 13 - partition for separating the melting chamber; 14 - baffle partition; 15 - channel for removing the gas phase from the light phase drain pocket; 16 - partition forming a pocket for draining the light phase; 17 - partition separating the gas lift and melting chambers; 18 - light phase drain pocket; 19 - gas separation chamber located above the gas lift and melting chambers; 20 - gas separation chamber located above the settling chamber.
ОСУЩЕСТВЛЕНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯIMPLEMENTATION OF THE INVENTION
Способ пирометаллургической переработки сульфидных руд и концентратов включает плавку шихты шлаковом расплаве в выгороженной плавильной камере с получением расплавов штейна и шлака, при этом плавку шихты с получением штейна и шлака ведут при непрерывном возврате расплава штейна в расплав шлака.The method of pyrometallurgical processing of sulfide ores and concentrates involves melting the charge in a slag melt in an enclosed melting chamber to produce matte and slag melts, while the melting of the charge to produce matte and slag is carried out with the continuous return of the matte melt to the molten slag.
Для возврата расплава штейна применяют поток нейтральных или реакционных дутьевых газов.To return the matte melt, a flow of neutral or reaction blast gases is used.
Устройство для переработки сульфидных руд и концентратов содержит ванну (1), в которой последовательно расположены и отделены друг от друга перегородками (13, 15) газлифтную камеру (2) с фурмами (12), заполненную расплавом штейна, в который погружены фурмы (12), плавильную камеру (3), отстойную камеру (4) и карман слива легкой фазы, при этом газлифтная камера (2) выполнена с возможностью возврата расплава штейна в расплав шлака в плавильной камере (3).A device for processing sulfide ores and concentrates contains a bath (1), in which a gas lift chamber (2) with tuyeres (12) is sequentially located and separated from each other by partitions (13, 15), filled with molten matte, into which the tuyeres (12) are immersed. , a melting chamber (3), a settling chamber (4) and a light phase drain pocket, while the gas lift chamber (2) is configured to return the matte melt to the slag melt in the melting chamber (3).
В отстойной камере (4) расположена газоотделительная камера с газоходом (6) для отвода возгонов и легкокипящих продуктов плавки.In the settling chamber (4) there is a gas separation chamber with a gas duct (6) for removing sublimates and low-boiling smelting products.
Над газлифтной (2) и плавильной (3) камерами расположена газоотделительная камера с газоходом (5) для удаления газов из газлифтной камеры (2).Above the gas lift (2) and melting (3) chambers there is a gas separation chamber with a gas duct (5) to remove gases from the gas lift chamber (2).
В отстойной камере (4) установлены поляризованные электроды (8).Polarized electrodes (8) are installed in the settling chamber (4).
В перегородке (16), образующей карман слива легкой фазы, выполнен канал (15) для удаления газовой фазы из кармана слива легкой фазы.In the partition (16), which forms the light phase drain pocket, there is a channel (15) for removing the gas phase from the light phase drain pocket.
В боковой стенке ванны (1), в области плавильной камеры (3), над слоем шлака, выполнен загрузочный канал (11).In the side wall of the bath (1), in the area of the melting chamber (3), above the slag layer, there is a loading channel (11).
В газоходе (5) для удаления газов из газлифтной камеры (2) выполнена перегородка (14).A partition (14) is made in the gas duct (5) to remove gases from the gas lift chamber (2).
В торцевой стенке ванны (1), расположенной в области газлифтной камеры (2), выполнен сифон (10) для слива металлофазы, а в торцевой стенке ванны (1), расположенной в области кармана слива легкой фазы, выполнены штуцер (8) слива шлака и сифон (9) для слива штейна.In the end wall of the bath (1), located in the area of the gas lift chamber (2), there is a siphon (10) for draining the metal phase, and in the end wall of the bath (1), located in the area of the light phase drain pocket, there is a fitting (8) for draining slag and a siphon (9) for draining the matte.
Пирометаллургическую переработку сульфидных руд и концентратов с использованием заявленного устройства осуществляют следующим образом.Pyrometallurgical processing of sulfide ores and concentrates using the claimed device is carried out as follows.
После разогрева печи в плавильную камеру (3) через загрузочный канал (11) заливают необходимое количество металлофазы, затем расплава штейна и далее расплава шлака. Объем металлофазы, расплава штейна и расплава шлака рассчитывается из конструкторских решений с целью создания объемного соотношения расплава штейна к расплаву шлака не менее 3:1. В период заполнения печи шлаковым расплавом через фурмы (12), погруженные в расплав штейна, в газлифтную камеру (2) подают нейтральные дутьевые газы. При этом начинается регулируемая циркуляция расплава штейна между отстойной, далее газлифтной камерой (2) и плавильной камерой (3), расположенной между перегородкой, разделяющей газлифтную камеру (2) и плавильную камеру (3), и перегородкой (13), разделяющей плавильную камеру (3) и отстойной камерой (4), в результате обеспечивается возврата расплава штейна в расплав шлака в плавильной камере. Окончательный прогрев печи до рабочих температур и далее поддержания температурных параметров работы печи осуществляется без загрузки шихты путем подачи напряжения на поляризованные электроды (7), которые закреплены в верхней стенке ванны (1) и погружены в расплав шлака. После прогрева всей кладки печи и расплава штейна до необходимой температуры приступают к загрузке основной массы шихты (сульфидный концентрат с флюсующими добавками) через загрузочный канал (11) в плавильную камеру 3. Объем дозируемой шихты определяется из расчета избыточного количества тепла, приносимого циркулирующим штейном в плавильную камеру (3), необходимого для расплавления шихты, разложения высших сульфидов и отгонки возгонов при сохранении жидкошлаковой ванны. При подачи нейтральных дутьевых газов при помощи фурм (12) в слой расплава штейна образуется пеножидкостная фаза, которая за счет образованного потока нейтральных дутьевых газов из газлифтной камеры (2) поступает в газоотделительную камеру, расположенную над газлифтной (2) и плавильными (3) камерами, где пеножидкостная фаза расслаивается на газообразную и жидкую фазы. Газообразная фаза через газоход (5) для удаления газов из газлифтной камеры (2) удаляется из печи на газоочистку, а жидкая фаза поступает в слой расплава шлака в плавильной камере (3). В процессе плавления сульфидных материалов в плавильной камере (3) происходит разложение высших сульфидов с образованием элементной серы и газообразование возгоняемых и легкоплавких компонентов, которые увлекаются потоком циркулирующего по длине печи расплава штейна в отстойную камеру (4) и далее удаляются из печи через газоход (6) для удаления возгонов газоотделительной камеры, расположенной над отстойной камерой (4). Осветленная в отстойной камере (4) шлаковая фаза направляется в карман слива легкой фазы, образуемый перегородкой (16), разделяющая указанный карман и отстойную камеру (4), и далее сливается через штуцер (8) слива шлака. В перегородке (16) выполнен канал (15) для удаления газовой фазы из кармана слива легкой фракции. Металлофаза, образуемая в технологическом процессе, выводится из печи через сифон (10) для слива металлофазы. Избыточное количество расплава штейна выводится из печи через сифон (9) для слива штейна.After heating the furnace, the required amount of metal phase is poured into the melting chamber (3) through the loading channel (11), then the matte melt and then the slag melt. The volume of metal phase, matte melt and slag melt is calculated from design solutions in order to create a volumetric ratio of matte melt to slag melt of at least 3:1. During the period of filling the furnace with molten slag, neutral blast gases are supplied through tuyeres (12) immersed in the matte melt into the gas lift chamber (2). In this case, a controlled circulation of the matte melt begins between the settling chamber, then the gas-lift chamber (2) and the melting chamber (3), located between the partition separating the gas-lift chamber (2) and the melting chamber (3), and the partition (13) separating the melting chamber ( 3) and a settling chamber (4), as a result, the matte melt is returned to the slag melt in the melting chamber. The final heating of the furnace to operating temperatures and then maintaining the temperature parameters of the furnace operation is carried out without loading the charge by applying voltage to polarized electrodes (7), which are fixed in the upper wall of the bath (1) and immersed in the molten slag. After heating the entire furnace masonry and the matte melt to the required temperature, they begin to load the main mass of the charge (sulfide concentrate with fluxing additives) through the loading channel (11) into the melting chamber 3. The volume of the dosed charge is determined by calculating the excess amount of heat brought by the circulating matte into the melting room chamber (3), necessary for melting the charge, decomposing higher sulfides and distilling sublimates while maintaining the liquid slag bath. When neutral blast gases are supplied using tuyeres (12), a foam-liquid phase is formed into the matte melt layer, which, due to the generated flow of neutral blast gases from the gas lift chamber (2), enters the gas separation chamber located above the gas lift (2) and melting (3) chambers , where the foam-liquid phase separates into gaseous and liquid phases. The gaseous phase through the gas duct (5) to remove gases from the gas lift chamber (2) is removed from the furnace for gas cleaning, and the liquid phase enters the molten slag layer in the melting chamber (3). In the process of melting sulfide materials in the melting chamber (3), decomposition of higher sulfides occurs with the formation of elemental sulfur and gas formation of sublimated and low-melting components, which are carried away by the flow of molten matte circulating along the length of the furnace into the settling chamber (4) and are then removed from the furnace through the gas duct (6 ) to remove sublimates from the gas separation chamber located above the settling chamber (4). The slag phase clarified in the settling chamber (4) is directed into the light phase drain pocket formed by the partition (16), separating the said pocket and the settling chamber (4), and is then drained through the slag drain fitting (8). The partition (16) has a channel (15) for removing the gas phase from the light fraction drain pocket. The metal phase formed in the technological process is removed from the furnace through a siphon (10) to drain the metal phase. Excessive amount of matte melt is removed from the furnace through a siphon (9) to drain the matte.
Полученная в результате плавления в плавильной камере (3) шихты и разложения высших сульфидов смесь штейно-шлаковой жидкости и жидкостной эмульсии шлака в штейне расслаивается ввиду разности плотностей и взаимной несмешиваемости штейна и шлака на шлаковую и штейновую (сульфидную) фазы в отстойной камере (4). При этом ввиду образования эмульсии шлака в штейне образуется шлаковая осветленная фаза без включения штейновой фазы. Захват штейном шлака при этом не влияет на качество штейна, так как его шлаковая составляющая вновь возвращается в технологический процесс с циркулирующим штейном, следовательно, повышается степень извлечения ценных компонентов в штейн и снижении их содержания в шлаке. Кроме того, исключение рециркуляции шлака снижает нагрузку на отстойную камеру и тем самым увеличивает время отстаивания шлаковой фазы, что способствует также как вышеописанные процессы снижению выхода ценных компонентов в отвальные продукты и увеличению их выхода в целевые продукты.The mixture of matte-slag liquid and liquid emulsion of slag in the matte obtained as a result of melting the charge in the melting chamber (3) and the decomposition of higher sulfides is stratified due to the difference in densities and the mutual immiscibility of the matte and slag into slag and matte (sulfide) phases in the settling chamber (4) . In this case, due to the formation of a slag emulsion in the matte, a clarified slag phase is formed without including the matte phase. The capture of slag by the matte does not affect the quality of the matte, since its slag component is returned to the technological process with the circulating matte, therefore, the degree of extraction of valuable components into the matte increases and their content in the slag decreases. In addition, eliminating slag recirculation reduces the load on the settling chamber and thereby increases the settling time of the slag phase, which also contributes, like the processes described above, to reducing the yield of valuable components into waste products and increasing their yield into target products.
Принципиально новое построение технологического процесса и оборудования в предлагаемом способе осуществления диктует новые подходы к переработке сульфидных концентратов:A fundamentally new design of the technological process and equipment in the proposed method of implementation dictates new approaches to the processing of sulfide concentrates:
- переработку сульфидных концентратов можно проводить с частичным выделением элементарной серы при термическом разложении высших сульфидов при плавке с использованием нейтральных или окислительных газов с контролируемым содержанием окислителя;- processing of sulfide concentrates can be carried out with partial release of elemental sulfur during thermal decomposition of higher sulfides during smelting using neutral or oxidizing gases with a controlled oxidizing agent content;
- в процессе плавки при термической обработке возможно удаление из продуктов плавки экологически опасных элементов (мышьяк, сурьма и т.д.);- during the smelting process during heat treatment, it is possible to remove environmentally hazardous elements (arsenic, antimony, etc.) from the smelting products;
- проведение операции получения и конвертирования штейна в одном технологическом аппарате в непрерывном режиме с получением, например, черновой меди;- carrying out the operation of obtaining and converting matte in one technological apparatus in a continuous mode to obtain, for example, blister copper;
- варьирование технологических задач при транспортировке штейна газлифтом при использовании дутьевых газов различного состава;- variation of technological tasks when transporting matte by gas lift when using blast gases of various compositions;
- введение дополнительных шихтующих добавок при обработке штейна дутьевыми газами;- introduction of additional charging additives when processing matte with blown gases;
- вовлечение в процесс окисленных сульфидных продуктов.- involvement of oxidized sulfide products in the process.
До настоящего времени при переработке сульфидного сырья остро стоит задача резкого снижения выбросов диоксида серы в атмосферу. При этом наилучшим решением этой задачи является исключение образования диоксида серы (или значительное уменьшение его количества) в технологическом процессе. Наиболее привлекательным процессом с уменьшением образования диоксида серы является проведение технологического процесса конвертирования с дефицитом кислорода. В этом случае возможно протекание реакции 2FeS+О2=2FeO+2S. При использовании вышеописанных процессов обработки штейна смещению равновесия этой реакции в сторону образования элементарной серы может способствовать организация практически любого соотношения сульфида железа и кислорода за счет варьирования как объемного соотношения газ-жидкость в составе газожидкостной смеси, так и состава дутьевых газов в газлифтной камере. Другим возможным способом снижения образования диоксида серы в отходящих газах является введение диоксида кальция в качестве флюсующей добавки. При этом организация газлифтного процесса должна проводиться с использованием нейтрального транспортирующего газа. В этом случае протекает реакция FeS+СаО=FeO+CaS. Сульфид кальция растворим в шлаке, и выводится вместе с ним из технологического процесса.Until now, when processing sulfide raw materials, there is an urgent task of sharply reducing sulfur dioxide emissions into the atmosphere. In this case, the best solution to this problem is to eliminate the formation of sulfur dioxide (or significantly reduce its amount) in the technological process. The most attractive process for reducing the formation of sulfur dioxide is to carry out the conversion process with oxygen deficiency. In this case, the reaction 2FeS+O2=2FeO+2S is possible. When using the above-described matte processing processes, a shift in the equilibrium of this reaction towards the formation of elemental sulfur can be facilitated by the organization of almost any ratio of iron sulfide and oxygen by varying both the volumetric gas-liquid ratio in the gas-liquid mixture and the composition of the blast gases in the gas-lift chamber. Another possible way to reduce the formation of sulfur dioxide in exhaust gases is to introduce calcium dioxide as a fluxing additive. In this case, the organization of the gas lift process should be carried out using neutral transport gas. In this case, the reaction FeS+CaO=FeO+CaS occurs. Calcium sulfide is soluble in slag and is removed along with it from the technological process.
Это достигается также вследствие образования в результате плавки эмульсии шлак в штейне, которая при расслаивании дает чистую шлаковую фазу (без включения штейновой фазы), увеличения времени отстоя шлаковой фазы.This is also achieved due to the formation of a slag in matte emulsion as a result of melting, which, when separated, gives a pure slag phase (without including the matte phase), and an increase in the settling time of the slag phase.
Технический результат достигается за счет того, что при погружении газлифтной камеры в штейновый расплав осуществляется взаимодействие дутьевых газов с сульфидной серой с одновременным рециклированием штейна через плавильную камеру.The technical result is achieved due to the fact that when the gas lift chamber is immersed in the matte melt, the blast gases interact with sulfide sulfur with simultaneous recycling of the matte through the melting chamber.
Плавка в печи осуществляется за счет обработки шихты перегретым штейновым расплавом с образованием эмульсии шлак в штейне, которая при расслаивании образует «чистую» шлаковую фазу без включения штейна.Melting in a furnace is carried out by treating the charge with a superheated matte melt to form a slag-in-matte emulsion, which, when separated, forms a “pure” slag phase without the inclusion of matte.
Ниже представлены данные, подтверждающие достижение технического результата: При температуре в печи 1600°С проплавлено 6 кг смеси упорных сульфидно-мышьяковистых с добавкой серосодержащих концентратов меди совместно с окисленными медьсодержащими отходами обогатительных фабрик концентратов состава, %: железо - 19,48; сера - 21.5; мышьяк - 3,88; свинец - 0,13; цинк - 0,35; медь - 22,4; оксид алюминия - 9,6; оксид кремния - 30,13; оксид кальция - 2,37; оксиды калия и натрия - 0,89; прочие - 12,55; золото - 67,33 г/т с добавкой к концентрату 20% известняка. Состав образующегося штейна определяли концентрацией в шихте сульфидной серы. Объем циркулирующего штейна определялся из создания соотношения штейна- шлака в газлифтной и плавильной зонах не менее 3:1. В качестве соосадителя золота и мышьяка использовалась как шейн, так и образующаяся металлическая медь. Выход шлака от шихты составил - 60,87%. Состав шлака, %: оксид кремния - 48,8; оксид кальция - 28,4%; оксид магния - 2,6; оксид алюминия - 14,2%; оксиды натрия и калия - 4,0%; мышьяк - 0,2%; сера - <0,1; золото - 0,1 г/т. Выход штейна от шихты составил - 21,9%. Состав отвального штейна, %; железо - 57,7; мышьяк - 0,2%; медь - 0,06; цинк - 0,15; свинец - 0,6; сера 22,3; прочие 17,4; золото - 0,05 г/т. Выход металлической меди, кг - 1,35 с содержанием золота 300 г/т. Из раскрытого выше следует, что в процессе плавки по предлагаемому способу в заявленном устройстве получают отвальные шлак и штейн с низким содержанием меди и золота.Below are the data confirming the achievement of the technical result: At a temperature in the furnace of 1600°C, 6 kg of a mixture of refractory sulfide-arsenic with the addition of sulfur-containing copper concentrates together with oxidized copper-containing waste from concentration factories of concentrates was melted, composition, %: iron - 19.48; sulfur - 21.5; arsenic - 3.88; lead - 0.13; zinc - 0.35; copper - 22.4; aluminum oxide - 9.6; silicon oxide - 30.13; calcium oxide - 2.37; potassium and sodium oxides - 0.89; others - 12.55; gold - 67.33 g/t with the addition of 20% limestone to the concentrate. The composition of the resulting matte was determined by the concentration of sulfide sulfur in the charge. The volume of circulating matte was determined by creating a matte-slag ratio in the gas-lift and smelting zones of at least 3:1. Both shein and the resulting metallic copper were used as a co-precipitant for gold and arsenic. The slag yield from the charge was 60.87%. Slag composition,%: silicon oxide - 48.8; calcium oxide - 28.4%; magnesium oxide - 2.6; aluminum oxide - 14.2%; sodium and potassium oxides - 4.0%; arsenic - 0.2%; sulfur - <0.1; gold - 0.1 g/t. The yield of matte from the charge was 21.9%. Composition of dump matte, %; iron - 57.7; arsenic - 0.2%; copper - 0.06; zinc - 0.15; lead - 0.6; sulfur 22.3; other 17.4; gold - 0.05 g/t. The yield of metallic copper, kg - 1.35 with a gold content of 300 g/t. From what is disclosed above, it follows that during the smelting process according to the proposed method in the claimed device, waste slag and matte with a low content of copper and gold are obtained.
Claims (7)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
PCT/RU2023/000215 WO2024172686A1 (en) | 2023-02-15 | 2023-07-13 | Method for the pyrometallurgical processing of sulphide ores and concentrates |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2817274C1 true RU2817274C1 (en) | 2024-04-12 |
Family
ID=
Citations (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1107183A (en) * | 1994-02-17 | 1995-08-23 | 奥托孔普工程承包商公司 | Method and apparatus for suspension smelting |
RU2090811C1 (en) * | 1995-04-10 | 1997-09-20 | Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов "Гинцветмет" | Furnace for continuous melting of sulfide materials in molten-metal bath |
JP3237040B2 (en) * | 1994-06-03 | 2001-12-10 | 三菱マテリアル株式会社 | Copper smelting equipment |
RU2236659C1 (en) * | 2003-07-03 | 2004-09-20 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Институт Гинцветмет" | Unit for processing copper-zinc and lead-zinc materials |
CN101328544A (en) * | 2006-10-19 | 2008-12-24 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Bottom blowing converting furnace for bottom blowing continuous copper smelting |
RU2347994C2 (en) * | 2007-01-09 | 2009-02-27 | ООО "Институт Гипроникель" | Furnace for continuous melting of sulphide materials in molten pool |
RU2348713C1 (en) * | 2007-05-21 | 2009-03-10 | Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" | Method of treatment hard gold-arsenical ores and concentrates and furnace for its implementation |
RU126811U1 (en) * | 2012-09-21 | 2013-04-10 | Закрытое акционерное общество Инновационная компания "Интехпром" | FURNACE FOR CONTINUOUS PROCESSING OF MATERIALS IN A LIQUID BATH |
JP2017066522A (en) * | 2015-09-30 | 2017-04-06 | 住友金属鉱山株式会社 | Copper smelting method using plural converters |
Patent Citations (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1107183A (en) * | 1994-02-17 | 1995-08-23 | 奥托孔普工程承包商公司 | Method and apparatus for suspension smelting |
JP3237040B2 (en) * | 1994-06-03 | 2001-12-10 | 三菱マテリアル株式会社 | Copper smelting equipment |
RU2090811C1 (en) * | 1995-04-10 | 1997-09-20 | Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов "Гинцветмет" | Furnace for continuous melting of sulfide materials in molten-metal bath |
RU2236659C1 (en) * | 2003-07-03 | 2004-09-20 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Институт Гинцветмет" | Unit for processing copper-zinc and lead-zinc materials |
CN101328544A (en) * | 2006-10-19 | 2008-12-24 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Bottom blowing converting furnace for bottom blowing continuous copper smelting |
RU2347994C2 (en) * | 2007-01-09 | 2009-02-27 | ООО "Институт Гипроникель" | Furnace for continuous melting of sulphide materials in molten pool |
RU2348713C1 (en) * | 2007-05-21 | 2009-03-10 | Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" | Method of treatment hard gold-arsenical ores and concentrates and furnace for its implementation |
RU126811U1 (en) * | 2012-09-21 | 2013-04-10 | Закрытое акционерное общество Инновационная компания "Интехпром" | FURNACE FOR CONTINUOUS PROCESSING OF MATERIALS IN A LIQUID BATH |
JP2017066522A (en) * | 2015-09-30 | 2017-04-06 | 住友金属鉱山株式会社 | Copper smelting method using plural converters |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2683675C1 (en) | Method for melting copper sulphide ore with high arsenic content | |
JP4350711B2 (en) | Industrial waste melting process | |
AU2007315330B2 (en) | Recovery of non-ferrous metals from by-products of the zinc and lead industry using electric smelting with submerged plasma | |
Sohn et al. | Lead and zinc production | |
WO2009034482A2 (en) | Process for recovering platinum group metals using reductants | |
FI64644C (en) | FOERFARANDE FOER ROSTNING OCH KLORERING AV FINFOERDELADE JAERNMALMER OCH / ELLER -KONCENTRAT INNEHAOLLANDE ICKE-JAERNMETALLER | |
RU2817274C1 (en) | Device for pyrometallurgical processing of sulphide ores and concentrates | |
KR101844707B1 (en) | A method of converting copper containing material | |
US7905941B2 (en) | Recovery of non-ferrous metals from by-products of the zinc and lead industry using electric smelting with submerged plasma | |
RU2109077C1 (en) | Method for treatment of zinc sulfide or other zinc-containing materials, method for partial oxidation of materials containing zinc oxide, zinc sulfide and iron sulfide, method for treatment of initial material containing zinc sulfide and iron sulfide | |
FI78506C (en) | Method and apparatus for continuous pyrometallurgical treatment of copper blisters | |
RU2348713C1 (en) | Method of treatment hard gold-arsenical ores and concentrates and furnace for its implementation | |
US6395059B1 (en) | Situ desulfurization scrubbing process for refining blister copper | |
WO2024172686A1 (en) | Method for the pyrometallurgical processing of sulphide ores and concentrates | |
US9725784B2 (en) | Production of copper via looping oxidation process | |
JPH04183828A (en) | Smelting of copper | |
Nagraj | Plasma-driven Slag Fuming from Industrial Process Residue | |
RU2469114C1 (en) | Tin-containing material processing method | |
SU1677078A1 (en) | Method of depletion of copper smelting slags | |
RU2215238C1 (en) | Furnace to process slag-forming materials | |
Sahu et al. | Lead Zinc Extraction Processes | |
SU203242A1 (en) | METHOD FOR PROCESSING COPPER-CONTAINING SULFIDE MATERIALS | |
SU1497250A1 (en) | Method of bringing out arsenic from technological process | |
RU2081195C1 (en) | Method of continuous processing of mixed copper-containing raw material | |
Tan et al. | Thermodynamic modeling of kivcet lead process |