SU1128844A3 - Способ получени черновой меди из медной руды - Google Patents

Способ получени черновой меди из медной руды Download PDF

Info

Publication number
SU1128844A3
SU1128844A3 SU792817353A SU2817353A SU1128844A3 SU 1128844 A3 SU1128844 A3 SU 1128844A3 SU 792817353 A SU792817353 A SU 792817353A SU 2817353 A SU2817353 A SU 2817353A SU 1128844 A3 SU1128844 A3 SU 1128844A3
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
copper
matte
slag
content
antimony
Prior art date
Application number
SU792817353A
Other languages
English (en)
Inventor
Арвид Петерссон Стиг
Суне Эрикссон Бенгт
Кристер Фридфелдт Арне
Original Assignee
Болиден Актиеболаг (Фирма)
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 Болиден Актиеболаг (Фирма) filed Critical Болиден Актиеболаг (Фирма)
Application granted granted Critical
Publication of SU1128844A3 publication Critical patent/SU1128844A3/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0054Slag, slime, speiss, or dross treating
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/006Pyrometallurgy working up of molten copper, e.g. refining

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Conductive Materials (AREA)
  • Inorganic Insulating Materials (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)

Abstract

СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЧЕРНОВОЙ МЕДИ ИЗ МЕДНОЙ РУДЫ, содержащей примеси сурьмы, включающий плавку исходного материала во вращающемс  конвертере с верхним дутьем с образованием при этом штейна и шлака, разделе1 ие штейна и шлака и конверсию штейна, отличающийс  тем, что, с целью снижени  содержани  сурьмы при переработке руд с ее повышенным содержанием, штейн непосредственно после отделени  шлака обрабатывают инертным газом. СП

Description

Изобретение относитс  к способу получени  черновой меди из медной руды , содержащей сурьму, и может быть использовано на предпри ти х цветной металлургии.
Обычно черновую медь получают из сульфидной медной руды, котора  чаще всего содержит железо. В большинстве испбльзуемых способов руду сначала подвергают частичному обжигу, а обожженный продукт расплавл ют, образу , купферштейн. Расплавленный купферштейн превращают затем в черновую медь, ввод  в него кислородсодержащий газ, обычно воздух, одновременно ошлако выва  окислы железа путем добавлени  кремнезема, например песка. В процессе частичного обжига, когда сульфидную руду нагревают, окисл   содержащуюс  в не:й серу и подава  кислород , содержание серы в обожженной руде регулируют так, чтобы ее количество было достаточным дл  образовани  купферштейна, имеющего заданное содержание меди, соответствующее последующей плавке. Полученный таким способом купферштейн обычно содержит 30-40% меди и 22-26% серы. Химический состав такого купферштейна обычно измен етс  в зависимости от состава руды и степени ее обжига. Приведенные цифры отражают данные о купферштейне, полученном из наиболее часто используемой руды.
При расплавлении обожженной руды кроме купферштейна образуетс  железосодержащий шлак, которому придают желаемый состав, добавл   песок (SiOy) и в некоторых случа х небольшие количества известн ка, благодар  чему шлак приобретает низкую в зкость , которьй содержит обычно 0,40 ,8% меди, сливают и направл ют в отвал , т.е. размещают в каком-либо подход щем месте. В некоторых случа х шлак содержит также значительные количества ценных материалов, например цинка и др., которые npti желании могут быть добыты из него путем угара шиака с отход щими газами.
Обычно при плавлении содержание меди в купферштейне регулируют в пределах 30-40%. Купферштейн с более высоким содержанием меди, чем 3040% , дает шлак, в котором содержитс  слишком много меди, и потери ее станов тс  весьма ошутимыми.
Предложены различные печи дл  плавлени  медной руды. Обычно конструкци  их такова, что медна  руда должна непрерывно подаватьс  в печь вместе со шлакообразующими добавками . Образовавшийс  шлак и купферштей сливают непрерывно или периодически
Наиболее употребимым типом плавильной печи  вл етс  отражательна  печь, котора  содержит длинную узкую камеру с пр моугольным дном, нагреваемую нефт ными или газовыми горелками . В процессе горени  в печь подают воздух в чистом виде или обогащенный кислородом. По экономическим причинам и ввиду необходимости защиты окружающей среды такие отражательные печи во все увеличивающихс  масштабах замен ютс ,другими типами плавильных печей, поскольку оказалось весьма затруднительным обрабатывать отход щие газы этих печей, содержащие двуокись серы, образующуюс  в процессе плавки. Известно, что отражательные печи образуют большое количество таких газов, что приводит к необходимости строить большие и дорогосто щие устройства очистки. Одним из способов избежать эти проблемы  вл етс  плавление руды при помощи электричества.
Электрическа  плавильна  печь . обычно имеет длинную и узкую камеру с пр моугольным днищем и электродами погружаемыми в расплав. Энерги , необходима  дл  процесса выпл 1влени , обеспечиваетс  нагревом сопротивлением . Такие электрические печи представл ют собой значительньш шаг вперед в этой области техники, поскольку обеспечива.ют возможность более полной очистки и использовани  газов, образующихс  во врем  плавки, частично благодар  тому, что печь может работать при управл емом разрржении , при котором можно избежать неконтролируемых выбросов в атмосферу , что важно с точки зрени  защиты окружающей среды, и частично за счет того, что объем образующегос  газа меньше, чем в отражательной печи, поэтому можно использовать устройства дл  очистки газов меньшего размера.
Однако, чтобы электрическое плавление было экономичным, необходимо иметь дешевый источник электрической энергии. Данные способы плавлени  обеспечивают получение купферштейна с содержанием меди 30-40% и ии:ака, со держащего 0,4-0,8% меди и обычно направл емого в отвал. Однако в некото рых случа х требуетс  получать в про цессе дпавлени  купферштейн с максимальным содержанием меди, например с содерлсанием 60-77%, предпочтительно 65-75%, хот  чаще всего такое оказываетс  неэкономичным, если испол .ьзовать известные способы плавлени , при которых значительное количество меди тер етс  в шлаке. При рафинировании штейна с низким содержанием меди в цилиндрическом конвертере с прерывистой или непре РЫБНОЙ загрузкой образуетс  большое количество шлака, содержащего 4-8% меди, который необходимо возвращать на переплавку либо охлаждать, после чего подвергнуть измельчению и флота ции дл  извлечени  меди. Стоимость этих операций значительна . Бьшо установлено, что, если.в процессе плавлени  содержание меди в штейне превосходит 40%, количество меди в пшаке увеличиваетс  настолько что потери ее привод т к резкому снижению экономичности пооцесса. Другой недостаток данных способов плавлени  заключаетс  в том, что руда перед подачей ее в печь должна быть подвергнута обжигу или спеканию За последнее врем  были разработаны новые плавильные печи, в которых можно непосредственно плавить медь в концентраты, а тепло, необходимое дл  течени  процесса, обеспечиваетс  сжиганием серы, присутствующей в руде . Это называетс  автогенной плавкой . Примером таких печей может служить так называема  печь дл  плав лени  во взвешенном состо нии, содер жаща  вертикальную реакционную шах- 45 ту, горизонтальный отстойный участок дл  расплава и участок дл  отход щих газов. Сверху в реакционную ша ту загружают медные концентраты и подают подогретый воздух. В шахте происходит экзотермическа  реакци  между воздухом, подаваемым в печь, и серой, содержащейс  в медных концентратах , в результате чего- частицы , достигшие точки расплавлени , опускаютс  в отстойный участок, где образуют ванну расплава, содержащую штейн и шлак. В таких печах шлак 44 . 4 обычно опускают непрерывно, в то врем  как купферштейн сливают периодически . Управление количеством меди в штейне осуществл ют путем контрол  за количеством кислорода, подаваемого в печь, причем обычно это количество составл ет около 60%, а шлак содержит 0,8-2,0% меди. Когда количество меди в пшаке настолько велико, то по экономическим причинам шлак можно подвергнуть рафинированию, выполн емому в отдель ной печи, в которой содержание меди в шлаке снижают до 0,4-0,8%. Печи такого типа могут быть двух разновидностей: печи Отокумпу и печи ИНКО. Основное различие между ними заключаетс  в том, что печи Отокумпу при расплавлении руды в шахте используют подогретый воздух, а печи ИНКО работают на воздухе, обогащенном кислородом, и не используют шахту дл  взвеси. Еще один недостаток печей дл  плавлени  во взвешенном состо нии заключаетс , кроме слишком большого содержани  меди в шлаке, в том, что такие печи не могут быть применены дл  расплавлени  скрапа и/или окисленных материалов. Купферштейн, полученный в соответствии с данными способами, перемещают в медный конвертер, в котором остаточна  сера окисл етс  путем подачи в штейн воздуха или кислородсодержащего газа, благодар  чему образуютс  чернова  медь и двуокись серы. Известен способ, согласно которому черновую медь получают путем плавлени  сульфидной медной руды в наклонной вращающейс  печи в присутствии кислорода и шлакообразующих матерка- , лов и превращени  штейна в черновую медь, при этом расплавление осуществл ют путем одновременной подачи во вращающуюс  наклонную печь руды, шлакообразующих материалов и кислорода и прекращают подачу кислорода, когда в печь загружено не менее 75% медной руды, после чего расплав обрабатывают восстановителем. После этого расплав порци ми перемещают в печь дл  вьфавнивани  температуры, в которой отдел ют штейн от образовавшегос  шлака, после чего шлак расг кисл ют и сливают, а штейн перемещают в соответствующий конвертер.
В качестве плавильного оборудовани  в этом способе используетс  предпочтительно вращающа с  печь с наклонной осЬю вращени . Примером такой печи может служить конвертер Кал-До, который называют также конвертером с верхним дутьем. Конвертер вращают с такой скоростью, при которой материал выводитс  из ванны вращающейс  стенкой конвертера и переводитс  в нижнюю часть ванны, благодар  чему создаетс  особенно эффективный контакт между ванной и газовой фазой, существующей над ней Это обеспечивает быстрый ход реакций и быстрое установление равновеси  между различными участками ванны.
Такой конвертер содержит цилиндрическую часть и верхнкно коническую часть. Конвертер футерован огнеупором и имеет средство дл  приведени  его во вращение со скоростью, например , 10-60 об/мин, которое может быть выполнено в виде фрикционного или зубчатого колеса с соответствующим приводом. Имеетс  также средств дл  наклона конвертера и средство его вращени , обеспечивающее возможность слива расплава.
Согласно указанному способу купферштейн перемещают в обычный конвертер , например в цилиндрический или случае надобности в конвертер Кал-До. Вопрос о том, какой тип конвертера следует использовать, решаетс  в зависимости от состава штейна, т.е. от содержани  в нем меди и от количества примесей Щ Чаще всего купферштейн содержит примеси J которые трудно удалить при использовании обычных процессов .превращени  в цилиндрических конвертерах и которые представл ют собой вещества, присутствие которых в черновой меди нежелательно.
Среди таких трудноудал емых примесей наход тс  сурьма, мьппь к, висмзгг и олово, поэтому в купферштейне, обрабатываемом обычными способами, они всегда присутствуют в ограниченных количествах. Известные пирометал лургические процессы удалени  подобных примесей из черновой меди неэффективны либо чрезмерно дороги.
Известен способ, предусматривающий плавление и превращение материалов , содержащих медь, никель, свинец и сурьму, в соответствутощие металлы во вращающихс  печах. В такие печи сверху через обращенные вниз фурмы подают рабочий газ с управл емой температурой и регулируемым содержанием кислорода, который подвод т к поверхности расплава и сквозь .него. Путем вращени  таких печей обеспечивают интенсивное перемешивание , создающее необходимый котакт газа, твердых частиц и расплава в печи, который приводит к удалению железа, серы и прочих примесей, таких как сурьма и мьш1ь к. Использование принципа турбулентной ванны повышает степень теплопередачи и скорость химических реакций, идущих в печи, в результате чего в значительной степени снижаютс  диффузионные барьеры между шлаком и сульфидной фазой.
.С целью удалени  подобных примесей из медно-никелевой сульфидной фанны в конвертере с верхним дутьем например в конвертере Кал-До, поверхность обдувают нейтральным или слегка окисленным газом, создава  над поверхностью ванны соответствующую атмосферу, в которой содержаш 1ес  в ванне примеси частично испар ютс  . ПредЯожено использовать диапазон температур 1300-1500®С и атмойферу , котора  нейтральна по отношению к сульфиду меди. Предложено также обрабатывать черновую медь вакуумом , который способствует удалени указанных примесей. Кроме того, указано, что железо, присутствующее в сульфидной ванне, должно быть окислено перед испарением примесей. Относительно примесей говоритс , что особенно сложно удал ть испарением из сульфидной фазы либо последующим окисле ием и испарением из металлической фазы сурьму. Предложено удал ть сурьму, перевод  ее в металлическую фазу, образующуюс  при окислении небольшой части медно-никелево-сульфидного расплава, после чего указанную металлическую фазу, содержащую сурьму, удал ют из ванны и обрабатывают отдельно. Процесс повтор ют до тех пор, пока содержание сурьмы в расплаве сульфида меди не достигнет приемлемого уровн .
Операции указанного способа можно пон ть лучше, если обратитьс  к примерам его выполнени . Там го71
воритс , что сначала, например, поверхность купферштейна обдувают в течение 0,5-1 ч кислородом, после чего полученный таким образом частично окис енный штейн продувают азотом в течение 2 ч, а затем в течение 1 ч кислородом, чтобы получить металлическую фазу, и потом еще некоторое врем , чтобы получить новую металлическую фазу. Образованные таким образом металлические фазы, содержащие большое количество сурьмы и других ценных металлов, удал ют из печи дл  отдельной обработки pj
Указанный способ  вл етс  слишком сложным и дорогосто щим, так ка требуетс  отдельна  обраГютка некоторых продуктов.
Кроме того, способ совершенно неудовлетворителен в отношении обработки штейна с высоким содержанием сурьмы, поскольку слишком большие количества металлической фазы приходитс  подвергать отдельной обработ ке, чтобы выделить из нее сурьму.
. Предлаг.сшось обрабатывать купферштейн с содержанием висмута (около 0,2%) в наклоннь1х вращающихс  конвертерах , в которых дл  испарени  висмута из купферштейна с содержа .нием меди 60-70% используетс  вдувание инертного газа, благодар  чему получают черновую медь с содержанием висмута менее 0,04%.
Недостатки этого способа заключаютс  в длительности процесса превращени  и высокой стоимости изза большого расхода топлива, а также износа футеровки конвертера. Дл  снижени  содержани  висмута на 75% при ведении операции удалени  висмута расходуетс  примерно 2000 м газа на тонну штейна. Не при водитс  никаких данных об удалении других примесей, например сурьмы. Кроме того, ничего не говоритс  о том, на какой стадии процесса производства меди осуществл етс  операци  удалени  висму -а.
Известен способ удалени  сурьмы пирсметаллургической обработкой расплава меди, содержащего более 0,1% сурьмы. При этом материал, содержащий сурьму, расплавл ют в наклонном вращающемс  конвертере со местно с железосодержащим шлаком в таких количествах, чтобы содержание железа не менее, чем в 44 раза.
88448
превышало содержание сурьмы, и чтобы определенное количество сурьмы проходило через шлаковую фазу, после чего полученный таким образом рас5 плав штейна превращают, продува  сквозь него кислород, в штейн с содержанием меди 72-78% и с пониженным содержанием сурьмы з1 .
На практике известный способ может
0 быть использован лишь при обработке материала со сравнительно невысоким содержанием сурьмы и сравнительно высоким содержанием железа. Способ создает.также в печи ненужный бал5 ласт в виде дополнительного количества шпака.
Известны также способы удалени  сурьмы, которые все без исключени  ограничены присутствием малых ее
0 количеств в начальном материале.
Многие медные руды обладают сравнительно высоким содержанием сурьмы, удаление которой известными способами представл ет значительные труд5 ности. При электролитическом рафинировании меди, которое в насто щее врем  представл ет собой конечную операцию технологического процесса производства меди дл  электрических це0 лей, так называемой электролитной меди , количество сурьмы в начальном продукте, анодной меди не должно превышать 400 г/т, если требуетс  осуществить нормальное течение электролитического процесса.
5
Было установлено, что дп  поддержани  требуемого уровн  содержани  сырьмы количество сурьмы в штейне, содержащем 40% меди, не должно преQ вьнпать 0,15%, если преобразование штейна ведетс  в цилиндрическом конвертере . Если содержание меди составл ет 45%, содержание сурьмы не должно превьппать 0,13%. Это означает,
5 что при осуществлении обычных про .цессов получени  меди содержание сурьмы в начальном материале не должно превышать 0,1-0,3% в зависимости от содержани  меди в штейне.
0 Сомнительно, чтобы материал, содержащий более 0,2% сурьмы, .мог быть обработан известным способом с. удовлетворительными экономическими показател ми. При продувке такого
5 штейна в обьином конвертере содержание сурьмы снижаетс  примерно до 0,08% в получаемом расплаве сульфи аа меди (щтейн с содержанием меди 72-78%). При таком уровне содержани  примеси содержание сурьмы в черновой или анодной меди, подверга емой обработке в конвертере, состав л ет менее 400 г/т (т.е. 0,04%), что вполне приемлемо дл  электролиза . Как указывалось, дп  удалени  сурьмы из купферштейна, расплава сульфида меди и/или черновой меди использовались всевозможные пирометаллургические процессы. Эффектив ность их очень мала либо экономически такие способы оказывались неоправданными , поэтому до насто щего времени не существует технологически и экономически приемлемого проце са снижени  содержани  сурьмы в чер новой меди до уровн  0,04% и ниже. Обычный способ снижени  содержани  сурьмы в черновой меди заключаетс  в обработке ее после продувки карбонатом натри , который образует шлак, отбирающий небольшое количест во сзфьмы. Так называемый процесс рафинировани  карбонатом натри  обычно используетс  лишь в тех случа х , когда присутствует слишком большое количество сурьмы. Стоимость реактивов достаточно высока, кроме того, карбонат .натри  вызывает значительный износ футеровки конвертера и увеличение количества меди в шлаке. Дп  обеспечени  низкого содержани  сурьмь необходимо перемешивать с сурьмосодержащей медной рудой зна чительное количество медного распла ва, практически не содержащего сурь му, что приводит к необходимости частого отбора проб и контрол  вводимого расплава, а также ограничивает выбор медных руд. В результате огромные количества медной руды, богатой сурьмой, по существу не наход т применени . Целью изобретени   вл етс  снижение содержани  сурьмы при переработке руд с ее повьщ1ениым содержани Поставленна  цель достигаетс  те что согласно способу получени  черновой меди из медной руды, содержащ примесь сурьмы, включающему плавку исходного материала во вращающемс  конвертере с верхним дутьем с образованием при этом штейна и шлака, удаление шлака и конверсию штейна, штейн непосредственно после удале410 ни  шлака обрабатывают инертным газом . Согласно изобретению после отделени  от штейна шлака до преобразовани  штейна в черновую медь его ввод т в контакт с инертным газом при интенсивном перемешивании, причем количество газа берут достаточным дл  уменьшени  содержани  сурьмы путем ее испарени , а также, возможно , и прочих примесей, таких как висмут , мьшь к и цинк, до уровн , приемлемого дл  ведени  последующего процесса продувки, при котором образуетс  требуема  чернова  медь. Осуществление предложенного способа может вестись в печах, в которых перемешивание черновой меди может быть выполнено, механическим, пневматическим или электромагнитным способами, хот  можно получить определенные преимущества при осуществлении перемешивани  вращением купферштейна во вращающемс  конвертере Кал-До. Вращение купферштейна в достаточной степени достигаетс  при скорости вращени  печи, при которой окружна  скорость внутренней цилиндрической стенки печи составл ет примерно 0,5-7 м/с, предпочтительно 2-5 м/с. Дл  получени  таких окружных скоростей печь должна вращатьс  со скоростью 10-60 О6./МИН в зависи-мости от ее диаметра. Больщие печи с диаметром около п ти метров обеспечивают необходимую окружную скорость при скорост х вращени  около 10 об./мин, в то врем  как малые, диаметр которых составл ет менее 1 м, следует вращать со скорост ми более 40 об./мин, чтобы обеспечить интенсивное перемешивание и необходимый контакт газа с расплавом. Инертный газ может содержать некоторое количество горючего, вещества, например нефти, кислорода или воздуха , обогащенного кислородом. Можно использовать подход щую кислороднонефт ную горелку, которую легко отрегулировать и установить на заданную степень сгорани . Период времени, в течение которого вьшолн етс  указанное вращение расплава, измен етс  в зависимости от количества присутствующих примесей которые должны быть испарены из расплава , хот  на него могут оказывать вли ние и прочие причины. Возможное111 ти дальнейшего снижени  содержани  примесей на последующих операци х завис т от выбора способа превращени  купферштейна в черновую медь. Так, возможность устранени  примесей несколько выше, если преобразование штейна ведетс  в конвертере типа Кал-До, чем в конвертере цилиндричес ком. На степень снижени  содержани  примесей оказывают вли ние экономические соображени  , например будет ли в дальнейшем произведено рафинирование карбонатом натри  или нет. Предпочтительно , однако, продолжать вращение расплава в течение такого промежутка времени, после которого содержание сурьмы не превысит 0,04%, а содержание висмута - 0,03%. Пон тно , что в течение вращени  необходимо поддерживать достаточно высокую температуру в печи, чтобы обеспечить испарение присутствующих примесей, хот  благодар  услови м, создаваемым указанным интенсивным перемешиванием температуру можно поддерживать несколько более низкую, чем при исполь зовании известных способов, поэтому предпочтительно, чтобы во врем  вра щени  температура поддерживалась в диапазоне IZSO-OSO C. Кроме того, никакое содержание меди в штейне на преп тствует ведению процесса, а потому можно иметь нем до 80% меди, хо. , как предпола етс  в известных способах удалени  примесей, в которых не предусмотрен обработка штейна с содержанием меди более 60%, сурьма может быть эффективно удалена при содержании меди в штейне до 25%. Предпочтительно, чтобы содержание меди составл ло 25-60%. Особенно предпочтительньм  вл етс  содержание в пределах примерно 30-40%. В некоторых случа  во врем  вращени  следует добавл ть в купферштейн шлакообразователь,например песок. Предложенный способ может быть и пользован дл  обработки серебросоде жащей медной руды с очень высоким содержанием сурьмы и получени  черн вой меди с высоким содержа нием серебра и низким содержанием сурьмы.. Серебро в дальнейшем при помощи пирометаллургических или гидрометал лургических процессов.может быть вьщ лено из черновой меди. С целью оптимизации процесса испарени  сурьмы 412 снижени  времени, требующегос  на испарение, и уменьшени  потреблени  топлива испарение сурьмы ведут практически без окислени  штейна:.Если присутствует или образуетс  ишак, требуемое врем  вращени  увеличива етс , поскольку значительна  часть примесей переводитс  в шлаковую окисную фазу, а это задерживает испарение Из сульфидной фазы, очевдно по термодинамическим причинам. Следовательно, при осуществлении предложенного способа важно во врем  плавлени  тщательно отдел ть шпак от расплава перед началом вращени . Расплавление медной руды можно производить в большинстве типов известных плавильных печей, например в электрических печах или в печах дл  плавлени  во взвешеннрм состо нии , однако в большинстве случаев . предпочтительно производить расплавление медной руды порци ми непосредственно в конвертере Кал-До, особенно , если медна  руда пост.упает периодически, при этом значительно увеличиваетс  свобода в выборе состава медной руды дл  обработки. Так, например, если расплавление производитс  в конвертере Кал-До, можно использовать медные концентраты с содержанием сурьмы 10% и более. Следовательно , согласно изобретению . предпочтительно выполн ть вращение во вращающемс  конвертере типа Кал-До, который пригоден дл  плавлени  медной руды. Процесс преобразова ни  после вращени  можно вьшолн ть подобным образом. Так, например, продувку сульфида меди (штейн с содержанием 72-78% меди) можно производить в отдельном устройстве, например в конвертере Кал-До, а окон чательную продувку дл  получени  черновой меди можно производить в цилиндрическом конвертере. Во многих случа х предпочтительно прриз одить вращение во вращающемс  конвертере типа Кал-До, используемом дл  превра щени  купферштейна в черновую медь. Может оказатьс  преимуществом выполнение плавлени , вращени  и превращени  во вращающемс  конвертере типа Кал-До. В этом случае дл  различных операций процесса можно использовать одинаковые или различные устройства. Количество газа, требующегос  при операции вращени , составл ет примерно 350-400 м/- купферштейна, содер .жащего примерно 5% сурьмы или больш чтобы обеспечить снижение содержани сурьмы примерно на 50%. Во врем  операции испарени  сурьмы испар ютс  также приблизительно 75% висмута 60% цинка и 85% мьшь ка, присутству ющих в расплаве. Чтобы обеспечить снижение содержани  сурьмы примерно на 75%, требуетс  около 600-650 м газа на тонну штейна. Когда сурьма удалена до такой степени, висмут уд лен примерно на 100%, цинк примерно на 65%, а мышь к примерно на 90%. Можно сравн ть указанные Количества газа с количествами, используемыми при удалении висмута по способу, предложенному в Австралии, где требуетс  около 2000 м газа на тонну штейна дл  удалени  75% висмута и около 7000 м дл  90-95%-ного уда лени . Таким .образом, предложенный способ обеспечивает значительную экономию топлива по сравнению с известным способом испарени  висмута. Изобретение приводитс  со ссьтками на предпочтительные виды его выполнени , которые со многих точек зрени  пригодны дл  обработки комплексных медных руд. Механическое перемешивание расплава обеспечивает хорошее смешение и хороший контакт между различными фазами расплава и реагентами. Температура и кислородный потенциал Газовой фазы могут контролироватьс  путем добавки топлива. Процесс  вл етс  периодическим и может быть разделен на следующие операвуии: автогенное плавление дл  получени  купферштейн удаление примесей путем вращени  конвертера и установлени  в нем кон ролируемой атмосферы, превращение штейна в расплав, содержаний 72-78% меди превращение расплава, содержащего 72-78% меди, в черновую медь Если процесс ведетс  в конвертере типа Кал-До, расплавление и превращение материала может осущест вл тьс  автогенно, поскольку при необходимости в конвертер может вдуватьс  100% кислорода. При расплавлении высушенные концентраты, шлакообразователи и возвратный порошок пневматически подаютс  в конвертер через фурмы. Дл  оценки скорости загрузки используют ЭВМ, определ ющую также концентрацию кисло рода и количества подаваемого в печ воздуха, что дает возможность поддерживать тепловой баланс и заданное количество штейна. Автогенна  плавка идет до тех пор, пока конвертер не будет наполнен до требуемого уровн . Затем шлак скачивают и передают , например,ДЛЯ последующей обработки в соответствующей печи. При использовании комплексных медных руд присутствует значительное количество примесей, например висмута, мьпиь ка, сурьмы, цинка и свинца. Содержание этих веществ в штейне снижаетс  в процессе операции, на которой конвертер вращают со скоростью , например, приблизительно 30 об./мин при угле наклона к горизонтальной плоскости в пределах 15-25 град. Одновременно в конвертер вдувают нефть и воздух. Путем контт ролируемой подачи топлива и воздуха в конвертере можно устанавливать заданную температуру и контролировать кислородный потенциал газовой настолько, что примеси в значительной мере испар ютс . После этого производитс  обычным образом превращение в штейн с содержанием меди 72-75% и далее в черновую медь. Шлакообразователи, требующиес  дл  превращени  щтейна, подаютс  в печь непрерывно. Шлак, образующийс  на операци х превращени , возвращаетс  дл  добавлени  при последующем плавлении . Пример. Плавление многочисленных загрузок комплексных медных концентратов выполн ют в конвертере типа Кал-До емкостью 5 т. При каждой загрузке в конвертер загружают 7 т медных концентратов, которые расплавл ют при 1200-1300 0, после чего образовавшийс  шлак скачивают. Скорость расплавлени , обеспечивающа  получение купферштейна с содержанием меди около 40% из медных концентратов, содержавших примерно 22% меди, 30% железа и 34% серы, поддерживают на уровне примерно 5 т/ч. Кислородный коэффициент при этом составл ет 95%. Содержание примесей в концентратах, обработанных в процессе плавки, составл ет, %: Сурьма0,3-7 Мышь к0,2-2 Висмут0,1-0,3 Цинк1-4 Свинец0,5-3 15 , 1 В соответствии с их высоким давлением паров мьшь к и висмут в основном были диспергированы в пыль в процессе плавлени , а сурьма была равномерно распространена между жидкими фазами, т.е. между шлаком и штейном . Количества веществ, распределенных в образовавшихс  фазах, представлены в табл. 1. Таблица 1 1 4416 Распределение примесей в процессе последующих операций превращени  приведено в табл. 3. Таблица 3

Claims (1)

  1. СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЧЕРНОВОЙ МЕДИ ИЗ МЕДНОЙ РУДЫ, содержащей примеси сурьмы, включающий плавку исходного материала во вращающемся конвертере с верхним дутьем с образованием при этом штейна и шлака, разделение штейна и шлака и конверсию штейна, отличающийся 'тем, что, с целью снижения содержания сурьмы при переработке руд с ее повышенным содержанием, штейн непосредственно после отделения шлака обрабатывают инертным газом.
    §
    SU ,. 1128844
SU792817353A 1977-08-19 1979-09-20 Способ получени черновой меди из медной руды SU1128844A3 (ru)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SE7709355A SE407424B (sv) 1977-08-19 1977-08-19 Forfarande for framstellning av blisterkoppar ur antimonhaltigt kopparramaterial

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1128844A3 true SU1128844A3 (ru) 1984-12-07

Family

ID=20332047

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU792817353A SU1128844A3 (ru) 1977-08-19 1979-09-20 Способ получени черновой меди из медной руды

Country Status (16)

Country Link
US (1) US4244733A (ru)
JP (1) JPS5443122A (ru)
AU (1) AU520763B2 (ru)
CA (1) CA1111658A (ru)
FI (1) FI68085C (ru)
GB (1) GB2036085B (ru)
MX (1) MX149492A (ru)
NO (1) NO153401C (ru)
PH (1) PH14002A (ru)
PL (1) PL114447B1 (ru)
PT (1) PT68369A (ru)
RO (1) RO76253A (ru)
SE (1) SE407424B (ru)
SU (1) SU1128844A3 (ru)
WO (1) WO1979000104A1 (ru)
ZA (1) ZA784250B (ru)

Families Citing this family (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2483281A1 (fr) * 1980-05-30 1981-12-04 Pont A Mousson Procede et machine pour ebavurer ou ebarber un emboitement de tuyau en fonte
JPS58136823U (ja) * 1982-03-10 1983-09-14 ヤンマー農機株式会社 コンバインのエアクリ−ナ−装置
JPS5938115U (ja) * 1982-09-03 1984-03-10 ヤンマー農機株式会社 コンバインのエンジン吸気構造
SE452170B (sv) * 1983-10-03 1987-11-16 Boliden Ab Forfarande for utvinning av metall ur koppar och/eller edelmetall innehallande material som innehaller antimon och vismut
SE453201B (sv) * 1984-09-28 1988-01-18 Boliden Ab Forfarande vid utvinning av verdemetallinnehallet ur fororenade kopparsmeltmaterial
SE533677C2 (sv) * 2009-04-05 2010-11-30 Boliden Mineral Ab Metod för att raffinera kopparbullion som innehåller antimon och/eller arsenik
AU2013315359B2 (en) * 2012-09-13 2017-10-12 BHP Olympic Dam Corporation Pty Ltd Removal of radioactive impurities from a copper ore or copper concentrate during or after smelting
CN103060570B (zh) * 2013-01-15 2014-04-02 昆明理工大学 一种污泥有价成分的提取方法
DE102014008987A1 (de) * 2014-06-13 2015-12-17 Aurubis Ag Verfahren zur Rückgewinnung von Metallen aus Sekundärstoffen und anderen Materialien mit organischen Bestandteilen
US11725256B2 (en) 2014-06-13 2023-08-15 Aurubis Ag Method for recovering metals from secondary materials and other materials comprising organic constituents
CN115109945A (zh) * 2022-06-30 2022-09-27 金川集团股份有限公司 一种ps铜转炉除杂方法

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3069254A (en) * 1960-08-23 1962-12-18 Int Nickel Co Autogenous pyrometallurgical production of nickel from sulfide ores
US3432289A (en) * 1966-03-23 1969-03-11 Milton I Schwab Method of refining copper
US3516818A (en) * 1967-04-26 1970-06-23 Int Nickel Co Fire refining of nickel-containing metallurgical intermediates and scrap
CA867672A (en) * 1968-05-02 1971-04-06 The International Nickel Company Of Canada Fire refining of copper
US3615362A (en) * 1969-02-14 1971-10-26 Int Nickel Co Slagging in top blown converters
LU63808A1 (ru) * 1971-08-31 1973-03-09
SE397689B (sv) * 1976-03-12 1977-11-14 Boliden Ab Forfarande for framstellning av blisterkoppar innefattande smeltning av sulfidhaltigt kopparmaterial i en roterande ugn och konvertering av skersten pa i och for sig kent sett
SE397688B (sv) * 1976-03-12 1977-11-14 Boliden Ab Antimoneliminering forfarande for smeltning av kopparkonsentrat under samtidig

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Патентна за вка Швеции № 7603238-2, выложена 05.04.76. 2.Патент US № 3615361, кл. 75-73, опублйк. 1971. 3.Патентна за вка Швеции №7603237-4,. выложена 05.04.76 (прототип) . *

Also Published As

Publication number Publication date
PL114447B1 (en) 1981-01-31
AU3880178A (en) 1980-02-14
GB2036085A (en) 1979-03-08
GB2036085B (en) 1982-05-06
FI782529A (fi) 1979-02-20
RO76253A (ro) 1981-03-30
JPS5443122A (en) 1979-04-05
CA1111658A (en) 1981-11-03
WO1979000104A1 (en) 1979-03-08
NO153401B (no) 1985-12-02
PH14002A (en) 1980-11-28
ZA784250B (en) 1980-02-27
SE407424B (sv) 1979-03-26
NO782811L (no) 1979-02-20
FI68085B (fi) 1985-03-29
PT68369A (en) 1978-09-01
JPS579614B2 (ru) 1982-02-22
FI68085C (fi) 1985-07-10
PL209134A1 (pl) 1979-05-07
US4244733A (en) 1981-01-13
SE7709355L (sv) 1979-02-19
MX149492A (es) 1983-11-15
AU520763B2 (en) 1982-02-25
NO153401C (no) 1986-03-12

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR100387110B1 (ko) 동취련
CA2636155C (en) Use of an induction furnace for the production of iron from ore
US4006010A (en) Production of blister copper directly from dead roasted-copper-iron concentrates using a shallow bed reactor
JPS6227138B2 (ru)
SU1128844A3 (ru) Способ получени черновой меди из медной руды
US4416690A (en) Solid matte-oxygen converting process
US4017308A (en) Smelting and reduction of oxidic and sulphated lead material
KR100291250B1 (ko) 전기제강소먼지환원방법및장치
US4756748A (en) Processes for the smelting reduction of smeltable materials
US4519836A (en) Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof
US4614541A (en) Method of continuous metallurgical processing of copper-lead matte
RU2126455C1 (ru) Способ получения богатого никелевого штейна
US4006284A (en) Extended arc furnace and process for melting particulate charge therein
KR20030010604A (ko) 합금철 제품
AU594370B2 (en) Recovery of volatile metal values from metallurgical slags
US4204861A (en) Method of producing blister copper
US4514222A (en) High intensity lead smelting process
US4212666A (en) Tin recovery
WO1985001750A1 (en) Smelting nickel ores or concentrates
CA1212842A (en) Method of processing lead sulphide or lead/zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof
US443757A (en) Process of reducing copper matte
SU1629333A1 (ru) Способ переработки серноколчеданного полиметаллического сырь и устройство дл его осуществлени
JP2619254B2 (ja) 非鉄製錬炉の操業方法
Cassady State of the art: Historical perspective of smelting
Segawa et al. Current operations in smm’s slime treatment