( 4 СЛ СЛ Изобретение относ тс к цветной металлургии и может быть мспопьзовано н медеплавильных заводах,, Известен способ переработки окист ленных материаловS согласно которому исходные материапы смешивают г, восстановителем и сульфидизатором и подвергают циклонной плавке в слабовосстановительной Атмосфере , Недостатком этого способа вл етс невозможность его использовани дл переработки углеродсодержащих матери алов, так как он не предусматривает удаление углерода из перерабатываемого материала5 (плавку осушестнл гот с добавкой углерода и в восстановительной среде), Наиболее близким к изобретению по технической сущности и достигаемому результату вл етс способ переработки медьуглеродсодержащих материалов, например медных концентратов, по которому из исходного материала вначале удал ют окислительным обжигом у лерод до остаточного его содержани ,1-2%р а затем твердый продукт обжига (огарок) плав т на штейн 2, Недостатки известного способа многопередельность, обусловленна раз дельностью операций удалени утлерода и плавки; {изка эффективность удалени углерода, св занна с рег.лиза-цйей тепло- и массообменных процессов в слое; окисление и удаление в газо::Е;у фазу не только углерода; но и значительной части серы перерабать-ваемогс материала; сложность практической pea лизациИд обусловленна строгим рег.па ментированием остаточного содержани углерода в твердом продукте обжига. Целью изобретени вл етс интексификаци г процесса и его упроще:- ие, Поставленна цель достигаетс тем, что при способе переработки мед: углеродсодержащих пылей обезуглеро-живание окислением и извлечение меди 3 штейн осуществл ют плавкой 1сходной ть1ли совместно с твердыми окислргтел г углерода, выбранными из групшз1э содер жащей сульфат кальци 5 известн к илг их смеси, в количестве 15-30% от масс пыли и сульфидизатором при соотношеf HH масс сульфидиэатора и твердого окислител (О,);1„ Способ осуществл етс следутошд-1м образом, Медьуглеродсодержащзта пьшъ, смеша ь::ую с сульфидизатором, напри гер риалом,, содержащим серу (пиритный, гТедг.ый и.н-; 1-и::;и{о-цинковьп1 КхО 1центрат) плав т сопмест о с твердыми окис.чител ми (гнпС; известн к) Б злектро- или UiEKjToHHOFi печи в слабовосстановительной атмосфере а В результате плавки достигаетс удаление углерода за счет нза1э.одействий. протекаюпгих в системе сульфидиэ;нтор - твердый окислитель - углерод, при этом получают металлизированный штейн с различной гтепенью металмизации (30-40%) и отва 1ъпът шлак. Продукты плавки - металлизованный и бедный аксиднь Й расплав - мо гуТ быть пареработань путем слипа , ггапример, в отражательную печь с извлечением меди из металлизированного штейна в штейн отражательной плавки модного сырь и одновременным обедртегчием шлакок по меди и путем их предварительного разделени с последующим сливом металлизированного штейна на шлаков:,1о ванну, например, той же-от рйжате.аьной печи или его использоваMiiGM ,цл обеднени других шлаков мед ной плавки (конвертерных и др), при этом бедный оксидый расплав от плавки медь у гле род с сд е ржагоей пьши н а правл емс в отвал о Расход твердых окислителей 13-30% от массы пыли обусловлен необходимостью максимального удалени из нее угдерода за счет реализал.ии взаимодействий в системе гипс (известн к) - углеро; ; и определ етс исходной концентра; ией углерода в 1;едьуглеродсодержащей пьшИо ТаК; нижний (15%) и верхний (30%) пределы расхода твердых окислителей отвечапт соответственно минимальному (18%) и макст-.1альному (30%) содержанию углерода в исходной медьугперодсодержащей пъши В принципе процесс переработки последней может быть осуществлен к при расходе твердых окислителей превьпцшо1цк:. верхние пределы, од14ако это приводит к з-величеник) потерь меди за счет роста выхода шлака и повышени содержани в нем неди Массовое соотношение сульфидизатора и твердого окислител (О,,5-- ,5) : определ етс из услови обеспечени глубокого протекани реакций в сиете-MS С}7льфдциэатор - твердый окислитель - углерэд„ необходимого дл иззлеченк меди в штейн с определенной степенью металпизацик причем верхний к пределы соотношений масс сульфпдизатора и твердых окислителей отвечают получению штейна, содержаще го 10-20% меди. Применение способа позволит инте} сифицировать процесс удалени углеро да и извлечь в одну операцию медь в самосто тельный продукт, пригодньпЧ дл последуищей переработки известными способами. Способ испытывают применительно к медьуглеродсодержащей пыли шахтных печей. Эксперименты ведут в циклонной установке производительностью 5 т/сут. В опытах используют пыль шахтных печей, медный и пиритный концентраты , гипс и известн к. Пример 1. Шихту, состо щую из медьуглеродсодержащей пыли и сульфидизатора - медного концентрата плав т совместно с твердым окислите ем - известн ком при коэффициенте и бытка воздуха 0,8-0,9« Расход медного концентрата и известн ка составл ет соответственно 33,0 и 22,5% от массы пыли, что отвечает соотношению масс сульфидизатора и твердого окислител 1,46. В результате плавок при 1250-1300 получают штейны, содержателе (в среднем ) 27,0% Си и шлаки с 0,4% Си.Выход штейна и шлака соответственно 36,0 и 61,2% от массы пыли. Извлечение меди из шихты в штейн 96,0%. Степень удалени углерода 94,0-96,0%. Пример 2, Медьуглеродсодержа щую пыль с добавкой к ней сульфидизатора (пиритный концентрат) плав т совместно с твердым окислителем (гипс, известн к). Расход последних варьируют в пределах 10-35% от массы пыли, а количество сульфидизатора в шихте задают из расчета получени массового соотношени FeSj/CaSQ CCaCOp близкого к единице. Провер ют дес ть вариантов плавок, характеризующихс следующим расходом твердого окислите п . % от массы пыли: Плавка 1 Плавка 7 Плавка 8 Плавка 9 Плавка 10 В результате проведенных при 12501350 С плавок 1 и 2 получают металлизированные штейны со степенью меГаллизации 30,0-35,0% и шлаки содержащие 0,18-0,30% Си при их выходе соответственно 20,0-25,0 и 55,0-60,0% от массы пьши. При этом извлечение меди в штейн 93,0-95,0%, а степень удалени углерода 90-95%. Увеличение расходов сульфидизатора и твердых окислителей приводит к незначительному изменению составов штейна и шлака, а з/меньшение расходов твердых окислителей - к заметному повьш1ению температуры процесса (1 400-1 420°С против 1250-1350 0 в плавках 1-6), что обусловлено низкой степенью удалени углерода (75-80%). По этой причине повьш1аетс степень металлизации штейна до 45-50%, содержание серы в нем уменьшаетс до 11,7% что приводит к настылеобразованию на подине печи. Результаты плавок, вьтолненных при расходах твердых окислителей вьшге 30% J отличаютс повьш1енным выходом П1лака и вь соким содержанием в нем ,;, что обусловлено переокислением железа за счет высокого кислородного потенциала расплава. Так, выход шлака 65,0-66,4% от массы пыли, а содержание меди 0,35-0,43%. Извлечение меди в штейн 80-85%. Степень удалени углерода незначительно отлича- етс от данных плавок 5 и 6. Пример 3. Плавки провод по примеру 2, однако в качестве твердых окислителей используют смеси CaSO:, и СаСОэ с массовым соотношением 1:1, Испытывают три расхода твердого окислител , % от массы пыли: 1 - 15,0 СаБОч и 2 - 22,5 СаЗОц и СаСО-,; 3 - 30,0 CaSO, и при отношении в шихте FeS2 и твердого окислител 1:1. Результаты этих плавок практически не отличаютс от данных, получен ных в примере 2. Так, в средней пробе штейна содержитс 15,5% Си, 16,0% S, 65,0% Fe. Степень металлизации 39,6%. Шлак содержит 0,26% Си, Пример 4. Плавку медьуглеродсодержащей пыли провод т при посто нном расходе СаЗОц- (22,5% от массы пыгги) и различном количестве пиритного концентрата в шихте. Весо вое соотношение FeS /CaSuy 0,3;1,7, В результате плйвок при массовом соотношении FeSj/CaSO 0,5 получают штейн (17,8% Си) со степенью металлизации 38,5% и шлак. Их вькход соо ветственно 26,7 и 50,7% от массы пы ли. Извлечение меди в штейн 94,9%,) степень удалени углерода 94,2% Плавка при весовом соотногении FeSj/СаЗОц/ 1,5 сопровождаетс получением более бедного по меди штейна и увеличением его выхода. Так, штей содержит 13,5% Си, 15,5%, S, 68,5% Fe (степень металлизации 42,2%)j а его выход 35,0% от массы пьши. Сост шлака незначительно отличаетс от предьщущих: 0,25% Си, 21,7% Fe, 37,4% SiO,j, 10,5% AljOj, 20,2% СаО„ Выход его 63,3% от массы пыли. Извл чение меди в штейн и степень удалени углерода 94,5 и 96,0% соответственно . При плавке пыли с массовым соотношением FeSj/CaSOif 0,3 получен более богатый штейн (19,5% Си,, 20% S, 59,5% Fe) и шлак, содержащий 0,35% меди. Выход штейна от массы пыли, что соответствует извлечению меди 89,5%. Степень удалени углеро отличаетс незначительно от данных полученных при плавке пьши с массовыми соотношени ми FeS,,/CaSOd) 0,5 и 1,5, и составл ет 93,5%. В процессе плавки пыли при массовом соотношении FeSj/СаЗОч 1,7 получен относительно бедный штейн, содержащий 10,0-12,0% медио Его выход 38jO% от массы пыли -Извлечение меди в штейн, состав шлака и степень удалени углерода отличаютс несущественно с наход тс : на уровне показателей, полученных при плавке пьши с массовыми соотношени ми 0,51 1j,0 и 1,5 (FeS,/CaSO). Проведены опыты по обеднению шлаков в отражательной плавки (0,60 ,7% Си, 35,2% Fei 38,0% SiO) металлизованньЕМ штейном (15,5% Cu| 165.0% 83 65,0% Fe), полученным в примере 3 при его расходе 8,0-12% от массы шлака В результате плавки ( в электропечи мощностью 100 кВ А) шлака с металлизированным штейном получен шлак с остаточным содержащием меди 0,305 ,35%. При этом штейн содержит 18,2% Си, а его выход 8,2-12,5% от массы исходного шлака. Степень обезмеживани шлака 41,5-52,0%, Таким приведенные примеры указывают на высокую эффективность )-шавки медьуглеродсодержащей -ПЫЛИ совместно с твердыми окислите ми и сульф.идизатором.(4 SL SL The invention relates to non-ferrous metallurgy and can be used in copper smelters, a method of processing oxidized materials is known, according to which the source materials mix g, a reducing agent and a sulphidizer and undergo cyclone melting in a weakly reducing Atmosphere. The disadvantage of this method is its impossibility use of carbon-containing materials for processing, since it does not provide for the removal of carbon from the material being processed 5 (smelting carbon and in a reducing environment) The closest to the invention in its technical essence and the achieved result is a method of processing copper-carbon-containing materials, such as copper concentrates, according to which from the source material is first removed by oxidizing roasting from the lead to its residual content, 1-2% p and then the solid calcine product (calcine) is melted on matte 2, disadvantages of the known method of multi-transfer due to the separation of the removal of the carbon and melting; {because of the carbon removal efficiency associated with the regula- tion of heat and mass transfer processes in the bed; oxidation and removal in gas :: E; not only carbon; but also a significant part of the sulfur recycled material; the complexity of the practical analysis is due to the strict regimentation of the residual carbon content in the solid calcine. The aim of the invention is to enterximate the process and simplify it: - s, the goal is achieved by the fact that during the processing of honey: carbon-containing dusts, decarbonation by oxidation and extraction of copper 3 matte are melted with 1 solid flux together with solid carbon dioxide, selected from groups containing calcium sulphate 5 limestone or their mixture, in the amount of 15-30% of the mass of dust and sulphidizer at a ratio of HH to the masses of sulphidioate and solid oxidizer (O); 1 "The method is carried out in the following way, Copper carbon The compound contains, is mixed with, a sulfidizer, for example, sulfur containing (pyrite, gTedg.yi.n-; 1- and ::; and {o-zinc-1 KxO 1 centrate) is mixed with solid oxide readers (gnps; limestone) B elektro- or UiEKjToHHOFi furnace in a weakly reducing atmosphere. As a result of smelting, carbon is removed due to nza1e.operations. sulphidium flow in the system, ntor - a solid oxidant - carbon, thus get metallized matte with various grades of metallization (30-40%) and 1 to 1 slag. Melting products - metallized and poor axidin melt - can be processed by slip, like an example, in a reflective furnace with copper extraction from metallized matte into matte reflective melting of fashionable raw materials and simultaneous depletion of slag copper and by their preliminary separation followed by discharge of metallized matte on slags:, 1 bath, for example, the same from a furnace or a furnace of it; MiGG, depletion of other slags from copper smelting (converter furnaces, etc.), while the poor oxide melt from melting ed gle y genus with sd e rzhagoey pshi n and channeling of the blades in the EMC consumption solid oxidizers 13-30% by weight of dust removal due to the necessity of its maximum ugderoda realizal.ii interactions due to gypsum system (limestone) - uglero; ; and the initial concentration is determined; carbon in 1; carbon-containing carbon Tak; the lower (15%) and upper (30%) limits of consumption of solid oxidizers correspond to the minimum (18%) and maximum (1%) (30%) carbon content in the original copper-copper-containing sump, in principle. In principle, the processing of the latter can be carried out with the consumption of solid oxidizers Preview :. the upper limits, however, this leads to a 3-magnitude) copper loss due to an increase in the slag yield and an increase in its content of nedi. The mass ratio of the sulphidizer and the solid oxidant (O ,, 5--, 5): is determined from the conditions for ensuring the deep course of reactions in Siete-MS C} 7fcdc is a solid oxidizing agent — carbonate — which is necessary for copper izlechenk to matte with a certain degree of metal pizazac, and the upper to the limits of mass ratios of sulfdizator and solid oxidizing agents correspond to the production of matte containing 10–20% copper. The application of the method will allow for an integrated synthesis of the carbon removal process and the extraction of copper into a single product in a single operation, suitable for processing by known methods. The method is tested in relation to copper carbonaceous dust shaft furnaces. The experiments are conducted in a cyclone plant with a capacity of 5 tons / day. In the experiments, the dust of the shaft furnaces, copper and pyrite concentrates, gypsum and limestone are used. Example 1. A mixture consisting of copper-carbon-containing dust and a sulfidizer — copper concentrate is melted together with solid oxidation — limestone, with a coefficient of air 0,8 -0.9 "The consumption of copper concentrate and limestone is, respectively, 33.0 and 22.5% of the mass of dust, which corresponds to a mass ratio of sulfidizing agent and solid oxidizer of 1.46. As a result of melting at 1250–1300, matte is obtained, containing (on average) 27.0% C and slags from 0.4% C. The output of matte and slag, respectively, 36.0 and 61.2% of the mass of dust. Extraction of copper from the charge in matte 96.0%. The degree of carbon removal is 94.0-96.0%. Example 2 Copper-carbon containing dust with a sulfidizer added to it (pyrite concentrate) is melted together with a solid oxidizer (gypsum, limestone). The consumption of the latter varies within 10-35% of the mass of dust, and the amount of sulfidization in the charge is set on the basis of obtaining a mass ratio of FeSj / CaSQ CCaCOp close to one. Ten variants of heats are tested, characterized by the following solid oxidizing consumption. % of the mass of dust: Melting 1 Melting 7 Melting 8 Melting 9 Melting 10 As a result of melting 1 and 2 at 12501350 С, metallized mattes are obtained with a degree of metalation of 30.0-35.0% and slags containing 0.18-0.30% C at their output, respectively, 20.0-25.0 and 55.0-60.0% by weight of drunk. In this case, the extraction of copper in matte is 93.0-95.0%, and the degree of carbon removal is 90-95%. An increase in the costs of the sulfidizing agent and solid oxidizing agents leads to a slight change in the composition of matte and slag, and s / a decrease in the consumption of solid oxidizing agents leads to a noticeable increase in the process temperature (1,400-1,420 ° C against 1250-1350 0 in melts 1-6), low carbon removal (75-80%). For this reason, the degree of metallization of the matte increases to 45–50%, the sulfur content in it decreases to 11.7%, which leads to fading on the furnace hearth. The results of the melts at the consumption of solid oxidizers above 30% J are characterized by a higher yield of Pillac and a high content in it,; that is due to iron re-oxidation due to the high oxygen potential of the melt. Thus, the slag yield is 65.0-66.4% of the mass of dust, and the copper content is 0.35-0.43%. Copper extraction in matte 80-85%. The degree of carbon removal is slightly different from the data of heats 5 and 6. Example 3. Melting the wire according to example 2, however, mixtures of CaSO: and CaCOe with a mass ratio of 1: 1 are used as solid oxidizers. Three consumption of solid oxidant are tested,% of dust masses: 1 - 15.0 SABOCH and 2 - 22.5 SAZOTS and CaCO-; 3 - 30.0 CaSO4, and with a ratio in the mixture of FeS2 and solid oxidizer 1: 1. The results of these heats practically do not differ from the data obtained in example 2. Thus, in the average sample of the matte contains 15.5% Cu, 16.0% S, 65.0% Fe. The degree of metallization is 39.6%. The slag contains 0.26% Cu, Example 4. Melting of copper carbon dust is carried out at a constant consumption of carbon dioxide (22.5% of the mass of pygmy) and different amounts of pyrite concentrate in the charge. The weight ratio of FeS / CaSuy is 0.3; 1.7. As a result of puffing at a mass ratio of FeSj / CaSO 0.5, matte (17.8% Cu) is obtained with a metallization degree of 38.5% and slag. Their input is correspondingly 26.7 and 50.7% of the mass of dust. Extraction of copper in matte 94.9%, a) degree of carbon removal of 94.2% Melting at a weight ratio of FeSj / CaCl2 / 1.5 is accompanied by obtaining a poorer in copper matte and an increase in its output. So, the mat contains 13.5% Cu, 15.5%, S, 68.5% Fe (metallization degree 42.2%) j and its output is 35.0% by weight of drunk. The slag bast slightly differs from the previous ones: 0.25% Cu, 21.7% Fe, 37.4% SiO, j, 10.5% AljOj, 20.2% CaO. The yield is 63.3% of the mass of dust. Copper extraction in matte and carbon removal rate are 94.5 and 96.0%, respectively. When smelting dust with a FeSj / CaSOif mass ratio of 0.3, richer matte (19.5% Ci, 20% S, 59.5% Fe) and slag containing 0.35% copper were obtained. The output of the matte from the mass of dust, which corresponds to the extraction of copper 89,5%. The degree of carbon removal differs insignificantly from the data obtained during the melting of a fuse with mass ratios FeS ,, / CaSOd = 0.5 and 1.5, and is 93.5%. In the process of melting dust at a mass ratio of FeSj / SazOch 1.7 a relatively poor matte containing 10.0–12.0% medio was obtained. Its yield was 38 jO% of the mass of dust. Copper extraction in matte, slag composition and degree of carbon removal differ insignificantly from are: at the level of indices obtained during melting of the flume with mass ratios of 0.51 1j, 0 and 1.5 (FeS, / CaSO). Experiments were carried out on the depletion of slag in reflective melting (0.60, 7% Cu, 35.2% Fei 38.0% SiO) with a metal matte (15.5% Cu | 165.0% 83 65.0% Fe) obtained in the example 3 at its consumption of 8.0-12% by weight of slag As a result of smelting (in an electric furnace with a capacity of 100 kV A) of slag with metallized matte, slag was obtained with a residual copper content of 0.305, 35%. At the same time, matte contains 18.2% of Cu, and its yield is 8.2–12.5% of the mass of the initial slag. The degree of slag de-mixing is 41.5-52.0%. Thus, these examples indicate a high efficiency of copper-carbon-containing shavings — Dusts together with solid oxidizers and sulfide oxidizer.