[go: up one dir, main page]

RU2652278C1 - Method of processing copper produced converter slag - Google Patents

Method of processing copper produced converter slag Download PDF

Info

Publication number
RU2652278C1
RU2652278C1 RU2017121331A RU2017121331A RU2652278C1 RU 2652278 C1 RU2652278 C1 RU 2652278C1 RU 2017121331 A RU2017121331 A RU 2017121331A RU 2017121331 A RU2017121331 A RU 2017121331A RU 2652278 C1 RU2652278 C1 RU 2652278C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
clinker
converter slag
furnace
slag
carbon
Prior art date
Application number
RU2017121331A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Андрей Владимирович Баласанов
Александр Борисович Усачев
Елена Анатольевна Баласанова
Елена Георгиевна Чегерова
Елена Владимировна Рогова
Original Assignee
Общество с ограниченной ответственностью "Институт тепловых металлургических агрегатов и технологий "Стальпроект"
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 Общество с ограниченной ответственностью "Институт тепловых металлургических агрегатов и технологий "Стальпроект" filed Critical Общество с ограниченной ответственностью "Институт тепловых металлургических агрегатов и технологий "Стальпроект"
Priority to RU2017121331A priority Critical patent/RU2652278C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2652278C1 publication Critical patent/RU2652278C1/en

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
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04Working-up slag
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: technological processes.
SUBSTANCE: invention relates to processing of copper produced converter slag. In bath furnace, together with converter slag, carbon-containing fuel and oxygen-containing gas, clinker of zinc production is supplied in amount of, determined by formula Mcl=(1.0÷2.0)(3Fecl+14Ccl)Feconverter slag/100, where Mcl – the amount of clinker supplied, kg/t of converter slag, Fecl, – content of metallic iron in the clinker, wt%, Ccl – clinker carbon content, wt%, Feconverter slag – iron content in converter slag, wt%.
EFFECT: increase in running time of furnace is provided by eliminating the formation of a layer of partially melted clinker or magnetite particles.
1 cl, 1 ex

Description

Изобретение относится к металлургии, а именно к способам переработки конвертерных шлаков медного производства.The invention relates to metallurgy, and in particular to methods of processing converter slag of copper production.

Конвертерные шлаки медного производства содержат значительное количество меди и не являются отвальными шлаками. Их обязательно перерабатывают с целью извлечения содержащихся в них ценных компонентов.Copper production slag contains a significant amount of copper and is not dump slag. They must be processed in order to extract the valuable components contained in them.

Иногда их измельчают, подвергают флотации, получая медный концентрат, который перерабатывают в пирометаллургических агрегатах. В этом случае извлекается дополнительное количество меди, но существенная часть все-таки теряется.Sometimes they are crushed, subjected to flotation, getting a copper concentrate, which is processed in pyrometallurgical units. In this case, an additional amount of copper is recovered, but a substantial part is still lost.

Если конвертерные шлаки перерабатывать без предварительной обработки степень извлечения меди можно увеличить. Конвертерные шлаки медного производства можно перерабатывать в различных пирометаллургических агрегатах.If converter slag is processed without pre-treatment, the degree of copper recovery can be increased. Converter slag of copper production can be processed in various pyrometallurgical units.

Известен способ плавки конвертерного шлака медного производства, включающий подачу конверторного шлака и карбида кальция (СаС2) в качестве восстановителя (патент Республики Казахстан KZ №23261). Этот способ позволяет осуществлять плавку конвертерных шлаков медного производства. Однако для ее осуществления требуется использование дорогостоящего восстановителя - карбида кальция.A known method of melting converter slag of copper production, including the supply of converter slag and calcium carbide (CaC 2 ) as a reducing agent (patent of the Republic of Kazakhstan KZ No. 23261). This method allows the smelting of converter slag of copper production. However, its implementation requires the use of an expensive reducing agent - calcium carbide.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ переработки конвертерных шлаков медного производства, включающий подачу конвертерного шлака, углеродистого топлива, кислородсодержащего газа, клинкера цинкового производства в ванную печь (патент Республики Казахстан KZ №1249). Этот способ позволяет осуществлять переработку, используя клинкер цинкового производства как более дешевый восстановитель. Температура в печи обеспечивается горением углеродистого топлива в кислородсодержащем газе. Однако применение этого способа не обеспечивает длительную непрерывную работу без образования слоя частично расплавившихся частиц клинкера или магнетита в печи.The closest in technical essence and the achieved result is a method for processing converter slag of copper production, including the supply of converter slag, carbon fuel, oxygen-containing gas, zinc clinker to the bathroom furnace (Republic of Kazakhstan KZ No. 1249). This method allows processing using zinc clinker as a cheaper reducing agent. The temperature in the furnace is ensured by the combustion of carbon fuel in an oxygen-containing gas. However, the application of this method does not provide long continuous operation without the formation of a layer of partially melted particles of clinker or magnetite in the furnace.

Технической задачей изобретения является увеличение длительности непрерывной работы печи за счет исключения возможности образования слоя частично расплавившихся частиц клинкера или магнетита.An object of the invention is to increase the duration of continuous operation of the furnace by eliminating the possibility of the formation of a layer of partially molten particles of clinker or magnetite.

Для решения этой задачи в известном способе переработки конвертерных шлаков медного производства, включающем подачу конвертерного шлака, углеродистого топлива, кислородсодержащего газа и клинкера цинкового производства в ванную печь, нагрев, расплавление конвертерных шлаков и клинкера, выпуск продуктов переработки, согласно предлагаемому изобретению, количество подаваемого клинкера определяется по формулеTo solve this problem, in a known method for processing converter slag of copper production, including feeding converter slag, carbon fuel, oxygen-containing gas and zinc clinker to a bathroom furnace, heating, melting converter slag and clinker, production of processed products according to the invention, the amount of clinker supplied determined by the formula

Мкл=(1,0÷2,0)(3Feкл+14Cкл)Feшл/100, Cl M = (1,0 ÷ 2,0) (3Fe cl cl + 14C) Fe SHL / 100,

где Мкл - количество подаваемого клинкера, кг/т конвертерного шлака; Feкл - содержание металлического железа в клинкере, %; Скл - содержание углерода в клинкере, %; Feшл - содержание железа в конвертерном шлаке, %.where M cl - the amount of clinker supplied, kg / t of converter slag; Fe CL - the content of metallic iron in clinker,%; With CL - the carbon content in clinker,%; Fe SHL - iron content in the converter slag,%.

Обычно медный конвертерный шлак содержит, мас.%: 1,2-3 Сu; 20-28 SiO2; 50-55 Fe. Железо в этих шлаках присутствует в форме двух оксидов: FeO и Fe3O4. Содержание магнетита может изменяться в очень широких пределах - от 10 до 28-30%.Typically, copper converter slag contains, wt.%: 1.2-3 Cu; 20-28 SiO 2 ; 50-55 Fe. Iron in these slags is present in the form of two oxides: FeO and Fe 3 O 4 . The magnetite content can vary within a very wide range - from 10 to 28-30%.

Клинкер цинкового производства содержит, мас.%: Сu - 1-4; S - 3-8; SiO2 - 10-15; Fe - 20-30; С - 10-20. Железо в клинкере присутствует в виде оксидов и металлического железа. Соотношение металлического железа к железу в оксидах меняется в зависимости от технологии извлечения цинка и образования клинкера. Углерод в клинкере присутствует в виде свободного углерода.Clinker zinc production contains, wt.%: Cu - 1-4; S - 3-8; SiO 2 - 10-15; Fe - 20-30; C - 10-20. Iron in clinker is present in the form of oxides and metallic iron. The ratio of metallic iron to iron in oxides varies depending on the technology of zinc extraction and clinker formation. The carbon in the clinker is present as free carbon.

В ванную печь с температурой 1250-1350°С подается углеродистое топливо и кислородсодержащий газ. Углерод топлива окисляется кислородом с выделением тепла. Количество топлива и кислорода должно быть достаточным для поддержания температуры в печи. Также в печь подается конвертерный шлак медного производства и клинкер цинкового производства. Под действием высокой температуры из подаваемых материалов формируется расплав, состоящий из оксидов и сульфидов. Из-за отличий в плотностях расплава оксидов (как правило, 3,2-3,5 г/см3) и сульфидов (как правило, 4,2-5,2 г/см3) они разделяются на две жидкие фазы: оксиды формируют шлак, сульфиды - штейн, расположенный ниже шлака. По мере накопления шлак и штейн выводятся из печи. Шлак направляется в отвал, штейн на производство меди. Процесс может вестись в непрерывном и периодическом режиме.Carbon fuel and an oxygen-containing gas are supplied to a bathroom furnace with a temperature of 1250-1350 ° C. Carbon is oxidized by oxygen with heat. The amount of fuel and oxygen must be sufficient to maintain the temperature in the furnace. Also, converter slag of copper production and zinc clinker are fed into the furnace. Under the action of high temperature, a melt consisting of oxides and sulfides is formed from the supplied materials. Due to differences in the melt densities of oxides (usually 3.2-3.5 g / cm 3 ) and sulfides (usually 4.2-5.2 g / cm 3 ), they separate into two liquid phases: oxides form slag, sulfides - matte, located below the slag. As they accumulate, the slag and matte are removed from the furnace. Slag is sent to the dump, matte for copper production. The process can be conducted in continuous and batch mode.

Экспериментально установлено, что если количество подаваемого клинкера будет меньше, чем вычисленное по формулеIt was experimentally established that if the amount of clinker supplied is less than that calculated by the formula

Mкл=1,0(3Feкл+14Скл)Feшл/100,M kl = 1,0 (3Fe cl cl + 14C) Fe SHL / 100,

в печи образуется слой магнетита, препятствующий длительной непрерывной работе печи. То есть, в этом случае, в печи поддерживается восстановительный потенциал, недостаточный для восстановления магнетита, содержащегося в конвертерном шлаке.a magnetite layer is formed in the furnace, which prevents continuous continuous operation of the furnace. That is, in this case, the reduction potential is insufficient in the furnace to restore the magnetite contained in the converter slag.

Магнетит при рабочих температурах процесса присутствует в шлаках в виде твердой фазы с плотностью выше плотности жидкого шлака и имеет склонность к выпадению в отдельный слой, загромождая рабочее пространство печи.Magnetite at working process temperatures is present in the slag in the form of a solid phase with a density higher than the density of liquid slag and has a tendency to fall into a separate layer, cluttering the furnace working space.

Восстановителями по отношению к магнетиту конвертерного шлака являются углерод и металлическое железо клинкера. При этом магнетит в печи будет накапливаться и через некоторое время работа печи будет нарушена из-за скопления магнетита в печи.Reducers with respect to converter slag magnetite are carbon and clinker metallic iron. In this case, magnetite in the furnace will accumulate and after some time the operation of the furnace will be disrupted due to the accumulation of magnetite in the furnace.

Если количество подаваемого клинкера будет больше, чем вычисленное по формулеIf the amount of clinker supplied is greater than that calculated by the formula

Мкл=2,0(3Feкл+14Скл)Feшл/100,M kl = 2,0 (3Fe cl cl + 14C) Fe SHL / 100,

в печи образуется слой частично расплавившихся частиц клинкера, что также препятствует длительной непрерывной работе печи.a layer of partially molten clinker particles forms in the furnace, which also prevents the continuous operation of the furnace.

Это объясняется тем, что количество содержащихся в клинкере железа и углерода будет больше того, которое может провзаимодействовать с магнетитом конвертерного шлака, восстановительный потенциал в печи будет таким, что непрореагировавшие с магнетитом конвертерного шлака железо и углерод клинкера будут накапливаться, препятствую длительной непрерывной работе печи, так как они при температурах процесса образуют частично расплавленную железо-углеродистую массу с плотностью выше плотности жидкого шлака, которая имеет склонность к образованию отдельного полутвердого слоя, накапливаясь в печи.This is because the amount of iron and carbon contained in the clinker will be greater than that which can interact with converter slag magnetite, the reduction potential in the furnace will be such that the iron and carbon of clinker that do not react with converter slag magnetite accumulate, interfering with the continuous operation of the furnace, since they, at process temperatures, form a partially molten iron-carbon mass with a density higher than the density of liquid slag, which tends to form vaniyu semisolid separate layer accumulating in the furnace.

Примеры.Examples.

В ванную печь непрерывно подают 4 тонны в час конвертерного шлака медного производства, углеродистое топливо, содержащее 1,5 тонны в час углерода, кислородсодержащий газ, содержащий 2100 м3 кислорода в час и клинкер цинкового производства.4 tons per hour of converter slag of copper production, carbon fuel containing 1.5 tons per hour of carbon, oxygen-containing gas containing 2100 m 3 oxygen per hour and zinc clinker are continuously fed into the bathroom furnace.

Конверторный шлак содержит 30% железа.Converter slag contains 30% iron.

Клинкер цинкового производства содержит 30% металлического железа и 15% углерода.Zinc clinker contains 30% metallic iron and 15% carbon.

Если количество клинкера цинкового производства меньше Мкл=1,0(3Feкл+14Скл)Feшл/100=1,25(3×30+14×15)30/100=90 кг на 1 тонну конвертерного шлака, то есть менее 90×4=360 кг в час, длительность работы печи составит 6 суток, после чего в печи образуется слой магнетита, препятствующий ее дальнейшей работе. Необходимо печь останавливать, удалять магнетит из печи, чтобы печь могла работать дальше.If the amount of clinker production of zinc is less than M kl = 1,0 (3Fe cl cl + 14C) Fe SHL / 100 = 1.25 (3 × 30 + 14 × 15) 30/100 = 90 kg per 1 ton of converter slag, i.e. less than 90 × 4 = 360 kg per hour, the duration of the furnace will be 6 days, after which a layer of magnetite is formed in the furnace, which prevents its further operation. It is necessary to stop the furnace, to remove magnetite from the furnace, so that the furnace can continue to work.

Если количество клинкера цинкового производства больше Мкл=2,0(3Feкл+14Скл)Feшл/100=2,0(3×30+14×15)30/100=180 кг на 1 тонну конвертерного шлака, то есть менее 180×4=720 кг в час, длительность работы печи составит 8 суток, после чего в печи образуется слой непрореагировавшего с магнетитом частично расплавившихся частиц клинкера, препятствующий ее дальнейшей работе. Необходимо печь останавливать, удалять слой частично расплавившихся частиц клинкера из печи, чтобы печь могла работать дальше.If the quantity of production of clinker zinc longer M cl = 2,0 (3Fe cl cl + 14C) Fe SHL / 100 = 2.0 (3 × 30 + 14 × 15) 30/100 = 180 kg per 1 ton of converter slag, i.e. less than 180 × 4 = 720 kg per hour, the furnace will last for 8 days, after which a layer of partially melted clinker particles that does not react with magnetite forms in the furnace and impedes its further operation. It is necessary to stop the furnace, remove the layer of partially melted clinker particles from the furnace, so that the furnace can work further.

Если количество клинкера цинкового производства в пределах Мкл=(1,0÷2,0)(3Feкл+14Скл)Feшл/100=(1,0÷2,0)(3×30+14×15)30/100=90÷180 кг на 1 тонну конвертерного шлака, то есть от 360 до 720 кг в час, длительность работы печи составит 90 суток без образования слоя магнетита или частично расплавившихся частиц клинкера, препятствующих ее дальнейшей работе. Длительность непрерывной работы печи в этом случае определяется производственными потребностями.If the amount of zinc clinker production within cells M = (1,0 ÷ 2,0) (3Fe cl cl + 14C) Fe SHL / 100 = (1,0 ÷ 2,0) (3 × 30 + 14 × 15) 30 / 100 = 90 ÷ 180 kg per 1 ton of converter slag, i.e. from 360 to 720 kg per hour, the furnace will last for 90 days without the formation of a layer of magnetite or partially melted clinker particles that impede its further operation. The duration of continuous operation of the furnace in this case is determined by production needs.

Claims (6)

Способ переработки конвертерных шлаков медного производства, включающий подачу конвертерного шлака медного производства, углеродистого топлива, кислородсодержащего газа, клинкера цинкового производства в ванную печь, нагрев, расплавление конвертерных шлаков и клинкера, выпуск продуктов переработки, отличающийся тем, что количество подаваемого клинкера определяют по формулеA method of processing converter slag of copper production, including supplying converter slag of copper production, carbon fuel, oxygen-containing gas, zinc clinker to a bathroom furnace, heating, melting converter slag and clinker, production of processing products, characterized in that the amount of clinker is determined by the formula
Figure 00000001
,
Figure 00000001
,
где Мкл - количество подаваемого клинкера, кг/т конвертерного шлака;where M cl - the amount of clinker supplied, kg / t of converter slag; Feкл - содержание металлического железа в клинкере, мас.%;Fe CL - the content of metallic iron in clinker, wt.%; Скл - содержание углерода в клинкере, мас.%;With CL - the carbon content in clinker, wt.%; Feшл - содержание железа в конвертерном шлаке, мас.%.Fe sl - the iron content in the converter slag, wt.%.
RU2017121331A 2017-06-19 2017-06-19 Method of processing copper produced converter slag RU2652278C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2017121331A RU2652278C1 (en) 2017-06-19 2017-06-19 Method of processing copper produced converter slag

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2017121331A RU2652278C1 (en) 2017-06-19 2017-06-19 Method of processing copper produced converter slag

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2652278C1 true RU2652278C1 (en) 2018-04-25

Family

ID=62045407

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2017121331A RU2652278C1 (en) 2017-06-19 2017-06-19 Method of processing copper produced converter slag

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2652278C1 (en)

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3666440A (en) * 1970-03-13 1972-05-30 Mitsubishi Metal Mining Co Ltd Method of recovering copper from slag
JPS61261445A (en) * 1985-05-14 1986-11-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd Treatment of copper converter slag
SU1652368A1 (en) * 1989-01-09 1991-05-30 Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "УНИПРОМЕДЬ" Method for depleting copper-bearing slags
SU1671716A1 (en) * 1989-04-28 1991-08-23 Алмалыкский Горно-Металлургический Комбинат Им.В.И.Ленина Method of depletion of copper production slags
SU1677078A1 (en) * 1989-11-13 1991-09-15 Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов Method of depletion of copper smelting slags

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3666440A (en) * 1970-03-13 1972-05-30 Mitsubishi Metal Mining Co Ltd Method of recovering copper from slag
JPS61261445A (en) * 1985-05-14 1986-11-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd Treatment of copper converter slag
SU1652368A1 (en) * 1989-01-09 1991-05-30 Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "УНИПРОМЕДЬ" Method for depleting copper-bearing slags
SU1671716A1 (en) * 1989-04-28 1991-08-23 Алмалыкский Горно-Металлургический Комбинат Им.В.И.Ленина Method of depletion of copper production slags
SU1677078A1 (en) * 1989-11-13 1991-09-15 Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов Method of depletion of copper smelting slags

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2018112130A (en) METHOD FOR EXTRACTION OF METALS FROM CONCENTRATES OF SULFUR ORE
JPS58177421A (en) Recovery of metal from molten slag
RU2324751C2 (en) Processing method of raw materials containing non-ferrous metals and iron
FI119774B (en) Process for the treatment of cobalt-containing copper concentrate
RU2360984C1 (en) Extraction method of platinum metals
EA029428B1 (en) METHOD AND APPARATUS FOR RECOVERING PLATINUM GROUP METALS (PGMs) AND FERROCHROME FROM PGM BEARING CHROMITE ORE
CN109477161B (en) Method for continuously converting nickel-containing copper sulfide material
RU2652278C1 (en) Method of processing copper produced converter slag
Dosmukhamedov et al. Investigation of Cu, Pb, Zn, As, Sb distribution during the lead semiproducts and copper-zinc concentrate comelting
RU2612330C2 (en) Method of direct reduction of materials containing metal oxides to produce melt metal and device for carrying out method
JP6542560B2 (en) Method of treating non-ferrous smelting slag
US4108638A (en) Process for separating nickel, cobalt and copper
Cui et al. Pyrometallurgical recovery of valuable metals from flue dusts of copper smelter through lead alloy
RU2359047C2 (en) Processing method of copper-cobalt oxidised raw materials with receiving of blister copper and alloy on basis of cobalt
US3091524A (en) Metallurgical process
Bakker et al. ISACONVERT TM: continuous converting of nickel/PGM mattes
US905281A (en) Process of making manganese and ferromanganese.
CA1060217A (en) Process for separating nickel, cobalt and copper
CA2232631C (en) Treatment of waste products that contain organic substances
EA035697B1 (en) Method for refining sulfidic copper concentrate
UA23590U (en) Method for nonferrous metals extraction from electrotype sludges
RU2261285C1 (en) Method of production of blister copper and zinc
US1461957A (en) Process of recovering tin from impure ores
US1559803A (en) Treatment of metallurgical slag
US746797A (en) Process of separating metals from matte or ore.