Claims (3)
Пиритный концентрат дополнительно подаетс также в случае заливки оборотных шлаков в первом периоде, в том числе шлаков из анодной печи и шлаков второго периода конвертировани . Во втором периоде конвертировани в случае получени конверторного и-лака за 10-15 мин до его слива в конвертор подаетс порци флюсов и пиритны концентрат. Расход пиритного концентрата составл ет 80-120 кг на 1т шлаков как в случае загрузки на оборотные шлаки в первом периоде, так и при загрузке на шлак во вторсм периоле процес са. При подаче пиритного концентрата Б конвертор Б расплаве протекают реакции взаимодействи силикатов ев ца с сульфидами железа и серой обра зующейс в результате диссоциации пирита. В результате этих реакций образуетс сульфид свинца. В расплаве протекают также реакции сульфидиронани окислов мб;ди, мышь ка и , происходит разрушение магне тита. Образующиес сульфиды свинца, мышь ка и сурьмы обладают более высокими давлени ми паров при темпера турах конвертировани по сравнению с окислами и отгон ютс с газами. Сульфид меди переходит в штейновую фазу из конверторного шлака, что повышает извлечение меди в черновой металл. Кроме того, при взаимодействии сульфидов железа с компонента ми конверторного шлака, а также за счет диссоциации пирита и окислени серы образуетс сернистый ангидрид и содержание его в технологических газах повьаиаетс . Снижение расхода пиритного концентрата ниже 50 кг на 1 т штейна приводит к снижению степени возгонк примесей свинца, мышь ка и сурьмы из-за неполного сульфидировани окислов, а повышение расхода более 80 кг на 1 т штейна нежелательно вследствие значительного увеличени длительности процесса конвер1ировани , снижение производительност и увеличени выхода конверторных шл ков . Величины расхода пиритного высокосернистого концентрата на 1 т обо ротных шлаков и шлак второго периода конвертировани , составл ющие 80 120 кг/т, также обусловлены услови ми сульфидировани окислов свинца, мышь ка и сурьмы, содержащихс в шлаках, степенью возгонки указанных примесей и количеством получаег11ых шлаков. Скорость подачи пиритного концентрата (900-1200 кг/мин) в расплав ограничена продолжительностью процесса и тепловым режимом конвертора . Снижение расхода (менее 900 кг/мин) приводит к значительному увеличе(шю продолжительности процесса и уменьшению производительности конвертора. Увеличение расхода (более 1200 кг/мин) может привести к переохлаждению расплайа в конверторе и нарушению технологического режима. Пример , В конвертор емкостью 80 т. заливают 3 ковша штейна (54 т) следующего состава, %: меди . 5 2,1; свинца 6,47; железа 12,6. При продувке штейна воздухом на поверхность смесь из 85 % кварцевой руды и 15 % известн ка в количестве 250 кг на 1 т штейна. Затем в расплав конверторной массы подают пиритный (высокосернистый) концентрат, содержащий, %: меди 0,4; железа 33,0; серы 38; окиси кальци 1,2; кварца 18. Расход пиритного концентрата составл ет 1100 кг/мин из расчета 50 кг на 1 т штейна. После обработки загруженной порции штейна сливают конверторный шлак и заливают следующий ковш штейна (всего до 6 ковшей). Новые порции штейна обрабатывают аналогично первой ( заливка штейна, загрузка флюсов, подача пиритного концентрата, слив шлака). В первом периоде загружают также оборотный шлак второго периода и шлак из анодной печи. После загрузки оборотных материалов дополнительно подают пиритный концентрат в количестве 100 кг на 1 т оборотных шлаков и обрабатывают конверторную массу воздушным дутьем. Во втором периоде конвертировани получают полковша оборотного конверторного шлака. За 15 мин до слива оборотного шлака на его поверхность загруисают флюсы и 1000 кг пиритного концентрата. Далее конверторторную массу обрабатывают до получени черновой меди. В результате опытной плавки получают конверторный шлак первого периода следующего состава, %: меди 3,00; свинца 5,56; железа 29,3; окиси кремни 26,9 и др. Конверторный шлак первого периода вл етс оборотным и заливаетс в электропечь дл плавки концентратов. Чернова медь при конвертировании штейна с добавкой пиритного концентрата содержит, % меди 99,18; свинца 0,14; мышь ка 0,048; сурьмы 0,013. Технологические газы конвертора в первом периоде содержат в среднем 6,3% сернистого ангидрида и направл ютс на пылеулавливание в циклонах. Отобранна в газоходе конверторна П7дшь содержит 15,3% свинца . При переработке штейнов аналогичного состава по сущэствующей заводской технологии без подачи пиритного концентрата получены следующие результаты. Конверторные шлаки содержат, %: меди 3,44; свинца 6,41; железа 29,5; окиси кремни 26,0. Чернова медь содержит, %: меди 99,01; свинца 0,21; мышь ка 0,065; сурьмы 0,017. Конверторна пыль содержит 7,1 % свинца. Газы первого периода содержат в среднем 4,0 % сернистого ангидрида. Составленное на основе материаль го баланса распределение свинца, мышь ка и сурьмы, показывает, что степень возгонки свинца по предлага емому способу возрастает на 20-25% (относительных), мышь ка и сурьмы на 15-20%. Сравнение показателей конвертиро вани свидетельствует о том, что способ позвол ет повысить степень отгонки свинца, мышь ка и сурьмы из конверторной массы, улучшить качество черновой меди. Кроме того, происходит обеднение конверторных шлаков по меди, дополнительно извлекаютс ценные компоненты из пиритного концентрата, а также повыша етс концентраци сернистого ангид рида в технологических газах конвертировани на 2-3%. При подаче в конвертор пиритного концентрата в оборотных конверторных шлаках снижаетс в 1,5 раза содержание магне тита, что улучшает показатели элек роплавки медных концентратов. Формула изобретени 1. Способ конвертировани свине содержащих медных штейнов, включаю щий продувку их окислительным газом в первом и втором периодах конвертировани , подачу кварцевой руды, известн ка и оборотных шлаков, о тличающийс тем, что, с целью повышени степени возгонки свинца, сурьмы и мышь ка из конверторной массы, повыдени извлечени меди и улучшени качества черновой меди, в первом периоде на каждую порцию штейна после подачи смеси кварцевой руды и известн ка в расплав подают высокосернистый концентрат в количестве 50-80 кг на 1 т штейна со скоростью 900-1200 кг/мин. Pyrite concentrate is additionally supplied also in the case of pouring circulating slags in the first period, including slags from the anode furnace and slags from the second conversion period. In the second conversion period, in the case of obtaining converter-and-varnish 10-15 minutes before it is drained, a portion of the fluxes and pyrite concentrates are fed to the converter. The consumption of pyrite concentrate is 80-120 kg per 1 ton of slag, both in the case of loading on circulating slags in the first period, and when loading on slag in the second stage of the process. When supplying pyrite concentrate B and converter B to the melt, the reactions of the interaction of eurocium silicates with iron sulfides and sulfur occur as a result of pyrite dissociation. Lead sulfide is formed as a result of these reactions. Sulfidironium reactions of oxides mb, di, arsenic, and the destruction of magnetite occur in the melt as well. The resulting lead, arsenic, and antimony sulfides have higher vapor pressures at conversion temperatures compared to oxides and are distilled off with gases. Copper sulphide passes into the matte phase from the converter slag, which increases the extraction of copper into the draft metal. In addition, in the interaction of iron sulfides with components of the converter slag, as well as due to the dissociation of pyrite and the oxidation of sulfur, sulfurous anhydride is formed and its content in process gases increases. Reducing the consumption of pyrite concentrate below 50 kg per 1 ton of matte leads to a decrease in the degree of sublimation of lead, arsenal and antimony impurities due to incomplete sulfidization of oxides, and an increase in consumption of more than 80 kg per 1 ton of matte is undesirable due to a significant increase in the conversion process, a decrease in productivity and increase the output of the converter slats. The consumption of pyrite sulphurous concentrate per 1 ton of recycled slag and slag of the second conversion period, which is 80-120 kg / t, are also determined by the sulfidation conditions of lead, arsenic and antimony oxides contained in the slag, the degree of sublimation of these impurities and the amount of slag produced. . The feed rate of pyrite concentrate (900-1200 kg / min) into the melt is limited by the duration of the process and the thermal regime of the converter. Reducing the flow rate (less than 900 kg / min) leads to a significant increase (the duration of the process and a decrease in converter capacity. Increasing the flow rate (more than 1200 kg / min) can lead to supercooling of the spacing in the converter and disruption of the process mode. Example, To the 80 t converter 3 buckets of matte (54 tons) of the following composition are poured,%: copper, 5 2.1, lead 6.47, iron 12.6. When air is blown over the surface of the matte, a mixture of 85% quartz ore and 15% limestone in the amount of 250 kg per 1 ton of matte. Then melt the converter mass A pyrite (high-sulfur) concentrate containing,%: copper 0.4; iron 33.0; sulfur 38; calcium oxide 1.2; quartz 18 is supplied. The consumption of pyrite concentrate is 1100 kg / min at a rate of 50 kg per tonne of matte. After processing the loaded portion of matte, the converter slag is poured and the next matte bucket is poured (up to 6 buckets in total). New matte portions are processed similarly to the first one (matte filling, flux loading, pyrite concentrate feed, slag discharge). In the first period, the recycle slag of the second period and slag from the anode furnace are also charged. After loading circulating materials, pyrite concentrate is additionally supplied in the amount of 100 kg per 1 ton of circulating slag and the converter mass is treated with air blast. In the second conversion period, a regiment of recirculating slag is obtained. Fifteen minutes before the circulating slag is drained, fluxes and 1000 kg of pyrite concentrate are loaded onto its surface. Next, the converter mass is processed to produce blister copper. As a result of pilot melting, converter slag of the first period of the following composition is obtained,%: copper 3.00; lead 5.56; iron 29.3; silicon oxide 26.9, etc. The converter slag of the first period is circulating and is poured into an electric furnace for smelting concentrates. Chernov copper when converting matte with the addition of pyrite concentrate contains,% copper 99.18; lead 0.14; mouse 0.048; antimony 0.013. In the first period, the process gases of the converter contain on average 6.3% of sulfurous anhydride and are sent for dust collection in cyclones. The converter P7dsh selected in the flue contains 15.3% lead. When processing mattes of a similar composition according to the existing plant technology without supplying pyrite concentrate, the following results were obtained. Converter slags contain,%: copper 3,44; lead 6.41; iron 29.5; silica 26.0. Chernov copper contains,%: copper 99.01; lead 0.21; mouse 0.065; antimony 0.017. Converter dust contains 7.1% lead. Gases of the first period contain an average of 4.0% sulfur dioxide. The distribution of lead, arsenic and antimony compiled on the basis of the material balance shows that the degree of sublimation of lead according to the proposed method increases by 20–25% (relative), the mouse and antimony by 15–20%. A comparison of the conversion rates suggests that the method improves the degree of distillation of lead, arsenic and antimony from the converter mass, and improves the quality of blister copper. In addition, copper converter slag is depleted, valuable components are additionally extracted from pyrite concentrate, and the concentration of sulfur dioxide in the conversion gas is increased by 2-3%. When fed into the converter, pyrite concentrate in circulating converter slags is reduced by 1.5 times the magnetite content, which improves the performance of electric heating of copper concentrates. Claim 1. Method for converting swine-containing copper mattes, including purging them with oxidizing gas in the first and second conversion periods, feeding quartz ore, limestone and recycled slags, in order to increase the degree of sublimation of lead, antimony and mouse ka from the converter mass, increasing copper recovery and improving the quality of blister copper, in the first period, for each batch of matte, after feeding the mixture of quartz ore and limestone, high-sulfur concentrate is fed to the melt in the amount of 50-80 1 ton matte at a rate of 900-1200 kg / min.
2.Способ ПОП.1, отличающийс тем, что при образовании во втором периоде конвертировани шлака на него подают пиритный концентрат . 2. Method POP1, characterized in that when a slag is formed in the second period of conversion, pyrite concentrate is supplied to it.
3.Способ по п.2, отлича ющ и и с тем, что пиритный концентрат подают в количестве 80-120 кг на 1 т шлака. Источники информации, прин тые во внимание при экспертизе 1. Авторское свидетельство СССР № 673664, кл. С 22 В 15/06, 1977.3. The method according to claim 2, which is also distinguished by the fact that the pyrite concentrate is fed in an amount of 80-120 kg per 1 ton of slag. Sources of information taken into account during the examination 1. USSR Author's Certificate No. 673664, cl. From 22 to 15/06, 1977.