JPS58221241A - 粉コ−クスを用いる自「鎔」炉製錬法 - Google Patents
粉コ−クスを用いる自「鎔」炉製錬法Info
- Publication number
- JPS58221241A JPS58221241A JP10352282A JP10352282A JPS58221241A JP S58221241 A JPS58221241 A JP S58221241A JP 10352282 A JP10352282 A JP 10352282A JP 10352282 A JP10352282 A JP 10352282A JP S58221241 A JPS58221241 A JP S58221241A
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- slag
- furnace
- smelting
- copper
- flash
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Pending
Links
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title claims abstract description 46
- 239000000571 coke Substances 0.000 title claims abstract description 27
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 48
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 37
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 33
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 32
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims abstract description 21
- 239000000295 fuel oil Substances 0.000 claims abstract description 19
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000002893 slag Substances 0.000 abstract description 38
- 239000000446 fuel Substances 0.000 abstract description 11
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 11
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 abstract description 9
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 abstract description 5
- 230000005484 gravity Effects 0.000 abstract description 5
- 239000000203 mixture Substances 0.000 abstract description 3
- 238000007664 blowing Methods 0.000 abstract description 2
- 239000002801 charged material Substances 0.000 abstract 1
- 239000010881 fly ash Substances 0.000 abstract 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 25
- 230000008569 process Effects 0.000 description 15
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 7
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 7
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 7
- 239000000779 smoke Substances 0.000 description 7
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 6
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 6
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000011282 treatment Methods 0.000 description 4
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 2
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 2
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 2
- RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N silicic acid Chemical compound O[Si](O)(O)O RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 2
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 2
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 2
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241001417490 Sillaginidae Species 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 239000007772 electrode material Substances 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 230000020169 heat generation Effects 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 238000005286 illumination Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000010406 interfacial reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003921 oil Substances 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 230000002747 voluntary effect Effects 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
本発明は、銅の乾式製錬法、詳しくけ自溶製錬法の改良
に係るものである。
に係るものである。
銅製錬の方法は、原料鉱石の性状成分によって種々ある
が、大別すると乾式製錬法と湿式製錬法の二種類がある
。乾式製錬法は主に硫化銅鉱の処理に用いられ、予備処
理、溶鉱、製鋼、粗銅精製、電解などの工程よりなって
いる。銅精鉱を団鉱。
が、大別すると乾式製錬法と湿式製錬法の二種類がある
。乾式製錬法は主に硫化銅鉱の処理に用いられ、予備処
理、溶鉱、製鋼、粗銅精製、電解などの工程よりなって
いる。銅精鉱を団鉱。
乾燥あるいけ焙焼などの処理を行い、溶鉱炉、反射炉、
自熔炉などに装入し加熱溶融して硫化銅を主成分とする
マットと鉄、けい酸を主成分とするスラグに分ける。マ
ットはさらに転炉で処理し粗銅と転炉スラグに分け、粗
銅はさらに精製炉で陽極型に鋳込んで電解工程に送り陽
極を電気分解して電気銅にする。以上述べた乾式製錬法
のうち、溶鉱処理を自熔炉で溶錬する所謂自溶炉製錬(
フラッシュスメルテイング法)が近年多く用いられてい
る。本方法は銅□及びニッケル等の硫化精鉱を、鉱石中
の硫化鉄の酸化熱によって溶錬するので他の溶鉱炉、反
射炉等を用いる製錬法に比して燃料が少くてすみ、高い
熱効率と無公害性および操業管理が容易で省力化も可能
等の利点をもつため広く採用されてきた。
自熔炉などに装入し加熱溶融して硫化銅を主成分とする
マットと鉄、けい酸を主成分とするスラグに分ける。マ
ットはさらに転炉で処理し粗銅と転炉スラグに分け、粗
銅はさらに精製炉で陽極型に鋳込んで電解工程に送り陽
極を電気分解して電気銅にする。以上述べた乾式製錬法
のうち、溶鉱処理を自熔炉で溶錬する所謂自溶炉製錬(
フラッシュスメルテイング法)が近年多く用いられてい
る。本方法は銅□及びニッケル等の硫化精鉱を、鉱石中
の硫化鉄の酸化熱によって溶錬するので他の溶鉱炉、反
射炉等を用いる製錬法に比して燃料が少くてすみ、高い
熱効率と無公害性および操業管理が容易で省力化も可能
等の利点をもつため広く採用されてきた。
以上の如く自熔炉製錬法は多くを利点を持つ反面、自溶
炉セットラ部よシ排出されるスラグ中の銅品位が他の溶
鉱炉、反射炉からの排出スラグ等に比して高いのでスラ
グ中の銀回収のため別処理工程が必要であることが欠点
の一つである。
炉セットラ部よシ排出されるスラグ中の銅品位が他の溶
鉱炉、反射炉からの排出スラグ等に比して高いのでスラ
グ中の銀回収のため別処理工程が必要であることが欠点
の一つである。
自熔炉製錬法が他の溶錬法に比してスラグ中の銅品位が
高い原因としては、自熔炉では冶金反応が急激であり、
酸化雰囲気であるため鉄の過酸化が進み、マグネタイ)
(Feas4)の生成が多く、スラグの融点及び粘度
が上昇し、銅の物理的混入が多いためである。このマグ
ネタイトの発生を減少させる方法としては、 1)スラグ中の珪酸品位を上昇せしめること11)
炉内の酸素分圧を下げること1;I)生成マット中の銅
品位を下けること又は操業温度を上げること等が考えら
れるが 1)に於ては溶剤(フラックス)量の増加を招
き全体としてスラグ量が増加し、銅品位は低下しても銅
純分としての損失はあまり減少(−ない。又I+ )に
於ては、自溶炉自体は急激な冶金反応を特徴とするが、
炉内の酸素分圧を意図的に局部のみを制御することは困
難であり、又 111)に於てはマット量が増加し。
高い原因としては、自熔炉では冶金反応が急激であり、
酸化雰囲気であるため鉄の過酸化が進み、マグネタイ)
(Feas4)の生成が多く、スラグの融点及び粘度
が上昇し、銅の物理的混入が多いためである。このマグ
ネタイトの発生を減少させる方法としては、 1)スラグ中の珪酸品位を上昇せしめること11)
炉内の酸素分圧を下げること1;I)生成マット中の銅
品位を下けること又は操業温度を上げること等が考えら
れるが 1)に於ては溶剤(フラックス)量の増加を招
き全体としてスラグ量が増加し、銅品位は低下しても銅
純分としての損失はあまり減少(−ない。又I+ )に
於ては、自溶炉自体は急激な冶金反応を特徴とするが、
炉内の酸素分圧を意図的に局部のみを制御することは困
難であり、又 111)に於てはマット量が増加し。
後処理工程に悪影替を及ぼすと共に燃料の増加をも来す
等により、従来有効な方法が見出されず、通常a)自溶
炉から一度スラグを排出した後、別に設けられた錬かん
炉にて昇温静置するかあるいは硫化鉄、石炭およびコー
クスを単独で添加することによって還元しスラグ中の含
銅品位を低下させる方法 b)排出スラグを冷却後粉砕
して浮選法によってCu分を回収する方法 C)自溶炉
のセトラ一部に電極を装入しくこれを自電炉という。)
電極材の還元力と電力による発熱及び攪拌を利用して、
スラグ中の銅品位全低下させる方法等が従来採用されて
いた。
等により、従来有効な方法が見出されず、通常a)自溶
炉から一度スラグを排出した後、別に設けられた錬かん
炉にて昇温静置するかあるいは硫化鉄、石炭およびコー
クスを単独で添加することによって還元しスラグ中の含
銅品位を低下させる方法 b)排出スラグを冷却後粉砕
して浮選法によってCu分を回収する方法 C)自溶炉
のセトラ一部に電極を装入しくこれを自電炉という。)
電極材の還元力と電力による発熱及び攪拌を利用して、
スラグ中の銅品位全低下させる方法等が従来採用されて
いた。
本発明者等は前記の自溶炉製錬における問題点を解決す
べく、理論的考察をもとに実操業で試験した結果、自電
炉型式の自溶炉において、高マット品位操業を実施する
にあたシ、銅精鉱と共に粉コークス又は粉コークスと微
粉炭を吹込み重油と共に使用すれば、スラグ中の銅品位
を低下させうろことを見出し本発明を完成したものであ
る。
べく、理論的考察をもとに実操業で試験した結果、自電
炉型式の自溶炉において、高マット品位操業を実施する
にあたシ、銅精鉱と共に粉コークス又は粉コークスと微
粉炭を吹込み重油と共に使用すれば、スラグ中の銅品位
を低下させうろことを見出し本発明を完成したものであ
る。
又本発明は、エネルギーコストの上昇する今日燃料費の
低下をももたらすものである。
低下をももたらすものである。
本発明の目的は自溶炉製錬法において、排出スラグ中の
含銅品位を低下させること及び燃料費の低減を図る方法
を提供するにある。
含銅品位を低下させること及び燃料費の低減を図る方法
を提供するにある。
本発明の要旨とするところは、銅精鉱と共に粉コークス
又は粉コークスと微粉炭を重油と共に同時に自溶炉に吹
込み、溶錬することを特徴とする自溶炉製錬法にある。
又は粉コークスと微粉炭を重油と共に同時に自溶炉に吹
込み、溶錬することを特徴とする自溶炉製錬法にある。
更に本発明の詳細について、図に基づき説明する。第1
図は自溶炉製錬法のプロセスを示す工程説明図であり、
第2図は本発明を適用した実施態様例を示す工程説明図
である。
図は自溶炉製錬法のプロセスを示す工程説明図であり、
第2図は本発明を適用した実施態様例を示す工程説明図
である。
自溶炉製錬法のプロセスについて例えばオートクンブ方
式の例を第1図に従って説明すると、各種銅精鉱を予じ
め銅と硫黄との比重その他不純物を勘案し、例えばオア
ベツディング等の方法によ#)p1合し調合鉱とし、調
合鉱に更に予じめ粉砕機で適当な粒度に粉砕した珪酸鉱
等の溶剤を添加する。これら装入物は水分を含んでいる
ので水分を1%以下殆んど0チ程度迄に例えば熱風を用
いた気流乾燥機或はロータリキルンにて乾燥し炉頂装入
ビン(図示なし)に一旦貯鉱される。又調合鉱の乾燥工
程から集塵された煙灰並びに自熔炉排ガス処理工程から
の煙灰も炉頂煙灰装入ビン(図示なし)に貯鉱される。
式の例を第1図に従って説明すると、各種銅精鉱を予じ
め銅と硫黄との比重その他不純物を勘案し、例えばオア
ベツディング等の方法によ#)p1合し調合鉱とし、調
合鉱に更に予じめ粉砕機で適当な粒度に粉砕した珪酸鉱
等の溶剤を添加する。これら装入物は水分を含んでいる
ので水分を1%以下殆んど0チ程度迄に例えば熱風を用
いた気流乾燥機或はロータリキルンにて乾燥し炉頂装入
ビン(図示なし)に一旦貯鉱される。又調合鉱の乾燥工
程から集塵された煙灰並びに自熔炉排ガス処理工程から
の煙灰も炉頂煙灰装入ビン(図示なし)に貯鉱される。
これら調合鉱及び煙灰は各装入ビンからチェンコンベア
−等で抜き出され、ボイラーで回収された蒸気を利用し
て熱交換器や熱風炉叫で加熱された約500℃の
空気の熱風と重油と共に自溶炉炉頂の精鉱バーナを経
由し炉のシャフト部内へ噴出される。銅精鉱はここで鉄
、硫黄などの酸化熱及び重油等の燃焼熱により、130
0℃以上の高温となり、瞬間的に装入物がシャフト部内
に落下する間に冶金反応を起し、熔融してセラトラ内に
たまる。セトラ一部で#′i。
−等で抜き出され、ボイラーで回収された蒸気を利用し
て熱交換器や熱風炉叫で加熱された約500℃の
空気の熱風と重油と共に自溶炉炉頂の精鉱バーナを経
由し炉のシャフト部内へ噴出される。銅精鉱はここで鉄
、硫黄などの酸化熱及び重油等の燃焼熱により、130
0℃以上の高温となり、瞬間的に装入物がシャフト部内
に落下する間に冶金反応を起し、熔融してセラトラ内に
たまる。セトラ一部で#′i。
重油バーナにより高r!Aを保持しつつ比重差を利用し
てマットとスラグに分離する。即ち比重の大きいマット
は下部に、小さいスラグは上部妬分離される。マットは
次工程である転炉へ取鍋を用いて輸送され、スラグは含
銅品位を低下させるため錬かん炉に抜き出し、fK昇温
靜#あるいけ、硫化鉄およびコークス等を添加して還元
しスラグ中の銅品位を低下せしめた後水砕する。一方約
1600℃の燃焼排ガスはアップテーク部を通り、ボイ
ラー、サイクロン、コットレル等により集塵し%煙灰は
回収し炉頂煙灰装入ンンに繰返される。排ガスは硫酸工
場に送られる。転炉にては、造かん、製鋼のステップを
経てマット中の鉄及び硫黄を除去し粗銅とし更に粗銅を
精製炉にて精製し電解工程に適する粗銅陽極に鋳造し電
解工程にて電気銅とする。以上が自熔炉を用いた乾式製
錬法の概要である。
てマットとスラグに分離する。即ち比重の大きいマット
は下部に、小さいスラグは上部妬分離される。マットは
次工程である転炉へ取鍋を用いて輸送され、スラグは含
銅品位を低下させるため錬かん炉に抜き出し、fK昇温
靜#あるいけ、硫化鉄およびコークス等を添加して還元
しスラグ中の銅品位を低下せしめた後水砕する。一方約
1600℃の燃焼排ガスはアップテーク部を通り、ボイ
ラー、サイクロン、コットレル等により集塵し%煙灰は
回収し炉頂煙灰装入ンンに繰返される。排ガスは硫酸工
場に送られる。転炉にては、造かん、製鋼のステップを
経てマット中の鉄及び硫黄を除去し粗銅とし更に粗銅を
精製炉にて精製し電解工程に適する粗銅陽極に鋳造し電
解工程にて電気銅とする。以上が自熔炉を用いた乾式製
錬法の概要である。
次に第2図に基づいて本発明を説明する。第2図に示す
如く第、1図と異なる点は錬かん炉がなくセラトラ部に
電極を有する自電炉型式の自熔炉に本発明を適用したも
のである。
如く第、1図と異なる点は錬かん炉がなくセラトラ部に
電極を有する自電炉型式の自熔炉に本発明を適用したも
のである。
本発明の特徴は、粉コークス又は粉コークスと微粉炭を
、前述の従来法の調合鉱、煙灰および重油と共に精鉱バ
ーナを経由してシャフト部への吹込みにあり、従来プロ
セスに適用ができ、設備として粉コークス及び微粉炭に
係る設備を除いて、そのま\使用できるものである。シ
ャフト部への粉コークス、微粉炭の使用方法としては、
自溶炉シャフト部内への専用バーナを設けて使用して屯
よいし、又調合鉱の運搬途中で連続又は断続して一定量
宛添加し使用してもよい。
、前述の従来法の調合鉱、煙灰および重油と共に精鉱バ
ーナを経由してシャフト部への吹込みにあり、従来プロ
セスに適用ができ、設備として粉コークス及び微粉炭に
係る設備を除いて、そのま\使用できるものである。シ
ャフト部への粉コークス、微粉炭の使用方法としては、
自溶炉シャフト部内への専用バーナを設けて使用して屯
よいし、又調合鉱の運搬途中で連続又は断続して一定量
宛添加し使用してもよい。
一方粉コークスは一般に使用されている各種粉コークス
を乾燥したものが使用できる。その性状け、粉状で灰分
が低く、揮発分が高いコークスの使用が有利であり、一
般に灰分12%以下揮発分0.5チ以上のコークスが使
用されるが、好ましくは灰分2.0%以下揮発分6チ以
−トのコークスである。又その粒18“は微粉であるほ
ど重油の使用を減少することができる。然しなから超微
粉コークスの使用は1重油の代替率を向上せしめるが、
本発明の特徴の一つであるマグネタイトの還元率が低下
することが考えられ月つ又粉砕経費も増加するので、コ
ークスや微粉炭の粉砕粒度は16〜325mesh
の粒度分布範囲になることが好まし7い。
を乾燥したものが使用できる。その性状け、粉状で灰分
が低く、揮発分が高いコークスの使用が有利であり、一
般に灰分12%以下揮発分0.5チ以上のコークスが使
用されるが、好ましくは灰分2.0%以下揮発分6チ以
−トのコークスである。又その粒18“は微粉であるほ
ど重油の使用を減少することができる。然しなから超微
粉コークスの使用は1重油の代替率を向上せしめるが、
本発明の特徴の一つであるマグネタイトの還元率が低下
することが考えられ月つ又粉砕経費も増加するので、コ
ークスや微粉炭の粉砕粒度は16〜325mesh
の粒度分布範囲になることが好まし7い。
これら粉コークス微粉炭を配合した粉コークスは、炉頂
精鉱バーナより又は別に設けられた粉コークスや微粉炭
配合の粉コークスの専用バーナを経由して炉内に均一に
分布され、一部燃焼(〜ながらシャフト部を落下し、未
燃焼の粉コークスは。
精鉱バーナより又は別に設けられた粉コークスや微粉炭
配合の粉コークスの専用バーナを経由して炉内に均一に
分布され、一部燃焼(〜ながらシャフト部を落下し、未
燃焼の粉コークスは。
炉内の溶体の表面を覆う。特に装入された粉コークスは
七ットラ部処入った後、セラトラの溶体全面を均一に覆
っていることが好ましい。斯くして、装入物の冶金反応
及び燃料の燃焼熱により、鉱石は溶体となり、セラトラ
部に流入し、セラトラ内では比重の差によりマットは下
層、スラグは上層の二層に分離される。上層のスラグは
冶金反応によって生成されたマグネタイトを包含してい
るが、このマグネタイトは、前述のスラグの表面に覆わ
れた未燃焼の粉コークスと反応し、マグネタイトが還元
され、スラグ中の銅品位が低下する。この際界面反応を
助長するためスラグを流動攪拌することが好ましく、特
に自電炉の如く電極の装入や、ガスの吹込み等によって
本目的を達成することができる。
七ットラ部処入った後、セラトラの溶体全面を均一に覆
っていることが好ましい。斯くして、装入物の冶金反応
及び燃料の燃焼熱により、鉱石は溶体となり、セラトラ
部に流入し、セラトラ内では比重の差によりマットは下
層、スラグは上層の二層に分離される。上層のスラグは
冶金反応によって生成されたマグネタイトを包含してい
るが、このマグネタイトは、前述のスラグの表面に覆わ
れた未燃焼の粉コークスと反応し、マグネタイトが還元
され、スラグ中の銅品位が低下する。この際界面反応を
助長するためスラグを流動攪拌することが好ましく、特
に自電炉の如く電極の装入や、ガスの吹込み等によって
本目的を達成することができる。
スラグ中のマグネタイトの減少は重油を粉コークスに代
替することKよって起シうるが、自溶炉シャフト部での
急激な冶金反応?阻害しない程度jtJ)コークスは使
用し得る。その好ましい量は重油量の60〜50チであ
る。又粉コークスは単味で供用するだけでなく、前述の
如く粉コークスの灰分や揮発分を調整するために通常の
微粉炭を粉コークスと共に供用することにより、本発明
の目的を達成することが出来る。
替することKよって起シうるが、自溶炉シャフト部での
急激な冶金反応?阻害しない程度jtJ)コークスは使
用し得る。その好ましい量は重油量の60〜50チであ
る。又粉コークスは単味で供用するだけでなく、前述の
如く粉コークスの灰分や揮発分を調整するために通常の
微粉炭を粉コークスと共に供用することにより、本発明
の目的を達成することが出来る。
本発明の粉コークス又は粉コークスと微粉炭を使用する
自溶炉製錬法では、粉コークス又は粉コークスと微粉炭
の使用量を重油の50%以上代替することによりスラグ
中のマグネタイトは従来法では6%以上であったものが
4.5チ以下に減少し、スラグの持去る銅損失を15%
以上減少せしめるととが可能となった。又粉コークスや
微粉炭をセラトラ部にて燃焼反応せしめることにより、
従来セラトラ部にて燃焼せしめていた重油バーナによる
重油の燃焼は行なわずに、電極による電熱攪拌のみでセ
ラトラ内でのマットとスラグの溶離を可能とし、自溶炉
全体の燃料使用コストは大巾建節減された。
自溶炉製錬法では、粉コークス又は粉コークスと微粉炭
の使用量を重油の50%以上代替することによりスラグ
中のマグネタイトは従来法では6%以上であったものが
4.5チ以下に減少し、スラグの持去る銅損失を15%
以上減少せしめるととが可能となった。又粉コークスや
微粉炭をセラトラ部にて燃焼反応せしめることにより、
従来セラトラ部にて燃焼せしめていた重油バーナによる
重油の燃焼は行なわずに、電極による電熱攪拌のみでセ
ラトラ内でのマットとスラグの溶離を可能とし、自溶炉
全体の燃料使用コストは大巾建節減された。
又排ガス温、#即ちアップテーク入口温度は従来の12
50〜1600℃に比して約50℃低下し、アップテー
ク部及びボイラ部における煙灰によるトラブルを減少せ
しめる効果をもたらした。
50〜1600℃に比して約50℃低下し、アップテー
ク部及びボイラ部における煙灰によるトラブルを減少せ
しめる効果をもたらした。
セラトラからのマット、及び排ガスは従来と同様の処理
法にて処理され、スラグは別妬錬かん炉を設けることな
く水砕スラグとしてセメントその他の用途に供用される
。
法にて処理され、スラグは別妬錬かん炉を設けることな
く水砕スラグとしてセメントその他の用途に供用される
。
以下本発明を本発明の実施態様例に基き従来法と比較し
て説明する。
て説明する。
(実施例)
本発明及び従来法共に自電炉型式の自溶炉を用いその大
きさは、次の通りである。
きさは、次の通りである。
シャフト部 ・・・・・・・・・ 6mφ×(高さ)6
.9mmセラトラ ・・・・・・・・・ 巾 7.Om
x(高さ)++X(長さ)19.75m アップテーク ・・・・・・・・・ 2.5mφ×(高
1 q、4mm上記電電炉型自溶炉本発明法において
は、各種鉱石の調合鉱に下記に示す如き粉コークス単味
及び微粉炭を混合した粉コークスをベツディング時に鉱
石を当り約15に9の割合で混合し装入した。
.9mmセラトラ ・・・・・・・・・ 巾 7.Om
x(高さ)++X(長さ)19.75m アップテーク ・・・・・・・・・ 2.5mφ×(高
1 q、4mm上記電電炉型自溶炉本発明法において
は、各種鉱石の調合鉱に下記に示す如き粉コークス単味
及び微粉炭を混合した粉コークスをベツディング時に鉱
石を当り約15に9の割合で混合し装入した。
粉コークス及び微粉炭の粒度分布および性状は次の通り
更に本発明方法並びに従来法共、9気を450℃の熱風
とし48,000 m” /hの条件にて精鉱バーナよ
り吹込み溶錬を行なった。
とし48,000 m” /hの条件にて精鉱バーナよ
り吹込み溶錬を行なった。
次に本発明方法即ち粉コークス単味及び微粉炭を混合し
た粉コークスを1油と共に用いた場合と従来の重油のみ
を用いた場合の操業条件ならびに成績について第1表に
示す。
た粉コークスを1油と共に用いた場合と従来の重油のみ
を用いた場合の操業条件ならびに成績について第1表に
示す。
第1表に明らかなように%
1)セラトラ部よりのスラグ中の銅損失量は従来に比し
て品位が0.58%よ、90.48%に、マットとスラ
グの銅純分比率で0.90 %よ、90.76%及び0
.74 %に、従来法100に対して16チ及び17%
損失が減少して居シ、これはスラグ中のマグネタイトの
品位が6.8%より 4.1 %及び4.2%即ち2,
7%及び2.6%低下に起因することは明らかであり、
経済的効果は甚だ大である。
て品位が0.58%よ、90.48%に、マットとスラ
グの銅純分比率で0.90 %よ、90.76%及び0
.74 %に、従来法100に対して16チ及び17%
損失が減少して居シ、これはスラグ中のマグネタイトの
品位が6.8%より 4.1 %及び4.2%即ち2,
7%及び2.6%低下に起因することは明らかであり、
経済的効果は甚だ大である。
2)更に燃料の原単位は鉱石処理量を当シ28千騙及び
13千らの節減をみているが、重油の一部をコークスに
代替することにょシ、スラグ中の銅品位を下げるために
使用していた電極用電力の減少と従来セラトラに使用し
ていた重油を使用しなくなったことによるもので燃料コ
ストは約20チの節減を図ることが可能となった。
13千らの節減をみているが、重油の一部をコークスに
代替することにょシ、スラグ中の銅品位を下げるために
使用していた電極用電力の減少と従来セラトラに使用し
ていた重油を使用しなくなったことによるもので燃料コ
ストは約20チの節減を図ることが可能となった。
6)又アップテーク部入口温度は、従来法に比して50
℃低下しているがこれは溶体表面が未燃焼コークス粉で
覆われ、未燃焼コークスの発熱が持絆され容体への熱伝
導が良好となるためであシ、アップテーク部並びにボイ
ラーへのダストトラブルを減少せしめる効果を有するも
のである。
℃低下しているがこれは溶体表面が未燃焼コークス粉で
覆われ、未燃焼コークスの発熱が持絆され容体への熱伝
導が良好となるためであシ、アップテーク部並びにボイ
ラーへのダストトラブルを減少せしめる効果を有するも
のである。
以上の如く本発明方法は、従来の自溶炉製錬法での問題
点であるスラグ中の銅損失減を減少せしめるばかシでな
く、エネルギーコストが上昇する今日燃料費コストを大
巾に節減せしめるもので、経済上甚だ有用な発明である
。
点であるスラグ中の銅損失減を減少せしめるばかシでな
く、エネルギーコストが上昇する今日燃料費コストを大
巾に節減せしめるもので、経済上甚だ有用な発明である
。
尚本発明は自重炉型自溶炉のみに限定せず他の自溶炉製
錬法にも適用できることは云う迄もない。
錬法にも適用できることは云う迄もない。
第1図は自溶炉製錬法のプロセスを示す工程説明図であ
シ、第2図は本発明を自重炉型自溶炉に適用した場合の
実施態様例を示す工程説明図である。 代理人 弁理士 木 村 三 朗 (至) 第1図 井襲炉−椅ts: 手続補正書(自発) 士、Y許庁長止゛殿 昭和5了年 91
’l 6r11、事件の表示 特願昭57−103522 2、発明の名称 粉コークスを用いる自溶炉製錬法 名 称 (618)三井金属鉱業株式会社用−一一 4、代理人 (発送]」 昭和 年 月 「1)(1)2頁1
2行目の「多くを」を「多くの」と訂正する。 (2)8頁12行目の「粉コークス微粉炭」を「粉コー
クス、微粉炭」と訂正する。 (3)11頁9行目の「×(長さ)」を「2.6 X
(長さ)Jと訂正する。 (4)11頁11行目の「自熔炉に本発明法」を「自熔
炉に本実施例」と訂正する。 (5)12頁1行目の「粒度分布(メツシュ)」を「粒
度分布(メツシュ%)」と訂正する。 (6)13頁6行目「16千Kail、Jを「10千K
Jjと訂正する。 (7)14頁第1表の差の欄を次の如く訂正する。 ア、(2) −(1)欄13行の「△10.3.Jを「
△10.9」に、イ、 〃 19行の「△196」
を「△195」に、つ、(3) −(1)欄14行の「
△13」を「△10」に、工、 19行の「△
18.IJを「△1Z6」に、以上 (2)
シ、第2図は本発明を自重炉型自溶炉に適用した場合の
実施態様例を示す工程説明図である。 代理人 弁理士 木 村 三 朗 (至) 第1図 井襲炉−椅ts: 手続補正書(自発) 士、Y許庁長止゛殿 昭和5了年 91
’l 6r11、事件の表示 特願昭57−103522 2、発明の名称 粉コークスを用いる自溶炉製錬法 名 称 (618)三井金属鉱業株式会社用−一一 4、代理人 (発送]」 昭和 年 月 「1)(1)2頁1
2行目の「多くを」を「多くの」と訂正する。 (2)8頁12行目の「粉コークス微粉炭」を「粉コー
クス、微粉炭」と訂正する。 (3)11頁9行目の「×(長さ)」を「2.6 X
(長さ)Jと訂正する。 (4)11頁11行目の「自熔炉に本発明法」を「自熔
炉に本実施例」と訂正する。 (5)12頁1行目の「粒度分布(メツシュ)」を「粒
度分布(メツシュ%)」と訂正する。 (6)13頁6行目「16千Kail、Jを「10千K
Jjと訂正する。 (7)14頁第1表の差の欄を次の如く訂正する。 ア、(2) −(1)欄13行の「△10.3.Jを「
△10.9」に、イ、 〃 19行の「△196」
を「△195」に、つ、(3) −(1)欄14行の「
△13」を「△10」に、工、 19行の「△
18.IJを「△1Z6」に、以上 (2)
Claims (1)
- (1)銅精鉱等を自溶炉にて製錬する方法において、前
記銅精鉱とともに粉コークス又は粉コークスと微粉炭を
重油と共に吹込み溶錬することを特徴とする自熔炉製錬
法。
Priority Applications (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP10352282A JPS58221241A (ja) | 1982-06-16 | 1982-06-16 | 粉コ−クスを用いる自「鎔」炉製錬法 |
PH28060A PH18707A (en) | 1982-06-16 | 1982-10-28 | Flash smelting process using powdered coke |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP10352282A JPS58221241A (ja) | 1982-06-16 | 1982-06-16 | 粉コ−クスを用いる自「鎔」炉製錬法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPS58221241A true JPS58221241A (ja) | 1983-12-22 |
Family
ID=14356256
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP10352282A Pending JPS58221241A (ja) | 1982-06-16 | 1982-06-16 | 粉コ−クスを用いる自「鎔」炉製錬法 |
Country Status (2)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS58221241A (ja) |
PH (1) | PH18707A (ja) |
Cited By (11)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPH0196336A (ja) * | 1987-10-08 | 1989-04-14 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 自溶炉の操業におけるシヤフト部供給燃料量の調節法 |
JPH01275721A (ja) * | 1988-04-27 | 1989-11-06 | Mitsubishi Metal Corp | 硫化金属鉱の溶錬方法 |
JPH0586422A (ja) * | 1991-05-17 | 1993-04-06 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 自熔製錬炉の操業方法 |
US6755890B1 (en) | 1999-05-14 | 2004-06-29 | Outokumpu Oyj | Method for reducing non-ferrous metal content in slag in the production of non-ferrous metals occurring in suspension smelting furnace |
US6887298B1 (en) | 1999-05-14 | 2005-05-03 | Outokumpu Oyj | Method and equipment for smelting non-ferrous metal sulphides in a suspension smelting furnace in order to produce matte of a high non-ferrous metal content and disposable slag |
US8382879B2 (en) | 2008-06-02 | 2013-02-26 | Pan Pacific Copper Co., Ltd. | Copper smelting method |
WO2013079762A1 (en) | 2011-11-29 | 2013-06-06 | 55Outotec Oyj | Method for controlling the suspension in a suspension smelting furnace, a suspension smelting furnace, and a concentrate burner |
US20130269481A1 (en) * | 2012-04-16 | 2013-10-17 | Xiangguang Copper Co., Ltd. | Method for producing blister copper directly from copper concentrate |
JP2016035114A (ja) * | 2015-12-17 | 2016-03-17 | オウトテック オサケイティオ ユルキネンOutotec Oyj | 浮遊溶解炉における浮遊物の制御方法、浮遊溶解炉および精鉱バーナー |
RU2710810C1 (ru) * | 2018-12-13 | 2020-01-14 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ восстановления меди из сульфидных соединений |
US10852065B2 (en) | 2011-11-29 | 2020-12-01 | Outotec (Finland) Oy | Method for controlling the suspension in a suspension smelting furnace |
-
1982
- 1982-06-16 JP JP10352282A patent/JPS58221241A/ja active Pending
- 1982-10-28 PH PH28060A patent/PH18707A/en unknown
Cited By (19)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPH0196336A (ja) * | 1987-10-08 | 1989-04-14 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 自溶炉の操業におけるシヤフト部供給燃料量の調節法 |
JPH01275721A (ja) * | 1988-04-27 | 1989-11-06 | Mitsubishi Metal Corp | 硫化金属鉱の溶錬方法 |
JPH0586422A (ja) * | 1991-05-17 | 1993-04-06 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 自熔製錬炉の操業方法 |
US6755890B1 (en) | 1999-05-14 | 2004-06-29 | Outokumpu Oyj | Method for reducing non-ferrous metal content in slag in the production of non-ferrous metals occurring in suspension smelting furnace |
US6887298B1 (en) | 1999-05-14 | 2005-05-03 | Outokumpu Oyj | Method and equipment for smelting non-ferrous metal sulphides in a suspension smelting furnace in order to produce matte of a high non-ferrous metal content and disposable slag |
BG65570B1 (bg) * | 1999-05-14 | 2008-12-30 | Outokumpu Oyj A Public Limited Company Of Espoo | Метод за редуциране на цветните метали, съдържащисе в шлаката при производството на цветни метали,получаващи се в суспензионни топилни пещи |
US8382879B2 (en) | 2008-06-02 | 2013-02-26 | Pan Pacific Copper Co., Ltd. | Copper smelting method |
KR101523890B1 (ko) * | 2011-11-29 | 2015-05-28 | 오토텍 오와이제이 | 현탁 제련로 내의 현탁액의 제어 방법, 현탁 제련로, 및 정광 버너 |
CN104053798A (zh) * | 2011-11-29 | 2014-09-17 | 奥图泰有限公司 | 用于控制悬浮熔炼炉中的悬浮物的方法、悬浮熔炼炉和精矿燃烧器 |
JP2014533781A (ja) * | 2011-11-29 | 2014-12-15 | オウトテック オサケイティオ ユルキネンOutotec Oyj | 浮遊溶解炉における浮遊物の制御方法、浮遊溶解炉および精鉱バーナー |
WO2013079762A1 (en) | 2011-11-29 | 2013-06-06 | 55Outotec Oyj | Method for controlling the suspension in a suspension smelting furnace, a suspension smelting furnace, and a concentrate burner |
EP2785885A4 (en) * | 2011-11-29 | 2015-12-09 | Outotec Oyj | METHOD OF CONTROLLING SUSPENSION IN A SUSPENSION MELTING OVEN, SUSPENSION MELTING OVEN AND CONCENTRATE BURNER |
US9677815B2 (en) | 2011-11-29 | 2017-06-13 | Outotec Oyj | Method for controlling the suspension in a suspension smelting furnace, a suspension smelting furnace, and a concentrate burner |
EA028492B1 (ru) * | 2011-11-29 | 2017-11-30 | Ототек Оюй | Способ регулирования суспензии в печи для плавки во взвешенном состоянии, печь для плавки во взвешенном состоянии и горелка концентрата |
US10852065B2 (en) | 2011-11-29 | 2020-12-01 | Outotec (Finland) Oy | Method for controlling the suspension in a suspension smelting furnace |
US20130269481A1 (en) * | 2012-04-16 | 2013-10-17 | Xiangguang Copper Co., Ltd. | Method for producing blister copper directly from copper concentrate |
US8771396B2 (en) * | 2012-04-16 | 2014-07-08 | Xiangguang Copper Co., Ltd. | Method for producing blister copper directly from copper concentrate |
JP2016035114A (ja) * | 2015-12-17 | 2016-03-17 | オウトテック オサケイティオ ユルキネンOutotec Oyj | 浮遊溶解炉における浮遊物の制御方法、浮遊溶解炉および精鉱バーナー |
RU2710810C1 (ru) * | 2018-12-13 | 2020-01-14 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ восстановления меди из сульфидных соединений |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
PH18707A (en) | 1985-09-05 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN106609325B (zh) | 富氧煤粉熔融还原红土镍矿工艺和熔融还原炉 | |
CN107653381A (zh) | 含锌与铁的熔渣熔融还原生产的方法 | |
CA1073215A (en) | Production of blister copper directly from roasted copper-iron sulfide concentrates | |
EP0122768B1 (en) | An electric arc fired cupola for remelting of metal chips | |
CN107674985A (zh) | 由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法 | |
CN111411234A (zh) | 射流熔炼电热还原炉和冶炼含锌物料的方法 | |
JPH021216B2 (ja) | ||
JPS58221241A (ja) | 粉コ−クスを用いる自「鎔」炉製錬法 | |
CN101210280A (zh) | 一种含铜硫酸热烧渣的综合利用方法 | |
JP2003519288A (ja) | 懸濁炉における粗銅の生成方法 | |
RU2126455C1 (ru) | Способ получения богатого никелевого штейна | |
US4304595A (en) | Method of manufacturing crude iron from sulphidic iron-containing material | |
CN106011496A (zh) | 一种双区熔池熔炼炉及其铅锡共炼冶炼方法 | |
CN116026148A (zh) | 铅锌铜提炼装置及其应用 | |
US4421552A (en) | Dead roast-oxide flash reduction process for copper concentrates | |
JPH09268332A (ja) | 製鉄ダストからの酸化亜鉛の回収装置 | |
CN106086464B (zh) | 铅锌矿的冶炼设备 | |
CN111041225A (zh) | 一种贫杂高硅铜精矿富氧侧吹熔炼方法 | |
Siegmund | Modern applied technologies for primary lead smelting at the beginning of the 21st century | |
CN106086463B (zh) | 铅锌矿的冶炼设备 | |
CN115896466B (zh) | 一种处理复杂有色金属二次物料的方法 | |
CN219793074U (zh) | 铜冶炼渣有价金属元素综合回收及无害化处理装置 | |
Moosavi-Khoonsari et al. | Technology selection for slag zinc fuming process | |
CN101317067B (zh) | 加工粉状含铅和锌的原材料的装置 | |
JPS60251234A (ja) | 高亜鉛含鉄ダストからの有価金属回収方法 |