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PROCEDE D'AFFINAGE AU FEU DANS DES FOURS A REVETEMENT BASIQUE, DE CUIVRE DE PREMIERE FUSION ET DE CHUTES DE
CUIVRE, CONTENANT DU ZINC ET DU PLOMB, ET MELANGE
DE FORMATION DE SCORIES POUR LA MISE EN
OEUVRE DE CET AFFINAGE
La présente invention se rapporte à un procédé d'affinage au feu, dans un four à revêtement basique, de cuivre de première fusion et de chutes de cuivre contenant du plomb et du zinc, au cours duquel la charge introduite dans le four est fondue, pour que le plomb et le zinc ainsi que les autres matériaux d'impuretés non souhaités soient éliminés du bain de fusion par oxydation. Elle concerne également un mélange ou agent de formation de scories pour la mise en oeuvre de l'affinage du cuivre.
De façon connue, on réalisait précédemment l'affinage au feu du cuivre dans des fours à réverbère à réglage acide (Edmund R. Thewes : metallurgische Verarbeitung von Altmetallan und Rückstände, édition II., Editions Carl Hanser, Munich 1951). Au cours du déroulement du procédé, le revêtement de quartz du four participait de façon importante à l'obtention de scories métallurgiques de très bonne coulabilité et faciles à traiter. Il s'ensuivait naturellement que, par suite des corrosions exceptionnellement intenses apparaissant au cours des réactions chimiques, le revêtement du four était usé après une relativement faible durée.
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Grâce à l'utilisation du revêtement à réglage basique, la durée de vie du revêtement du four augmentait. Les scories utilisées dans ce procédé étaient constituées de façon prépondérante par les oxydes des éléments d'impuretés et étaient exceptionnellement visqueuses, difficiles à manipuler et devenaient, parfois, tabulaires. La teneur en oxyde de cuivre et en cuivre des scories augmentait, en général, de 50 à 70%, et même parfois de 80%. Par suite de la teneur élevée en oxyde de cuivre, la capacité d'infiltration des éléments individuels des scories augmentait, ce qui provoquait une usure du revêtement basique. La formation d'eutectiques apparaissant par suite de l'influence opposée des composants d'oxydes du revêtement chrome-magnésite et de l'oxyde de cuivre indiquait également un résultat analogue (F. Harders, S.
Kienow : Feuerfestkunde, Herstellung, Eigenschaften und Verwendung feuerfester Baustoffe, éditions Springer, Berlin-Göttingen-Heidelberg, 1960).
Pour faciliter l'utilisation du trioxyde de bore abaissant le point de fusion, ainsi que pour augmenter la fluidité des scories, apparaissaient parfois des matériaux comportant du trioxyde de bore ou du dioxyde de bore (Kolemanite, Asharite, acide borique) comme moyens de formation de scories pour l'addition. Si l'on produisait une diminution de la viscosité, ceci n'avait par contre pas d'influence sur la teneur en oxyde de cuivre des scories d'oxyde, tandis qu'en même temps la consommation de revêtement basique était sensiblement augmentée.
L'un des buts de la présente invention consiste, par conséquent, à proposer un procédé ainsi qu'un mélange de formation de scories qui, à l'inverse des solutions classiques, diminue la vitesse de corrosion du revêtement ainsi que la teneur en cuivre des scories et qui demeure en même temps d'un prix raisonnable.
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La base de l'invention repose sur la connaissance du fait que les scories constituent un système équilibré qui ne présente pas d'état idéal mais plutôt des scories dénommées redox ou à oxydoréduction, dans laquelle coexistent simultanément les oxydes des valences les plus basses et des valences les plus hau-
EMI3.1
tes, ainsi par exemple Cu20 et Cuo, FeOFe203 et Fie203, etc. Les phases individuelles des scories sont formées par ces oxydes ainsi que par leur combinaisons chimiques, qui varient au cours de l'affinage au feu du cuivre en fonction du potentiel d'acidité ou pH et de la concentration.
On sait par ailleurs qu'au cours de l'affinage au feu, des matières cuivreuses de première fusion et des chutes de cuivres contenant du plomb et de l'étain, dans des fours à revêtement basique, à partir de sous-produits industriels polluant l'environnement et contenant du fer (boues rouges), de sous-produits industriels contenant du cuivre (boues de galvanisa-
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tion), à partir de supports de calcium (CaO, Ca (OH) 2' Caca3), à partir de quartz (Si02) et, en outre, à partir des oxydes des éléments d'impuretés éliminés du cuivre d'affinage, on peut former une scorie à plusieurs valences du même type à base d'oxyde de fer (FeO, FeOFeO, FeOg) qui est moins corrosive à l'égard du revêtement basique du four et qui a un effet particulièrement orienté à l'égard des impuretés,
de telle façon que la durée de vie du revêtement du four augmente de façon sensible et que l'on puisse en outre, en utilisant ce revêtement, intensifier le processus d'affinage au feu, c'est-à-dire qu'à teneur en impuretés égale, la durée de traitement soit réduite, par exemple dans le cas où l'on se trouve en face d'une teneur en impuretés plus élevée, que la durée de traitement n'augmente pas ; de même en ce qui concerne
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l'influence sur la teneur en cuivre des scories finales, par comparaison avec le procédé classique, on peut la réduire d'au moins 50 %.
L'objet de l'invention est en conséquence résolu à l'aide d'un procédé au cours duquel on réalise la fusion des matériaux introduits dans le four, puis on évacue le plomb et le zinc ainsi que les autres produits d'impuretés non souhaités, de même que le produit fondu obtenu par oxydation et l'on ajoute au bain de fusion métallique un mélange de formation de scories, ce procédé étant caractérisé selon l'invention en ce que l'on utilise un mélange correspondant à 1 à 5% de la charge introduite et composé : . de 30 à 70% de boues rouges, . de 10 à 30% d'oxyde de calcium et/ou de carbonate de calcium et/ou d'hydroxyde de calcium ; . de 5 à 30% d'oxyde de silicium ; et . de 0 à 30% de boues de galvanisation.
Le mélange peut être introduit à la surface du bain de fusion ou bien à l'intérieur du bain de fusion à l'aide d'une lance.
Le mélange ou agent d'addition pour la formation de scories, dénommé ci-après agent de formation de scories, utilisé pour la mise en oeuvre du procédé contient en poids de 30 à 70% de boues rouges, de 10 à 30% d'oxyde de calcium, de 5 à 30% d'oxyde de silicium et de 0 à 30% de boues de galvanisation.
L'avantage fondamental de l'invention réside dans le fait que chaque composant de l'agent de formation de scories utilisé est aisément disponible et est exceptionnellement bon marché, en tenant en outre compte du fait que les composants boues rouges et boues de galvanisation constituent, en plus, des déchets nocifs pour l'environnement, de sorte que leur emploi peut également être considéré comme favorable sur le plan de la protection de l'environnement.
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Les scories obtenues selon l'invention sont très liquides, faciles à manipuler et présentent un point de fusion bas. La teneur en cuivre des scories finales atteint seulement 50% de la teneur en cuivre des scories d'affinage de cuivre classiques, ce qui signifie que le rendement de l'affinage du cuivre s'améliore.
Une propriété fondamentale de l'agent de formation de scories selon l'invention réside dans le fait que les scories obtenues à l'aide d'un tel agent ne sont pas agressives à l'égard du revêtement basique du four et permettent d'éliminer facilement et de façon efficace la teneur en plomb et en zinc.
L'agent de formation de scories selon l'invention n'est pas seulement économique en soi, mais son addition peut également rendre l'affinage du cuivre économique et permettre, entre autres, de diminuer la consommation d'énergie.
D'autres buts, avantages et caractéristiques apparaîtront à la lecture de la description de divers modes de réalisation de l'invention, faite à titre non limitatif et en regard des tableaux joints.
EXEMPLE l
On réalise un essai dans un four à creuset, au cours duquel on procède à l'affinage d'une addition de 5 000 g de cuivre, présentant une teneur en plomb de 0,4% en poids et une teneur en zinc de 0, 3% en poids.
Le bain de fusion à affiner est constitué par un alliage de cuivre électrolytique comportant du plomb et du zinc. Le décrassage est réalisé par décantation. On utilise un agent de formation de scories comportant, en poids, 54,64% de boues rouges, 16, 39% de SiO2 et 28, 95% d'oxyde de calcium. A chaque décantation, on en ajoute 50 g.
Après la mise en fusion de l'addition, on réalise l'addition de l'agent de formation de scories et on souffle ensuite de l'air à l'aide d'un tube de
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cuivre pendant 5 minutes. On réalise ensuite le décrassage.
L'addition d'agent de formation de scories, le soufflage de l'air et le décrassage sont mis en oeuvre de la même façon, quatre fois successivement, puis on réalise ensuite la réduction au cours de la dernière étape de la façon habituelle, avec le pré-alliage CuPlO, puis on coule le matériau.
La composition chimique du métal affiné au cours des différentes phases du procédé est indiquée sur le tableau 1 tandis que la composition des scories est indiquée sur le tableau 2.
TABLEAU 1
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<tb>
<tb> Composition <SEP> chimique <SEP> du <SEP> métal
<tb> Processus <SEP> de
<tb> traitement <SEP> CuX <SEP> Pb% <SEP> Sn% <SEP> Cr% <SEP> 0% <SEP> PX
<tb> après <SEP> la <SEP> fusion <SEP> .... <SEP> 99,24 <SEP> 0,40 <SEP> 0,085 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0,22 <SEP> 0, <SEP> 001
<tb> après <SEP> la
<tb> 1ère <SEP> décantation <SEP> .. <SEP> 98,77 <SEP> 0,40 <SEP> 0, <SEP> 28 <SEP> 0,001 <SEP> 0,55 <SEP> 0, <SEP> 001
<tb> 2ème <SEP> décantation <SEP> .. <SEP> 98,99 <SEP> 0,37 <SEP> 0,20 <SEP> 0,001 <SEP> 0,56 <SEP> 0, <SEP> 003
<tb> Sème <SEP> décantation.. <SEP> 99, <SEP> 06 <SEP> 0,35 <SEP> 0,12 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0,62 <SEP> 0, <SEP> 003
<tb> 4ème <SEP> décantation.. <SEP> 99,14 <SEP> 0,30 <SEP> 0,070 <SEP> 0,001 <SEP> 0,64 <SEP> 0,002
<tb> 5ème <SEP> décantation..
<SEP> 99,18 <SEP> 0,20 <SEP> 0,046 <SEP> 0,001 <SEP> 0,60 <SEP> 0,002
<tb> après <SEP> ta <SEP> coutre <SEP> 99,64 <SEP> 0,062 <SEP> 0,042 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 32 <SEP> 0,002
<tb>
TABLEAU 2
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<tb>
<tb> Composition <SEP> des <SEP> scories
<tb> Processus <SEP> de
<tb> traitement <SEP> CuX <SEP> Pb% <SEP> SnX <SEP> Cu <SEP> 0% <SEP> Fe% <SEP> Ca <SEP> Cr% <SEP> Six <SEP> A1X
<tb> après <SEP> la
<tb> 1ère <SEP> décantation.. <SEP> 4, <SEP> 36 <SEP> 2.5 <SEP> 2. <SEP> 3 <SEP> 6.0 <SEP> 10.5 <SEP> 20. <SEP> 6 <SEP> 0. <SEP> 06 <SEP> 12, <SEP> 9 <SEP> 4, <SEP> 6
<tb> 2ème <SEP> décantation.. <SEP> 4. <SEP> 21 <SEP> 1. <SEP> 5 <SEP> 1. <SEP> 5 <SEP> 4. <SEP> 3 <SEP> 10, <SEP> 5 <SEP> 22, <SEP> 7 <SEP> 0. <SEP> 04 <SEP> 13, <SEP> 9 <SEP> 3. <SEP> 4
<tb> 3ème <SEP> décantation.. <SEP> 4. <SEP> 76 <SEP> 1. <SEP> 3 <SEP> 1. <SEP> 1 <SEP> 6. <SEP> 2 <SEP> 12.
<SEP> 3 <SEP> 22, <SEP> 4 <SEP> 0. <SEP> 05 <SEP> 12.8 <SEP> 3, <SEP> 4
<tb> 4ème <SEP> décantation.. <SEP> 4.15 <SEP> 0. <SEP> 82 <SEP> 0, <SEP> 56 <SEP> 4. <SEP> 8 <SEP> 12. <SEP> 3 <SEP> 23. <SEP> 0 <SEP> 0. <SEP> 05 <SEP> 13. <SEP> 7 <SEP> 4. <SEP> 3
<tb> Sème <SEP> décantation.. <SEP> 3, <SEP> 67 <SEP> 0. <SEP> 65 <SEP> 0, <SEP> 33 <SEP> 4, <SEP> 9 <SEP> 11. <SEP> 7 <SEP> 23, <SEP> 4 <SEP> 0. <SEP> 06 <SEP> 13. <SEP> 7 <SEP> 4, <SEP> 2
<tb>
EXEMPLE 2
On réalise l'affinage de 30 tonnes de déchets de
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cuivre dans un four à réverbère. Les déchets de cuivre sont fondus en continu et dès qu'on atteint une profondeur de bain de fusion de 100 mm, on ajoute 300 kg d'agent de formation de scories à la surface du bain de fusion métallique.
La composition de l'agent de formation de scories était la suivante, en poids :
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. 54, 64% de boues rouges, . 16, 39% de SiO, et . 28, 95% de CaO.
Dès que la profondeur du bain de fusion métallique atteint 200 mm, on oxyde le bain en continu à l'aide de lances à oxygène introduites à travers la voûte du four.
Après la fin de l'oxydation suivant la fusion complète, on décrasse le bain métallique et l'on transfère le bain de fusion de cuivre oxydé dans un four à réduction, où on poursuit la réduction à l'aide de blocs de bois, puis on le coule dans des moules d'anode.
Au cours de la mise en oeuvre du procédé, on prélève dans le four des échantillons en l'état et on les analyse. Le tableau 3 indique l'instant de prélèvement des échantillons et leur désignation, tandis que la composition chimique du métal figure dans le tableau 4 et que la composition chimique des scories est rassemblée dans le tableau 5.
TABLEAU 3
EMI7.2
<tb>
<tb> Désignation <SEP> des <SEP> Désignation <SEP> des
<tb> Instant <SEP> de <SEP> prélèvement <SEP> échantillons <SEP> échantillons
<tb> des <SEP> échantillons <SEP> métalliques <SEP> de <SEP> scories
<tb> 20 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.1 <SEP> 2.1
<tb> 21 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.2 <SEP> 2.2
<tb> 22 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.3 <SEP> 2.3
<tb> 23 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.4 <SEP> 2.4
<tb> 0 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.5 <SEP> 2.5
<tb> 1 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.6 <SEP> 2.
<SEP> 6
<tb>
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TABLEAU 4 Composition chimique du métal
EMI8.1
<tb>
<tb> Echantillon <SEP> Cu% <SEP> Pb% <SEP> SnX <SEP> Fe% <SEP> Ni% <SEP> Zn% <SEP> O% <SEP> Zi% <SEP> Ca%
<tb> 2.1 <SEP> 99, <SEP> 23 <SEP> 0.098 <SEP> 0, <SEP> 048 <SEP> 0, <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 040 <SEP> 0, <SEP> 013 <SEP> 0, <SEP> 54 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0,001
<tb> 2.2 <SEP> 99. <SEP> 25 <SEP> 0. <SEP> 22 <SEP> 0. <SEP> 15 <SEP> 0. <SEP> 10 <SEP> 0. <SEP> 035 <SEP> 0. <SEP> 12 <SEP> 0. <SEP> 09 <SEP> 0,001 <SEP> 0.001
<tb> 2.3 <SEP> 99, <SEP> 11 <SEP> 0. <SEP> 094 <SEP> 0, <SEP> 013 <SEP> 0. <SEP> 002 <SEP> 0. <SEP> 021 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0. <SEP> 66 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0.
<SEP> 001
<tb> 2.4 <SEP> 98, <SEP> 77 <SEP> 0, <SEP> 040 <SEP> 0, <SEP> 020 <SEP> 0, <SEP> 037 <SEP> 0, <SEP> 024 <SEP> 0, <SEP> 010 <SEP> 0, <SEP> 84 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 006
<tb> 2.5 <SEP> 98. <SEP> 65 <SEP> 0, <SEP> 027 <SEP> 0.018 <SEP> 0. <SEP> 009 <SEP> 0, <SEP> 035 <SEP> 0. <SEP> 004 <SEP> 1.07 <SEP> 0.001 <SEP> 0. <SEP> 003
<tb> 2. <SEP> 6 <SEP> 98, <SEP> 97 <SEP> 0.092 <SEP> 0, <SEP> 017 <SEP> 0. <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 024 <SEP> 0, <SEP> 002 <SEP> 0. <SEP> 60 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0.005
<tb> TABLEAU <SEP> 5
<tb>
EMI8.2
Composition des scories
EMI8.3
<tb>
<tb> Echantillon <SEP> Cu% <SEP> Pb% <SEP> Sn% <SEP> Fe% <SEP> Ni% <SEP> Cu2O% <SEP> SiX <SEP> Ca% <SEP> Zn%
<tb> 2.1 <SEP> 4, <SEP> 95 <SEP> 1. <SEP> 2 <SEP> 1.2 <SEP> 13, <SEP> 4 <SEP> 0, <SEP> 16 <SEP> 19. <SEP> 0 <SEP> 7, <SEP> 6 <SEP> 2.
<SEP> 0 <SEP> 2.8
<tb> 2.2 <SEP> 12, <SEP> 20 <SEP> 0, <SEP> 62 <SEP> 0. <SEP> 65 <SEP> 15. <SEP> 1 <SEP> 0. <SEP> 16 <SEP> 10. <SEP> 2 <SEP> 13. <SEP> 4 <SEP> 1. <SEP> 6 <SEP> 1. <SEP> 9
<tb> 2.3 <SEP> 5, <SEP> 40 <SEP> 1. <SEP> 40 <SEP> 0, <SEP> 82 <SEP> 16. <SEP> 7 <SEP> 0, <SEP> 12 <SEP> 13. <SEP> 4 <SEP> 9. <SEP> 2 <SEP> 1. <SEP> 9 <SEP> 2. <SEP> 7
<tb> 2.4 <SEP> 10. <SEP> 70 <SEP> 1. <SEP> 80 <SEP> 1.0 <SEP> 15.6 <SEP> 0, <SEP> 11 <SEP> 30. <SEP> 1 <SEP> 6. <SEP> 9 <SEP> 2.5 <SEP> 3, <SEP> 0
<tb> 2.5 <SEP> 11. <SEP> 50 <SEP> 1, <SEP> 80 <SEP> 1.1 <SEP> 17. <SEP> 8 <SEP> 0, <SEP> 10 <SEP> 34. <SEP> 8 <SEP> 5. <SEP> 2 <SEP> 2. <SEP> 6 <SEP> 3.2
<tb> 2.6 <SEP> 9. <SEP> 25 <SEP> 1. <SEP> 40 <SEP> 0. <SEP> 80 <SEP> 18. <SEP> 9 <SEP> 0, <SEP> 098 <SEP> 32. <SEP> 6 <SEP> 5. <SEP> 9 <SEP> 3. <SEP> 1 <SEP> 3.
<SEP> 4
<tb>
EXEMPLE 3
On affine dans un four à réverbère 50 tonnes d'un bain de fusion métallique présentant un pourcentage élevé d'impuretés. Le bain de fusion de cuivre contient en poids : 2,2% de plomb et 2,7% de zinc.
Au cours de la mise en oeuvre du procédé, on ajoute, après la fusion des matières introduites, 2,2 tonnes d'un agent de formation de scories contenant en poids : . 52,72% de boues rouges, . 18,81% de Silo2, . 27,93% de CaO, . 3, 51% de boues de galvanisation.
Après l'ajout de l'agent de formation de scories, on réalise une oxydation, suivie d'un décrassage et d'une pré-désoxydation. On ajoute ensuite à nouveau 2,5 tonnes d'un agent de formation de scories. La composition de l'agent de formation de scories ajouté
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la deuxième fois était, en poids, la suivante : . 54,64% de boues rouges, . 16,39% de Silo2, . 28,95% de CaO.
Après la deuxième addition d'agent de formation de scories, on réalise à nouveau une oxydation, un décrassage suivi d'une réduction et de la coulée.
Comme agent de pré-désoxydation, on utilise des sousproduits industriels contenant du cuivre et du fer, et comme agent de désoxydation finale, un pré-alliage CuPlO. La formation des scories est réalisée de la façon suivante : après chaque addition, on réalise un décrassage par retrait des scories.
Au cours de la mise en oeuvre du procédé et jusqu'à la pré-désoxydation, on prélève toutes les 50 minutes, puis ensuite toutes les 30 minutes, des échantillons du bain de fusion métallique. Le tableau 6 indique les diverses valeurs de la composition du métal.
TABLEAU 6-Composition chimique du métal
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<tb>
<tb> Echantillon <SEP> CuX <SEP> Pb% <SEP> SnX <SEP> Cr% <SEP> Fe9 <SEP> ! <SEP> Ni <SEP> ZnX <SEP> A1X <SEP> SX <SEP> PX <SEP> OX
<tb> 3.1 <SEP> 95. <SEP> 58 <SEP> 2. <SEP> 05 <SEP> 2. <SEP> 25 <SEP> 0.002 <SEP> 0. <SEP> 007 <SEP> 0. <SEP> 003 <SEP> 0. <SEP> 006 <SEP> 0, <SEP> 0009 <SEP> 0, <SEP> 0003 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 054
<tb> 3. <SEP> 2 <SEP> 95. <SEP> 05 <SEP> 2. <SEP> 13 <SEP> 2. <SEP> 68 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0. <SEP> 005 <SEP> 0, <SEP> 005 <SEP> 0, <SEP> 007 <SEP> 0, <SEP> 0009 <SEP> 0.0038 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 033
<tb> 3.3 <SEP> 95.07 <SEP> 2.22 <SEP> 2. <SEP> 57 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0.004 <SEP> 0, <SEP> 006 <SEP> 0.006 <SEP> 0. <SEP> 0021 <SEP> 0, <SEP> 0057 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 088
<tb> 3.4 <SEP> 95. <SEP> 33 <SEP> 2. <SEP> 09 <SEP> 2.
<SEP> 39 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0.004 <SEP> 0. <SEP> 007 <SEP> 0. <SEP> 008 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 0047 <SEP> 0, <SEP> 002 <SEP> 0, <SEP> 138
<tb> 3. <SEP> 5 <SEP> 95. <SEP> 65 <SEP> 1.89 <SEP> 2. <SEP> 35 <SEP> 0,002 <SEP> 0, <SEP> 002 <SEP> 0, <SEP> 005 <SEP> 0, <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0.0046 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 148
<tb> 3.6 <SEP> 95, <SEP> 90 <SEP> 1.98 <SEP> 1. <SEP> 86 <SEP> 0.003 <SEP> 0. <SEP> 003 <SEP> 0. <SEP> 007 <SEP> 0. <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0. <SEP> 0038 <SEP> 0, <SEP> 003 <SEP> 0, <SEP> 166
<tb> 3. <SEP> 7 <SEP> 97. <SEP> 12 <SEP> 1.44 <SEP> 0.97 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 003 <SEP> 0, <SEP> 009 <SEP> 0, <SEP> 003 <SEP> 0,007 <SEP> 0, <SEP> 0020 <SEP> 0. <SEP> 002 <SEP> 0, <SEP> 350
<tb> Pré-désoxydation
<tb> 3. <SEP> 8 <SEP> 96.
<SEP> 43 <SEP> 1, <SEP> 49 <SEP> 0, <SEP> 74 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 1, <SEP> 23 <SEP> 0, <SEP> 009 <SEP> 0, <SEP> 013 <SEP> 0,001 <SEP> 0. <SEP> 0080 <SEP> 0.025 <SEP> 0. <SEP> 005
<tb> 3. <SEP> 9 <SEP> 96.33 <SEP> 1. <SEP> 62 <SEP> 0, <SEP> 73 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 1. <SEP> 16 <SEP> 0, <SEP> 011 <SEP> 0, <SEP> 017 <SEP> 0, <SEP> 075 <SEP> 0, <SEP> 0117 <SEP> 0,018 <SEP> 0, <SEP> 006
<tb> 3.10 <SEP> 97. <SEP> 16 <SEP> 1.43 <SEP> 0. <SEP> 98 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 30 <SEP> 0, <SEP> 012 <SEP> 0. <SEP> 012 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 0122 <SEP> 0, <SEP> 020 <SEP> 0, <SEP> 022
<tb> 3.11 <SEP> 97, <SEP> 83 <SEP> 1, <SEP> 10 <SEP> 0, <SEP> 90 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0. <SEP> 004 <SEP> 0. <SEP> 010 <SEP> 0, <SEP> 007 <SEP> 0, <SEP> 0008 <SEP> 0, <SEP> 0122 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 102
<tb> 3. <SEP> 12 <SEP> 98. <SEP> 05 <SEP> 0. <SEP> 80 <SEP> 0.
<SEP> 92 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 010 <SEP> 0, <SEP> 002 <SEP> 0. <SEP> 0008 <SEP> 0.0094 <SEP> 0.002 <SEP> 0. <SEP> 179
<tb> 3.13* <SEP> 98.60 <SEP> 0.47 <SEP> 0. <SEP> 80 <SEP> 0.001 <SEP> 0. <SEP> 006 <SEP> 0, <SEP> 010 <SEP> 0. <SEP> 004 <SEP> 0.0008 <SEP> 0. <SEP> 0088 <SEP> 0, <SEP> 065 <SEP> 0, <SEP> 009
<tb> * <SEP> Echantillon <SEP> du <SEP> bain <SEP> de <SEP> fusion <SEP> métallique <SEP> désoxydé.
<tb>
<Desc/Clms Page number 10>
La réduction de la teneur en plomb de 0, 1 à 0,005% du cuivre à affiner par le procédé exposé dans les exemples précédents, peut être réalisée en huit heures, y compris la durée de mise en fusion. Pour obtenir les mêmes résultats selon les procédés classiques, on avait besoin d'environ 14 heures. Parallèlement, en utilisant les procédés classiques, il était nécessaire de changer le revêtement du four à réverbère toutes les 48 charges, alors qu'en utilisant le procédé selon l'invention, les revêtements des fours à réverbère supportent chacun l'affinage de 167 charges.
On voit nettement de tout ce qui précède que le rendement de l'affinage du cuivre grâce au procédé selon l'invention est amélioré de façon considérable alors que, parallèlement, les frais de cet affinage sont sensiblement réduits. Les exemples cités ne constituent que des variantes de réalisation du procédé selon l'invention et du mélange constituant l'agent de formation de scories.
Bien entendu, la présente invention n'est pas limitée aux modes de réalisation décrits et représentés mais elle est susceptible de nombreuses variantes accessibles à l'homme de l'art sans que l'on ne s'écarte de l'esprit de l'invention.
<Desc / Clms Page number 1>
PROCESS FOR REFINING FIRE IN OVENS WITH BASIC COATINGS, FIRST FUSION COPPER AND FALLS
COPPER, CONTAINING ZINC AND LEAD, AND MIXTURE
OF FORMATION OF SCORIES FOR THE IMPLEMENTATION
WORK OF THIS REFINEMENT
The present invention relates to a method of refining a fire, in a basic coating furnace, of primary copper and copper scrap containing lead and zinc, during which the charge introduced into the furnace is melted, so that lead and zinc and other unwanted impurity materials are removed from the weld by oxidation. It also relates to a mixture or agent for forming slag for the implementation of copper refining.
In a known manner, copper refining was previously carried out in reverberatory furnaces with acid adjustment (Edmund R. Thewes: metallurgische Verarbeitung von Altmetallan und Rückstände, edition II., Editions Carl Hanser, Munich 1951). During the course of the process, the quartz coating of the furnace played an important part in obtaining metallurgical slag with very good flowability and easy to process. It naturally followed that, as a result of the exceptionally intense corrosions occurring during chemical reactions, the coating of the furnace was worn out after a relatively short period of time.
<Desc / Clms Page number 2>
Thanks to the use of the basic setting coating, the life of the oven coating increased. The slag used in this process consisted predominantly of the oxides of the elements of impurities and was exceptionally viscous, difficult to handle and sometimes became tabular. The content of copper oxide and copper in the slag increased, in general, by 50 to 70%, and sometimes even by 80%. As a result of the high content of copper oxide, the infiltration capacity of the individual elements of the slag increased, which caused wear of the basic coating. The formation of eutectics appearing as a result of the opposite influence of the oxide components of the chromium-magnesite coating and of copper oxide also indicated a similar result (F. Harders, S.
Kienow: Feuerfestkunde, Herstellung, Eigenschaften und Verwendung feuerfester Baustoffe, Springer editions, Berlin-Göttingen-Heidelberg, 1960).
To facilitate the use of boron trioxide lowering the melting point, as well as to increase the fluidity of slag, sometimes appeared materials comprising boron trioxide or boron dioxide (Kolemanite, Asharite, boric acid) as means of formation slag for addition. If a decrease in viscosity was produced, this had no influence on the copper oxide content of the oxide slag, while at the same time the consumption of basic coating was appreciably increased.
One of the aims of the present invention therefore consists in providing a process and a mixture for forming slag which, unlike conventional solutions, reduces the corrosion rate of the coating as well as the copper content. slag and which remains at the same time of a reasonable price.
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The basis of the invention is based on the knowledge that slag constitutes a balanced system which does not present an ideal state but rather slags called redox or redox, in which the oxides of the lowest valences and coexist simultaneously highest valences
EMI3.1
such as Cu20 and Cuo, FeOFe203 and Fie203, etc. The individual slag phases are formed by these oxides as well as their chemical combinations, which vary during the copper refining depending on the acidity or pH potential and the concentration.
We also know that during fire refining, primary copper materials and copper scraps containing lead and tin, in furnaces with basic coating, from polluting industrial by-products environment and containing iron (red mud), industrial by-products containing copper (galvanized sludge
EMI3.2
tion), from calcium supports (CaO, Ca (OH) 2 'Caca3), from quartz (Si02) and, in addition, from the oxides of the impurity elements removed from the refined copper, can form a slag with several valences of the same type based on iron oxide (FeO, FeOFeO, FeOg) which is less corrosive with regard to the basic coating of the furnace and which has a particularly oriented effect with regard to impurities ,
in such a way that the life of the coating of the furnace increases appreciably and that it is also possible, by using this coating, to intensify the process of refining on fire, that is to say at in equal impurities, the duration of treatment is reduced, for example in the case where one is facing a higher content of impurities, that the duration of treatment does not increase; likewise with regard to
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the influence on the copper content of the final slag, by comparison with the conventional process, it can be reduced by at least 50%.
The object of the invention is therefore resolved using a process in which the materials introduced into the furnace are melted, then the lead and zinc are removed, as well as the other non-impurity products. desired, as well as the molten product obtained by oxidation and a slag-forming mixture is added to the metal melt, this process being characterized according to the invention in that a mixture corresponding to 1 to 5 is used % of the charge introduced and composed:. from 30 to 70% of red mud,. from 10 to 30% of calcium oxide and / or calcium carbonate and / or calcium hydroxide; . from 5 to 30% of silicon oxide; and. from 0 to 30% of galvanizing sludge.
The mixture can be introduced on the surface of the melt or inside the melt using a lance.
The mixture or addition agent for the formation of slag, hereinafter referred to as a slag-forming agent, used for carrying out the process contains by weight from 30 to 70% of red mud, from 10 to 30% of calcium oxide, 5 to 30% silicon oxide and 0 to 30% galvanizing sludge.
The fundamental advantage of the invention resides in the fact that each component of the slag forming agent used is readily available and is exceptionally inexpensive, also taking into account the fact that the components red mud and galvanizing sludge constitute , in addition, wastes harmful to the environment, so their use can also be considered favorable from the point of view of environmental protection.
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The slag obtained according to the invention is very liquid, easy to handle and has a low melting point. The copper content of the final slag is only 50% of the copper content of conventional copper refining slag, which means that the efficiency of copper refining improves.
A fundamental property of the slag-forming agent according to the invention resides in the fact that the slag obtained using such an agent is not aggressive with regard to the basic coating of the furnace and makes it possible to eliminate easily and efficiently lead and zinc content.
The slag-forming agent according to the invention is not only economical in itself, but its addition can also make the refining of copper economical and make it possible, among other things, to reduce energy consumption.
Other objects, advantages and characteristics will appear on reading the description of various embodiments of the invention, given without limitation and with reference to the attached tables.
EXAMPLE l
A test is carried out in a crucible furnace, during which the addition of 5,000 g of copper is refined, having a lead content of 0.4% by weight and a zinc content of 0, 3% by weight.
The refining bath consists of an electrolytic copper alloy comprising lead and zinc. The scrub is carried out by decantation. A slag-forming agent is used comprising, by weight, 54.64% of red mud, 16.39% of SiO2 and 28.95% of calcium oxide. At each decantation, 50 g are added.
After the addition has been melted, the addition of the slag-forming agent is carried out and air is then blown using a
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copper for 5 minutes. Then we perform the scrub.
The addition of slag-forming agent, the blowing of air and the scouring are carried out in the same way, four times successively, then the reduction is carried out during the last step in the usual way, with the CuPlO pre-alloy, then the material is poured.
The chemical composition of the refined metal during the various phases of the process is indicated in Table 1 while the composition of the slag is indicated in Table 2.
TABLE 1
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<tb>
<tb> Chemical <SEP> composition <SEP> of <SEP> metal
<tb> <SEP> process of
<tb> treatment <SEP> CuX <SEP> Pb% <SEP> Sn% <SEP> Cr% <SEP> 0% <SEP> PX
<tb> after <SEP> the <SEP> merge <SEP> .... <SEP> 99.24 <SEP> 0.40 <SEP> 0.085 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0.22 <SEP> 0, <SEP> 001
<tb> after <SEP> the
<tb> 1st <SEP> decantation <SEP> .. <SEP> 98.77 <SEP> 0.40 <SEP> 0, <SEP> 28 <SEP> 0.001 <SEP> 0.55 <SEP> 0, < SEP> 001
<tb> 2nd <SEP> decantation <SEP> .. <SEP> 98.99 <SEP> 0.37 <SEP> 0.20 <SEP> 0.001 <SEP> 0.56 <SEP> 0, <SEP> 003
<tb> Sememe <SEP> decantation .. <SEP> 99, <SEP> 06 <SEP> 0.35 <SEP> 0.12 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0.62 <SEP> 0 , <SEP> 003
<tb> 4th <SEP> decantation .. <SEP> 99.14 <SEP> 0.30 <SEP> 0.070 <SEP> 0.001 <SEP> 0.64 <SEP> 0.002
<tb> 5th <SEP> decantation ..
<SEP> 99.18 <SEP> 0.20 <SEP> 0.046 <SEP> 0.001 <SEP> 0.60 <SEP> 0.002
<tb> after <SEP> ta <SEP> coulter <SEP> 99.64 <SEP> 0.062 <SEP> 0.042 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 32 <SEP> 0.002
<tb>
TABLE 2
EMI6.2
<tb>
<tb> Composition <SEP> of <SEP> slag
<tb> <SEP> process of
<tb> treatment <SEP> CuX <SEP> Pb% <SEP> SnX <SEP> Cu <SEP> 0% <SEP> Fe% <SEP> Ca <SEP> Cr% <SEP> Six <SEP> A1X
<tb> after <SEP> the
<tb> 1st <SEP> decantation .. <SEP> 4, <SEP> 36 <SEP> 2.5 <SEP> 2. <SEP> 3 <SEP> 6.0 <SEP> 10.5 <SEP> 20. <SEP> 6 < SEP> 0. <SEP> 06 <SEP> 12, <SEP> 9 <SEP> 4, <SEP> 6
<tb> 2nd <SEP> decantation .. <SEP> 4. <SEP> 21 <SEP> 1. <SEP> 5 <SEP> 1. <SEP> 5 <SEP> 4. <SEP> 3 <SEP> 10 , <SEP> 5 <SEP> 22, <SEP> 7 <SEP> 0. <SEP> 04 <SEP> 13, <SEP> 9 <SEP> 3. <SEP> 4
<tb> 3rd <SEP> decantation .. <SEP> 4. <SEP> 76 <SEP> 1. <SEP> 3 <SEP> 1. <SEP> 1 <SEP> 6. <SEP> 2 <SEP> 12 .
<SEP> 3 <SEP> 22, <SEP> 4 <SEP> 0. <SEP> 05 <SEP> 12.8 <SEP> 3, <SEP> 4
<tb> 4th <SEP> decantation .. <SEP> 4.15 <SEP> 0. <SEP> 82 <SEP> 0, <SEP> 56 <SEP> 4. <SEP> 8 <SEP> 12. <SEP> 3 <SEP> 23. <SEP> 0 <SEP> 0. <SEP> 05 <SEP> 13. <SEP> 7 <SEP> 4. <SEP> 3
<tb> Sememe <SEP> decantation .. <SEP> 3, <SEP> 67 <SEP> 0. <SEP> 65 <SEP> 0, <SEP> 33 <SEP> 4, <SEP> 9 <SEP> 11 . <SEP> 7 <SEP> 23, <SEP> 4 <SEP> 0. <SEP> 06 <SEP> 13. <SEP> 7 <SEP> 4, <SEP> 2
<tb>
EXAMPLE 2
We refine 30 tonnes of waste from
<Desc / Clms Page number 7>
copper in a reverberatory oven. The copper scrap is continuously melted and as soon as a depth of 100 mm melt is reached, 300 kg of slag-forming agent are added to the surface of the metal melt.
The composition of the slag-forming agent was as follows, by weight:
EMI7.1
. 54, 64% of red mud,. 16, 39% of SiO, and. 28.95% CaO.
As soon as the depth of the metal molten bath reaches 200 mm, the bath is oxidized continuously using oxygen lances introduced through the roof of the furnace.
After the end of the oxidation following complete melting, the metal bath is scoured and the molten bath of oxidized copper is transferred to a reduction oven, where the reduction is continued using wooden blocks, then it is poured into anode molds.
During the implementation of the process, samples are taken from the furnace as it is and analyzed. Table 3 indicates the instant of sampling and their designation, while the chemical composition of the metal is shown in Table 4 and the chemical composition of the slag is collated in Table 5.
TABLE 3
EMI7.2
<tb>
<tb> Designation <SEP> of <SEP> Designation <SEP> of
<tb> Instant <SEP> of <SEP> sampling <SEP> samples <SEP> samples
<tb> <SEP> metallic <SEP> samples <SEP> from <SEP> slag
<tb> 20 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.1 <SEP> 2.1
<tb> 21 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.2 <SEP> 2.2
<tb> 22 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.3 <SEP> 2.3
<tb> 23 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.4 <SEP> 2.4
<tb> 0 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.5 <SEP> 2.5
<tb> 1 <SEP> h <SEP> 30 <SEP> min. <SEP> 2.6 <SEP> 2.
<SEP> 6
<tb>
<Desc / Clms Page number 8>
TABLE 4 Chemical composition of the metal
EMI8.1
<tb>
<tb> Sample <SEP> Cu% <SEP> Pb% <SEP> SnX <SEP> Fe% <SEP> Ni% <SEP> Zn% <SEP> O% <SEP> Zi% <SEP> Ca%
<tb> 2.1 <SEP> 99, <SEP> 23 <SEP> 0.098 <SEP> 0, <SEP> 048 <SEP> 0, <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 040 <SEP> 0, < SEP> 013 <SEP> 0, <SEP> 54 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0.001
<tb> 2.2 <SEP> 99. <SEP> 25 <SEP> 0. <SEP> 22 <SEP> 0. <SEP> 15 <SEP> 0. <SEP> 10 <SEP> 0. <SEP> 035 < SEP> 0. <SEP> 12 <SEP> 0. <SEP> 09 <SEP> 0.001 <SEP> 0.001
<tb> 2.3 <SEP> 99, <SEP> 11 <SEP> 0. <SEP> 094 <SEP> 0, <SEP> 013 <SEP> 0. <SEP> 002 <SEP> 0. <SEP> 021 < SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0. <SEP> 66 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0.
<SEP> 001
<tb> 2.4 <SEP> 98, <SEP> 77 <SEP> 0, <SEP> 040 <SEP> 0, <SEP> 020 <SEP> 0, <SEP> 037 <SEP> 0, <SEP> 024 < SEP> 0, <SEP> 010 <SEP> 0, <SEP> 84 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 006
<tb> 2.5 <SEP> 98. <SEP> 65 <SEP> 0, <SEP> 027 <SEP> 0.018 <SEP> 0. <SEP> 009 <SEP> 0, <SEP> 035 <SEP> 0. < SEP> 004 <SEP> 1.07 <SEP> 0.001 <SEP> 0. <SEP> 003
<tb> 2. <SEP> 6 <SEP> 98, <SEP> 97 <SEP> 0.092 <SEP> 0, <SEP> 017 <SEP> 0. <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 024 < SEP> 0, <SEP> 002 <SEP> 0. <SEP> 60 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0.005
<tb> TABLE <SEP> 5
<tb>
EMI8.2
Slag composition
EMI8.3
<tb>
<tb> Sample <SEP> Cu% <SEP> Pb% <SEP> Sn% <SEP> Fe% <SEP> Ni% <SEP> Cu2O% <SEP> SiX <SEP> Ca% <SEP> Zn%
<tb> 2.1 <SEP> 4, <SEP> 95 <SEP> 1. <SEP> 2 <SEP> 1.2 <SEP> 13, <SEP> 4 <SEP> 0, <SEP> 16 <SEP> 19. < SEP> 0 <SEP> 7, <SEP> 6 <SEP> 2.
<SEP> 0 <SEP> 2.8
<tb> 2.2 <SEP> 12, <SEP> 20 <SEP> 0, <SEP> 62 <SEP> 0. <SEP> 65 <SEP> 15. <SEP> 1 <SEP> 0. <SEP> 16 < SEP> 10. <SEP> 2 <SEP> 13. <SEP> 4 <SEP> 1. <SEP> 6 <SEP> 1. <SEP> 9
<tb> 2.3 <SEP> 5, <SEP> 40 <SEP> 1. <SEP> 40 <SEP> 0, <SEP> 82 <SEP> 16. <SEP> 7 <SEP> 0, <SEP> 12 < SEP> 13. <SEP> 4 <SEP> 9. <SEP> 2 <SEP> 1. <SEP> 9 <SEP> 2. <SEP> 7
<tb> 2.4 <SEP> 10. <SEP> 70 <SEP> 1. <SEP> 80 <SEP> 1.0 <SEP> 15.6 <SEP> 0, <SEP> 11 <SEP> 30. <SEP> 1 <SEP > 6. <SEP> 9 <SEP> 2.5 <SEP> 3, <SEP> 0
<tb> 2.5 <SEP> 11. <SEP> 50 <SEP> 1, <SEP> 80 <SEP> 1.1 <SEP> 17. <SEP> 8 <SEP> 0, <SEP> 10 <SEP> 34. < SEP> 8 <SEP> 5. <SEP> 2 <SEP> 2. <SEP> 6 <SEP> 3.2
<tb> 2.6 <SEP> 9. <SEP> 25 <SEP> 1. <SEP> 40 <SEP> 0. <SEP> 80 <SEP> 18. <SEP> 9 <SEP> 0, <SEP> 098 < SEP> 32. <SEP> 6 <SEP> 5. <SEP> 9 <SEP> 3. <SEP> 1 <SEP> 3.
<SEP> 4
<tb>
EXAMPLE 3
It is refined in a reverberatory oven 50 tonnes of a metal fusion bath having a high percentage of impurities. The copper melt contains by weight: 2.2% lead and 2.7% zinc.
During the implementation of the process, 2.2 tonnes of a slag-forming agent containing by weight are added, after the melting of the materials introduced. 52.72% red mud,. 18.81% of Silo2,. 27.93% CaO,. 3.51% of galvanizing sludge.
After the addition of the slag-forming agent, an oxidation is carried out, followed by a scrub and a pre-deoxidation. 2.5 tonnes of a slag-forming agent are then added again. The composition of the added slag-forming agent
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the second time was, by weight, the following:. 54.64% red mud,. 16.39% of Silo2,. 28.95% CaO.
After the second addition of slag-forming agent, oxidation, scouring is carried out again followed by reduction and pouring.
As a pre-deoxidizing agent, industrial by-products containing copper and iron are used, and as a final deoxidizing agent, a CuPlO pre-alloy. The formation of the slag is carried out as follows: after each addition, a slag removal is carried out by removing the slag.
During the implementation of the process and up to the pre-deoxidation, samples of the metal fusion bath are taken every 50 minutes, then thereafter every 30 minutes. Table 6 shows the various values of the metal composition.
TABLE 6-Chemical composition of the metal
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<tb>
<tb> Sample <SEP> CuX <SEP> Pb% <SEP> SnX <SEP> Cr% <SEP> Fe9 <SEP>! <SEP> Ni <SEP> ZnX <SEP> A1X <SEP> SX <SEP> PX <SEP> OX
<tb> 3.1 <SEP> 95. <SEP> 58 <SEP> 2. <SEP> 05 <SEP> 2. <SEP> 25 <SEP> 0.002 <SEP> 0. <SEP> 007 <SEP> 0. < SEP> 003 <SEP> 0. <SEP> 006 <SEP> 0, <SEP> 0009 <SEP> 0, <SEP> 0003 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 054
<tb> 3. <SEP> 2 <SEP> 95. <SEP> 05 <SEP> 2. <SEP> 13 <SEP> 2. <SEP> 68 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0. <SEP> 005 <SEP> 0, <SEP> 005 <SEP> 0, <SEP> 007 <SEP> 0, <SEP> 0009 <SEP> 0.0038 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, < SEP> 033
<tb> 3.3 <SEP> 95.07 <SEP> 2.22 <SEP> 2. <SEP> 57 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0.004 <SEP> 0, <SEP> 006 <SEP> 0.006 <SEP> 0. <SEP> 0021 <SEP> 0, <SEP> 0057 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 088
<tb> 3.4 <SEP> 95. <SEP> 33 <SEP> 2. <SEP> 09 <SEP> 2.
<SEP> 39 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0.004 <SEP> 0. <SEP> 007 <SEP> 0. <SEP> 008 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, < SEP> 0047 <SEP> 0, <SEP> 002 <SEP> 0, <SEP> 138
<tb> 3. <SEP> 5 <SEP> 95. <SEP> 65 <SEP> 1.89 <SEP> 2. <SEP> 35 <SEP> 0.002 <SEP> 0, <SEP> 002 <SEP> 0, < SEP> 005 <SEP> 0, <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0.0046 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 148
<tb> 3.6 <SEP> 95, <SEP> 90 <SEP> 1.98 <SEP> 1. <SEP> 86 <SEP> 0.003 <SEP> 0. <SEP> 003 <SEP> 0. <SEP> 007 <SEP > 0. <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0. <SEP> 0038 <SEP> 0, <SEP> 003 <SEP> 0, <SEP> 166
<tb> 3. <SEP> 7 <SEP> 97. <SEP> 12 <SEP> 1.44 <SEP> 0.97 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 003 <SEP> 0, < SEP> 009 <SEP> 0, <SEP> 003 <SEP> 0.007 <SEP> 0, <SEP> 0020 <SEP> 0. <SEP> 002 <SEP> 0, <SEP> 350
<tb> Pre-deoxidation
<tb> 3. <SEP> 8 <SEP> 96.
<SEP> 43 <SEP> 1, <SEP> 49 <SEP> 0, <SEP> 74 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 1, <SEP> 23 <SEP> 0, <SEP> 009 < SEP> 0, <SEP> 013 <SEP> 0.001 <SEP> 0. <SEP> 0080 <SEP> 0.025 <SEP> 0. <SEP> 005
<tb> 3. <SEP> 9 <SEP> 96.33 <SEP> 1. <SEP> 62 <SEP> 0, <SEP> 73 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 1. <SEP> 16 < SEP> 0, <SEP> 011 <SEP> 0, <SEP> 017 <SEP> 0, <SEP> 075 <SEP> 0, <SEP> 0117 <SEP> 0.018 <SEP> 0, <SEP> 006
<tb> 3.10 <SEP> 97. <SEP> 16 <SEP> 1.43 <SEP> 0. <SEP> 98 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 30 <SEP> 0, < SEP> 012 <SEP> 0. <SEP> 012 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 0122 <SEP> 0, <SEP> 020 <SEP> 0, <SEP> 022
<tb> 3.11 <SEP> 97, <SEP> 83 <SEP> 1, <SEP> 10 <SEP> 0, <SEP> 90 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0. <SEP> 004 < SEP> 0. <SEP> 010 <SEP> 0, <SEP> 007 <SEP> 0, <SEP> 0008 <SEP> 0, <SEP> 0122 <SEP> 0, <SEP> 001 <SEP> 0, < SEP> 102
<tb> 3. <SEP> 12 <SEP> 98. <SEP> 05 <SEP> 0. <SEP> 80 <SEP> 0.
<SEP> 92 <SEP> 0. <SEP> 001 <SEP> 0, <SEP> 004 <SEP> 0, <SEP> 010 <SEP> 0, <SEP> 002 <SEP> 0. <SEP> 0008 < SEP> 0.0094 <SEP> 0.002 <SEP> 0. <SEP> 179
<tb> 3.13 * <SEP> 98.60 <SEP> 0.47 <SEP> 0. <SEP> 80 <SEP> 0.001 <SEP> 0. <SEP> 006 <SEP> 0, <SEP> 010 <SEP> 0. < SEP> 004 <SEP> 0.0008 <SEP> 0. <SEP> 0088 <SEP> 0, <SEP> 065 <SEP> 0, <SEP> 009
<tb> * <SEP> Sample <SEP> of the <SEP> bath <SEP> of <SEP> fusion <SEP> metallic <SEP> deoxidized.
<tb>
<Desc / Clms Page number 10>
The reduction of the lead content from 0.1 to 0.005% of the copper to be refined by the process described in the preceding examples can be carried out in eight hours, including the duration of melting. To obtain the same results according to conventional methods, it took about 14 hours. At the same time, using the conventional methods, it was necessary to change the coating of the reverberatory furnace every 48 charges, while using the method according to the invention, the coatings of the reverberatory ovens each support the refining of 167 charges. .
It is clearly seen from all of the above that the efficiency of copper refining by means of the process according to the invention is considerably improved while, at the same time, the costs of this refining are significantly reduced. The examples cited constitute only alternative embodiments of the process according to the invention and of the mixture constituting the slag-forming agent.
Of course, the present invention is not limited to the embodiments described and shown but it is capable of numerous variants accessible to those skilled in the art without departing from the spirit of the invention.