ES2301153T3 - Procedimiento y dispositivo para la obtencion de un metal a partir de una escoria que contiene el metal. - Google Patents
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Abstract
Procedimiento para la obtención de un metal a partir de una escoria, que contiene el metal, según el cual se calienta la escoria licuada, que contiene el metal, en, al menos, un horno de arco eléctrico (1, 2), caracterizado porque se calienta la escoria, que contiene el metal, en un primer horno (1), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica alterna, y la fusión se transfiere desde el primer horno (1) hasta un segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua.
Description
Procedimiento y dispositivo para la obtención de
un metal a partir de una escoria que contiene el metal.
La invención se refiere a un procedimiento para
la obtención de un metal a partir de una escoria, que contiene el
metal, según el cual se calienta la escoria licuada, que contiene el
metal, en al menos un horno de arco eléctrico. De igual modo, la
invención se refiere a un dispositivo para la obtención de un metal
a partir de una escoria que contiene el metal.
Durante la fusión de los concentrados de cobre
se forman mata de cobre y escoria. La escoria contiene cobre tanto
en forma disuelta así como, también, en forma de oclusiones de mata,
que han sido arrastradas mecánicamente. Existen dos procedimientos
esenciales para la purificación de la escoria: la flotación de la
escoria tras el enfriamiento brusco, el desmenuzamiento y la
molienda y la reducción pirometalúrgica de la escoria líquida.
La purificación pirometalúrgica de la escoria se
lleva a cabo, al menos, según tres variantes, en concreto:
- 1)
- en un horno de arco eléctrico AC mediante la reducción con coque y con electrodos, calentamiento previo de la escoria y sedimentación,
- 2)
- en hornos cilíndricos horizontales mediante la inyección a través de toberas de un agente reductor, por ejemplo en un horno para la purificación de escorias de tipo Teniente,
- 3)
- en convertidores verticales con inyección a través de toberas de un agente reductor, por ejemplo TBRC o Isasmelt.
La purificación de la escoria requiere la
reducción de la magnetita para liberar las oclusiones en suspensión
y para posibilitar su decantación y para permitir la reducción
simultánea del óxido cuprífero.
La purificación de la escoria de cobre, que se
emplea de una manera más frecuente en los hornos de arco eléctrico
AC, requiere un horno proporcionalmente grande debido a los tiempos
de reducción y de sedimentación necesarios, que se encuentran
comprendidos entre 3 y 8 horas. Esta purificación provoca un consumo
específico de energía relativamente elevado debido al fuerte
influjo específico de las pérdidas de calor. La purificación de la
escoria en un horno de arco eléctrico se lleva a cabo como
procedimiento por tandas o como procedimiento semicontinuo. La
flexibilidad del horno de arco eléctrico, con relación a la
regulación de la temperatura, permite un correcto calentamiento
previo de la escoria. Sin embargo, la formación de oclusiones
metálicas de cobre en dispersión, como producto de la reducción del
óxido cuprífero, junto con una parte de pequeñas oclusiones de mata
de cobre, limita la separación de las fases y la suficiente
recuperación del cobre.
Se conoce por la publicación US 4,110,107 un
procedimiento para la recuperación de metales a partir de escorias
que contienen metal, especialmente a partir de escorias de
hierro-cobre en un horno de fusión. La escoria
fundida se introduce en un horno de arco eléctrico, en el cual se
lleva a cabo una refusión. Se emplea una unidad para la inyección
de carbono, con el fin de aportar carbono en la región del fondo del
baño de la fusión. De igual modo, se incorpora en el baño un agente
formador de la escoria tal como, por ejemplo, el CaO. Tras la
reducción se retira el metal del horno.
Se conoce un procedimiento similar por la
publicación US 4,036,636 para la recuperación, especialmente, de
níquel y de una mezcla de níquel-cobre a partir de
una fusión de escoria. Según dicha publicación se reduce la
magnetita en la escoria con materiales que contengan carbono. En
este caso, se lleva a cabo una mezcla de la escoria con un agitador
mecánico, mientras que tiene lugar la reducción de la escoria.
Se conoce por la publicación WO 01/49890 A1 un
procedimiento para la obtención de cobre blister directamente a
partir de concentrado de sulfato de cobre, según el cual se obtiene
el cobre a partir de mata de cobre finamente molida y enfriada en
un recipiente de reacción con enriquecimiento en oxígeno. El
enriquecimiento en oxígeno se lleva a cabo mediante el aporte de
aire enriquecido con oxígeno, siendo al menos del 50% el contenido
en oxígeno. El cobre blister, que se denomina también "cobre en
burbujas", es cobre en burbujas no refinado. El cobre tiene en
estado ígneo una capacidad para la disolución de los gases mayor que
la del metal sólido. En el momento de la solidificación se
desprenden del cobre los gases en forma de pequeñas burbujas (en
inglés: blister).
La publicación US 4,060,409 muestra un sistema
pirometalúrgico, con el cual puede mantenerse material en estado
fundido. El sistema presenta un recipiente para la recogida del
material, estando configurado en el interior del recipiente un
número de células de igual tamaño. De igual modo, se ha previsto una
pluralidad de agitadores mecánicos para poder agitar el material
fundido.
La publicación US 6,436,169 divulga un
procedimiento para la explotación de un horno de fusión para cobre,
aportándose una substancia que contiene hierro, con una proporción
de hierro mayor que el 80% en peso, que presenta una densidad
comprendida entre 3,0 y 8,0; encontrándose comprendido, en este
caso, el diámetro de las partículas entre 0,3 y 15 milímetros. Se
aporta a la substancia, que contiene hierro, escoria de cobre, que
contiene hierro. A continuación se lleva a cabo una reducción del
Fe_{3}O_{4} para dar FeO.
Se conoce por la publicación EP 0 487 032 B1 un
dispositivo para la metalurgia continua del cobre. Este dispositivo
presenta un horno de fusión destinado a la fusión y a la oxidación
del concentrado de cobre, con el fin de formar una mezcla
constituida por mata y por escoria. De igual modo, se ha previsto un
horno de separación, destinado a la separación de la mata y de la
escoria. La mata, separada de la escoria, se oxida en un horno
convertidor para la generación de cobre en bruto. El horno de
fusión, el horno de separación y el horno de convertidor están
conectados a través de canales para el sangrado de la fusión. Se han
previsto hornos de ánodos para refinar el cobre, generado en el
horno convertidor.
Se consigue una comunicación entre el horno
convertidor y los hornos de ánodos con ayuda de canalillos para el
cobre en bruto.
Se desprende de la publicación EP 0 487 031 B1
un procedimiento para la fusión en continuo de cobre. En este caso
se ha previsto, de igual modo, un horno de fusión, un horno de
separación y un horno convertidor, que están comunicados entre sí a
través de medios de conexión para la colada. De igual modo, se han
previsto hornos de ánodos, que se encuentran en conexión continua
con el horno convertidor. El concentrado de cobre se alimenta al
horno de fusión, en el que se verifica una fusión y una oxidación
del concentrado para la obtención de una mezcla constituida por
mata en bruto y por escoria. A continuación se transfiere hasta el
horno de separación la mezcla formada por la mata en bruto y por la
escoria, en el cual se verifica una separación de la mata en bruto
y de la escoria. A continuación se lleva hasta el horno convertidor
la mata en bruto, separada de la escoria, en cuyo horno se oxida
para la obtención de cobre en bruto. El cobre en bruto fluye a
continuación hasta un horno de ánodos, en el cual se fabrica el
cobre.
Se conocen otras soluciones, similares en parte,
por la publicación US 5,765,489, por la publicación DE 27 07 578 A1
y por la publicación US 5,479,433.
Los procedimientos para la obtención de un metal
a partir de una escoria, que contenga el metal, conocidos con
anterioridad, requieren ser mejorados todavía en lo que se refiere a
su eficiencia. Así pues, la invención tiene como tarea proporcionar
un procedimiento mejorado para la recuperación, especialmente de
cobre, a partir de escorias.
La solución de esta tarea, por medio de la
invención, se caracteriza porque la escoria, que contiene el metal,
se calienta en un primer horno, que está configurado como horno
eléctrico de corriente eléctrica alterna y la fusión, procedente
del primer horno, se transfiere hasta un segundo horno, que está
configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica
continua.
De manera ventajosa, se ha previsto que el
metal, que debe ser obtenido, sea el cobre, que se encuentra en una
escoria que contiene cobre.
Así pues, la invención se refiere, por lo tanto,
a la realización de una recuperación de cobre a partir de la fusión
y a la transformación de las escorias de cobre mediante una
reducción de la escoria en dos etapas y la sedimentación en el
horno de arco eléctrico AC y en el horno de canales para la
reducción DC, preferentemente - como se verá más adelante - con
agitación electromagnética.
Así mismo, el procedimiento propuesto puede
emplearse para la recuperación de metales tales como el plomo, el
cinc, el platino o el níquel a partir de sus correspondientes
escorias.
En el primer horno, que está configurado como
horno eléctrico de corriente eléctrica alterna, se lleva a cabo, de
manera preferente, una reducción previa de la escoria y una
precipitación de mata metálica, especialmente de mata de cobre,
llevándose a cabo en el segundo horno, que está configurado como
horno eléctrico de corriente eléctrica continua, a continuación una
reducción profunda de la escoria y una eliminación de las
oclusiones.
En el segundo horno, que está configurado como
horno eléctrico de corriente eléctrica continua, se lleva a cabo,
de manera ventajosa, una precipitación electrolítica del metal que
debe ser obtenido.
De igual modo, puede conseguirse una mejora
esencial del procedimiento de obtención si se prevé, además, que se
lleve a cabo en el segundo horno, que está configurado como horno
eléctrico de corriente eléctrica continua, una agitación
electromagnética de la fusión durante la obtención del metal. Para
la generación de la agitación electromagnética puede actuar, al
menos, un electroimán sobre la fusión, que se encuentra en el
segundo horno. De manera alternativa, puede estar previsto también
con esta finalidad, al menos, un imán permanente. El imán, al menos
único, debería generar, de manera especialmente preferente, un campo
magnético comprendido entre 50 y 1.000 Gauss, abarcando el campo
magnético, al menos, una parte de la sección transversal de la
fusión y de la región de los electrodos en el segundo horno.
En el primer horno se aporta un agente reductor,
especialmente coque, de manera preferente durante el
calentamiento.
Puede aportarse sobre la superficie de la
fusión, en el segundo horno, material que contenga carbono, de
manera especial coque, de tal manera, que se forme una capa del
material que contiene carbono con un espesor esencialmente
constante, estando en contacto con una conexión eléctrica, la capa,
que actúa como ánodo.
En la región del fondo, por debajo de la fusión,
puede mantenerse en el segundo horno una capa de mata metálica, de
manera especial constituida por mata de cobre, con un espesor
esencialmente constante, estando en contacto con una conexión
eléctrica, la capa, que actúa como cátodo.
El dispositivo, que está configurado de manera
especial para la realización del procedimiento, de conformidad con
la invención, se caracteriza porque comprende un primer horno, que
está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica
alterna, y un segundo horno, que está configurado como horno
eléctrico de corriente eléctrica continua, estando presente entre
el primer horno y el segundo horno un medio de conexión para la
fusión, especialmente un canal de colada.
El primer horno puede presentar dos electrodos,
que están sumergidos en la fusión que se encuentra en el primer
horno y que están conectados con una fuente de corriente eléctrica
alterna. El segundo horno puede presentar dos electrodos
configurados en forma de placas, que se extienden horizontalmente en
la región superior y que están dispuestos en la región inferior de
la fusión, que se encuentra en el segundo horno y que están
conectados con una fuente de corriente eléctrica continua. El
electrodo, que se encuentra en la región superior, puede estar
configurado como lecho de coque, que se encuentre en conexión con un
contacto eléctrico, de manera especial con un electrodo de grafito.
El electrodo, que se encuentra en la región inferior, puede estar
configurado como capa constituida por mata metálica, especialmente
constituida por mata de cobre, que se encuentra en conexión con un
contacto eléctrico, especialmente con un electrodo de grafito. El
segundo horno se ha configurado, de manera preferente, como horno
de canales. El dispositivo tiene, finalmente, de manera preferente,
imanes, especialmente electroimanes, en las regiones laterales del
segundo horno, cuyas líneas de campo magnético se encuentran, al
menos de manera parcial, perpendicularmente con respecto al sentido
de flujo de la corriente eléctrica en, al menos, algunos de los
elementos conductores de la corriente eléctrica. De este modo puede
generarse una fuerza de Lorentz, que genera el efecto de agitación
electromagnética.
Por lo tanto, la invención propone una reducción
de la escoria en dos etapas y la separación del cobre en dos hornos
de arco eléctrico. El primer horno, que corresponde al horno de arco
eléctrico de corriente trifásica, sirve para la reducción previa de
la escoria y para precipitación de la mata de cobre, seguido por una
reducción profunda de la escoria y de la separación de las
oclusiones en un horno de canales para la reducción DC con
agitación electromagnética. El empleo de la agitación
electromagnética, que mejora el intercambio de materia sobre la
superficie de reducción y la coalescencia de las oclusiones, junto
con la electrolisis de la escoria y los fenómenos electrocinéticos,
posibilita una purificación eficaz de la escoria y una elevada
recuperación del cobre.
En los dibujos se ha representado un ejemplo de
realización de la invención. Se muestran:
en la fig. 1 una representación esquemática de
un horno de eléctrico de corriente eléctrica trifásica y de un
horno de canales para la reducción DC, conectado aguas abajo y
en las fig. 2a y fig. 2b la vista anterior
seccionada y la vista lateral seccionada del horno de canales para
la reducción DC destinado a la reducción profunda de la escoria y la
eliminación de las oclusiones mediante el empleo de un lecho de
coque y de mata líquida de cobre como electrodos.
En la figura 1 puede verse un primer horno 1 en
forma de un horno de corriente eléctrica alterna, que va seguido de
un segundo horno 2 en forma de un horno de corriente eléctrica
continua. La fusión, preparada en el horno 1, constituida por
escoria de cobre, se transfiere hasta el segundo horno 2 a través de
un medio de conexión 8 en forma de un canal para la colada.
En el primer horno 1 y, concretamente, en la
fusión de la escoria, que se encuentra en este horno, están
sumergidos dos electrodos 9 y 10 en forma de electrodos de grafito,
que están conectados con una fuente de corriente eléctrica alterna
11.
El segundo horno 2 tiene un acceso 16 para la
escoria, destinado a la escoria 15, así como una salida para la
escoria 17. En el segundo horno 2 se encuentran dos electrodos 4 y
5, que están configurados en forma de placas. Ambos electrodos 4, 5
están acoplados con una fuente de corriente eléctrica continua 12 a
través de conexiones eléctricas en forma de un electrodo de
contacto de grafito 6 o bien 7. El electrodo superior 6, situado
horizontalmente, está conectado con el polo positivo de la fuente de
corriente eléctrica continua 12 y sirve como ánodo. De manera
correspondiente, el electrodo inferior 5, que está dispuesto también
de manera horizontal, está conectado con el polo negativo de la
fuente de corriente eléctrica continua 12 y sirve, de este modo,
como cátodo. El cobre se obtiene por medio de un proceso
electrolítico.
Tal como puede verse por la figura 2, el segundo
horno 2 se ha configurado como horno de canales. Se han dispuesto
lateralmente bobinas eléctricas 13 y 14 alrededor de núcleos
metálicos, que forman, de este modo, electroimanes 3. Con estos
imanes se genera un efecto de agitación electromagnética, que agita
la fusión en el segundo horno 2, como puede verse más adelante.
De acuerdo con el proceso, de conformidad con la
invención, se elabora la escoria líquida esencialmente en el horno
1 de arco eléctrico AC (horno de corriente eléctrica alterna). La
magnetita y el óxido cuprífero en la escoria reaccionan con el
carbono de los electrodos de grafito 9, 10 y con el coque aportado
según las ecuaciones:
Fe_{3}O_{4} + CO = 3 FeO +
CO_{2}
Cu_{2}O + CO = 2 Cu +
CO_{2}
CO_{2} + C = 2
CO
La reducción del óxido cuprífero está limitada
por la reducción simultánea de la magnetita. Las condiciones para
la reducción simultánea están determinadas por la velocidad de esta
reacción:
(Cu_{2}O)_{Escoria} + 3
(FeO)_{Escoria} \Leftrightarrow 2 (CU)_{Metal} +
(Fe_{3}O_{4})_{Escoria}
El contenido en cobre en la escoria fundida se
encuentra comprendido entre un 2 y un 10% y el contenido en
magnetita está comprendido entre un 10 y un 20%, de acuerdo con el
procedimiento de fusión y con las calidades de la mata generada.
La primera etapa del tratamiento de la escoria
en el horno 1 de arco eléctrico AC se concentra en la reducción de
la magnetita hasta un valor comprendido entre un 7 y un 8% y un
contenido en cobre comprendido entre un 0,8 y un 1,2%, lo cual
requiere un consumo unitario en energía comprendido entre 50 y 70
kWh/t, según la composición original de la escoria. El grado de
reducción de la escoria, precedentemente citado, permite acortar el
tiempo de la reducción aproximadamente en un 50%, lo cual
corresponde a multiplicar por dos las capacidades de tratamiento
del horno. La escoria se sangra de manera continua o a intervalos
regulares para conducirla hasta el segundo horno 2 de canales para
la reducción DC (horno de corriente eléctrica continua).
El lecho de coque 4, situado sobre la superficie
de la escoria, con el que el electrodo de grafito 6 establece el
contacto con la fuente de corriente eléctrica continua 12, tiene la
función del ánodo y la mata líquida 5 en contacto con el bloque de
grafito 7 es un cátodo en el horno 2 de canales para la reducción
DC.
Se han dispuesto dos bloques de imanes
permanentes en la ventana del recipiente del horno y, concretamente,
a la semialtura de la capa de la escoria, por el lado de la entrada
en el horno. La cooperación de un campo magnético horizontal, no
uniforme, con un campo eléctrico constante vertical, no uniforme,
induce los gradientes de la fuerza de Lorentz, que actúa sobre la
escoria.
La fuerza de Lorentz, que actúa en campos
eléctricos constantes cruzados y en campos magnéticos permanentes,
en cada volumen elemental del líquido conductor, tal como por
ejemplo la escoria líquida, modifica, evidentemente, la densidad
relativa del líquido:
\gamma_{A}
= \gamma \pm j x
B
con:
- \gamma_{A} -
- densidad relativa aparente en N m^{-3},
- \gamma -
- densidad relativa en N m^{-3},
- j -
- densidad de la corriente eléctrica en un líquido en A m^{-2},
- B -
- inducción magnética en T.
\vskip1.000000\baselineskip
La velocidad de la escoria es, con la fuerza
precedentemente citada, con una densidad de la corriente eléctrica
comprendida entre 200 y 2.000 A/m^{2} y con una intensidad del
campo magnético comprendida entre 0,005 y 0,1 Tesla, tiene un orden
de magnitud entre 1 y 2 veces mayor que la velocidad de convección
natural. Ésta velocidad pone en rotación intensa a la escoria en la
región del imán, con lo cual se mejora la transferencia de la
magnetita sobre la superficie del coque y se acelera la reducción.
Las reacciones son controladas por medio de la transferencia de
materia a la elevada temperatura de la reducción de la escoria
(1.200 hasta 1.300ºC) en la reducción de la magnetita y en la
reducción simultánea del óxido cuprífero, aumentándose esencialmente
la velocidad de la reducción con la agitación de la escoria.
Por otra parte, la agitación de la escoria
impide la formación de líquido estancado y provoca la
homogeneización de la escoria. Es conveniente la agitación de la
escoria en la primera tapa del procedimiento para la eliminación de
las oclusiones, con lo cual se aumenta la probabilidad de su
colisión y de su coalescencia.
El movimiento de la escoria aumenta la
probabilidad de la colisión de las oclusiones de la mata y del cobre
metálico, con lo cual se mejora su coalescencia y su decantación.
La segunda parte del horno de canales 2 no recibe ningún tipo de
movimiento intenso de la escoria y permite una sedimentación calmada
de las oclusiones.
\newpage
Como consecuencia de la estructura iónica de la
escoria líquida, la corriente eléctrica continua activa la
electrólisis de la escoria. La reducción catódica y la oxidación
anódica dan como resultado la reducción de la magnetita, la
separación del cobre y la formación de monóxido de carbono sobre los
electrodos de acuerdo con las reacciones:
La descomposición catódica de la magnetita y la
separación del cobre aumentan la velocidad total de la reducción de
la magnetita y la eliminación del cobre. El desprendimiento de CO
como producto anódico forma otros centros para la reducción de la
magnetita.
La fuerza, que actúa además sobre las oclusiones
metálicas, como resultado de la modificación visible de la densidad
relativa de la escoria y de la interacción de la corriente eléctrica
en el metal y en el campo magnético, cumple la ecuación:
F_{EMB} = 2 \pi j
Br^{3}
con:
- F_{EBF} -
- fuerza impulsora en N,
- j -
- densidad de la corriente eléctrica en A/m^{2},
- B -
- inductividad del campo magnético en T,
- r -
- radio de la oclusión en m.
\vskip1.000000\baselineskip
La interacción del campo eléctrico con la carga
eléctrica superficial sobre la superficie de las oclusiones permite
que las gotas de metal migren a lo largo de las líneas de campo
eléctrico; la velocidad de migración, conocida como fenómeno del
movimiento de electrocapilaridad, se describe por medio de la
fórmula de Levich:
con:
- V_{EM} -
- velocidad de migración en m s^{-1},
- \epsilon -
- carga superficial en coul m^{-2},
- E -
- intensidad del campo eléctrico en V m^{-1},
- \etaS -
- viscosidad de la escoria en Pa s,
- \kappa -
- conductibilidad específica de la escoria en \Omega^{-1} m^{-1},
- w -
- resistencia de la superficie límite entre metal/escoria en \Omega m^{2}.
\vskip1.000000\baselineskip
Tomando como base la densidad de la carga
eléctrica, la velocidad de migración del metal o de las oclusiones
de la mata disminuye a medida que disminuye el radio de las gotas,
de conformidad con la fórmula precedentemente indicada. La
velocidad de migración es sensiblemente mayor, en el caso de
oclusiones más pequeñas, que la sedimentación debida la fuerza de
la gravedad.
La elaboración de la escoria en campos cruzados
eléctricos y magnéticos aprovecha una serie de fenómenos, mediante
los cuales se hace muy intenso y efectivo el proceso de purificación
de la escoria. La agitación electromagnética de la escoria aumenta
la transferencia de materia, con lo cual se acelera la reducción de
la escoria y se favorece la coalescencia de las oclusiones. Al mismo
tiempo, la electrólisis de la escoria provoca una reducción
catódica de la magnetita y del óxido de cobre y la formación anódica
de monóxido de carbono como agente reductor adicional. La migración
electrocapilar de las oclusiones favorece su coalescencia y conduce
a la eliminación de las oclusiones fuera de la escoria.
La escoria procedente de la fusión de
concentrado en una unidad para la fusión instantánea (fusión flash),
contiene un 4% de Cu y un 15% de Fe_{3}O_{4}. La escoria se
sangra cada 3 horas y se transfiere, a través de un canal, hasta el
horno 1 de arco eléctrico de corriente eléctrica trifásica de 9,5
MVA. La cantidad de producción de escoria es de 30 t/h, lo que
corresponde a una elaboración de 90 toneladas en cada ciclo. El
consumo de coque es de aproximadamente 8 kg/t y el consumo de
energía es aproximadamente de 70 kWh/t, lo que corresponde a un
consumo medio de potencia de 6,3 MW. Al cabo de una hora se inicia
el sangrado de la escoria en el horno de arco eléctrico durante un
período de tiempo de 2 horas. La escoria, con un contenido en Cu de
un 1,1% y con un 7% de Fe_{3}O_{4}, se transporta por medio del
canal 8 hasta el horno 2 de arco eléctrico DC con una cámara, que
tiene una longitud de 4 metros y una anchura de 1 metro. En la
figura 2 se ha representado el horno de canales para la reducción,
destinado a la purificación semicontinua de la escoria. La escoria
fluye continuamente durante 2 horas a través del horno de canales 2
para la reducción. Con un nivel de escoria de 1 metro, el tiempo de
residencia medio es de 30 minutos, aproximadamente. El consumo
unitario en corriente eléctrica es de 35 kWh/t aproximadamente y el
consumo necesario de potencia es de 1 MW con unas pérdidas por
calor del horno de 1 GJ/h. Con una tensión estimada de 100 V, la
intensidad de la corriente eléctrica es del orden de magnitud de 10
kA. El consumo estimado de coque es de 2 kg/t, aproximadamente. La
escoria acabada contiene un 0,5% de Cu y un 4% de magnetita. El
consumo total de energía es de 105 kWh/t y el consumo de coque es de
10 kg/t.
El procedimiento, de conformidad con la
invención, trabaja según el ejemplo de realización, es decir como
purificación de escoria de cobre con dos etapas en hornos de arco
eléctrico.
En el primer horno 1 de arco eléctrico puede
llevarse a cabo una carga periódica o una carga continua de la
escoria. En este horno 1 se introducen en la escoria fundida los
electrodos de grafito o bien los electrodos de carbono y se
verifica un aporte de corriente eléctrica a través de los mismos.
Sobre la superficie de la escoria se aporta coque o un agente
reductor de otro tipo. La regulación de la temperatura de la escoria
en el horno, destinado a la purificación de la escoria, se lleva a
cabo mediante la regulación del consumo de potencia. Finalmente se
lleva a cabo el sangrado de los metales obtenidos en forma de mata
de cobre y de cobre metálico.
De igual modo, puede llevarse a cabo en el horno
2 de canales DC un sangrado periódico o continuo de la escoria. Se
aplica una corriente eléctrica continua entre la capa de coque, que
actúa como ánodo, sobre la superficie de la escoria y la mata
líquida, que actúa como cátodo. El campo magnético superpuesto, que
está localmente limitado, que se genera por medio de los
electroimanes o de los imanes permanentes, se aprovecha para poner
en movimiento a la escoria. Se carga coque sobre la superficie de la
escoria para mantener constante el espesor de capa, correspondiente
a la capa de coque, y para mantener condiciones de contacto
eléctrico favorables con los electrodos de grafito o con los
electrodos de carbono. También en este caso puede llevarse a cabo
un sangrado continuo o un sangrado periódico de la escoria acabada,
purificada. De igual modo, puede llevarse a cabo periódicamente el
sangrado de la mata de cobre o de la mata de cobre junto con el
cobre metálico. Por otra parte, se mantiene una capa de mata de
cobre (de cobre) sobre el fondo del horno, a título de cátodo
líquido, estando en contacto el cátodo con un bloque de
grafito.
grafito.
La escoria de cobre puede representar aquella
escoria, que se obtiene mediante la fusión de concentrados de cobre
para dar mata de cobre o directamente para dar cobre blister, así
como aquella escoria, que se obtiene mediante la transformación de
mata de cobre.
Como primer horno de arco eléctrico 1 puede
emplearse un horno clásico de arco eléctrico de corriente eléctrica
trifásica AC o un horno de arco eléctrico DC.
La inducción de un campo magnético generado por
medio de imanes permanentes o por medio de electroimanes, se
encuentra de manera preferente en el intervalo comprendido entre 50
y 1.000 Gauss, cubriendo el campo magnético permanente una parte de
la sección transversal de la escoria líquida en la región de los
electrodos o de los electrodos en contacto con el lecho de
coque.
Como electrodos se emplearán, de manera
preferente, electrodos de grafito o electrodos de carbono. La
localización de los electrodos permite que las líneas de corriente
eléctrica crucen las líneas del campo magnético. El posicionamiento
óptimo de los electrodos hace que las líneas de corriente eléctrica
discurran perpendicularmente con respecto a las líneas del campo
magnético.
Tal como se ha descrito, la capa del metal
líquido o bien de la mata metálica está en contacto, por debajo de
la escoria, con un electrodo de grafito o con un electrodo de otro
tipo, que tiene la función de cátodo; el carbono o bien la capa de
coque sobre la superficie de la escoria está en contacto con un
electrodo de grafito o con un electrodo de otro tipo, que tiene la
función de ánodo.
La intensidad de la corriente eléctrica continua
se encuentra, de manera preferente, en el intervalo comprendido
entre 500 y 50.000 A, en función del tamaño de la unidad destinada a
la purificación de la escoria, de la cantidad de la escoria y de la
temperatura.
Aún cuando el procedimiento propuesto está
previsto, de manera preferente, para la obtención de cobre, éste
puede ser empleado, de igual modo, para otros metales tales como
para el plomo (Pb), para el cinc (Zn), para el platino (Pt) o para
el níquel (Ni).
Mediante la reducción de la escoria en dos
etapas y la eliminación del cobre en dos hornos de arco eléctrico
se consigue que el primer horno de arco eléctrico de corriente
eléctrica trifásica pueda ser empleado para la reducción previa de
la escoria y para la sedimentación de la mata de cobre, seguido de
una reducción profunda de la escoria y de la eliminación de las
oclusiones en un horno de canales para la reducción DC con agitación
electromagnética. El empleo de la agitación electromagnética, que
mejora el intercambio de materia sobre la superficie de reducción y
la coalescencia de las oclusiones, junto con la electrólisis de la
escoria y junto con los fenómenos electrocinéticos, posibilita una
purificación eficaz de la escoria y una elevada recuperación del
cobre.
- 1
- primer horno (horno de corriente eléctrica alterna)
- 2
- segundo horno (horno de corriente eléctrica continua)
- 3
- electroimán
- 4
- electrodo (ánodo)
- 5
- electrodo (cátodo)
- 6
- conexión eléctrica (electrodo de grafito)
- 7
- conexión eléctrica (electrodo de grafito)
- 8
- medio de conexión
- 9
- electrodo
- 10
- electrodo
- 11
- fuente de corriente eléctrica alterna
- 12
- fuente de corriente eléctrica continua
- 13
- bobina eléctrica
- 14
- bobina eléctrica
- 15
- escoria
- 16
- acceso para la escoria
- 17
- salida para la escoria.
Claims (19)
1. Procedimiento para la obtención de un metal a
partir de una escoria, que contiene el metal, según el cual se
calienta la escoria licuada, que contiene el metal, en, al menos, un
horno de arco eléctrico (1, 2), caracterizado porque se
calienta la escoria, que contiene el metal, en un primer horno (1),
que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica
alterna, y la fusión se transfiere desde el primer horno (1) hasta
un segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico de
corriente eléctrica continua.
2. Procedimiento según la reivindicación 1,
caracterizado porque el metal, que debe ser obtenido, es el
cobre (Cu), que se encuentra en una escoria que contiene cobre.
3. Procedimiento según la reivindicación 1,
caracterizado porque el metal, que debe ser obtenido, es el
plomo (Pb), el cinc (Zn), el platino (Pt) o el níquel (Ni), que se
encuentra en una escoria.
4. Procedimiento según una de las
reivindicaciones 1 a 3, caracterizado porque se lleva a cabo
en el primer horno (1), que está configurado como horno eléctrico
de corriente eléctrica alterna, una reducción previa de la escoria
y una separación de mata metálica, especialmente de mata de cobre y
porque se lleva a cabo en el segundo horno (2), que está
configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua,
una reducción profunda de la escoria y una eliminación de las
oclusiones.
5. Procedimiento según una de las
reivindicaciones 1 a 4, caracterizado porque se lleva a cabo
en el segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico
de corriente eléctrica continua, una separación electrolítica del
metal que debe ser obtenido.
6. Procedimiento según una de las
reivindicaciones 1 a 5, caracterizado porque se lleva a cabo
en el segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico
de corriente eléctrica continua, una agitación electromagnética de
la fusión durante la obtención del metal.
7. Procedimiento según la reivindicación 6,
caracterizado porque actúa, al menos, un electroimán (3)
sobre la fusión, que se encuentra en el segundo horno (2), para la
generación de la agitación electromagnética.
8. Procedimiento según la reivindicación 6,
caracterizado porque actúa, al menos, un imán permanente
sobre la fusión, que se encuentra en el segundo horno (2), para la
generación de la agitación electromagnética.
9. Procedimiento según la reivindicación 7 u 8,
caracterizado porque el imán, al menos único, genera un campo
magnético comprendido entre 50 y 1.000 Gauss y porque el campo
magnético abarca, al menos, una parte de la sección transversal de
la fusión y de la región de los electrodos (4, 5) en el segundo
horno (2).
10. Procedimiento según una de las
reivindicaciones 1 a 9, caracterizado porque se aporta al
primer horno (1) un agente reductor durante el calentamiento, de
manera preferente se aporta coque.
11. Procedimiento según una de las
reivindicaciones 1 a 10, caracterizado porque se aporta sobre
la superficie de la fusión en el segundo horno (2) material que
contiene carbono, especialmente coque, de tal manera, que se forme
una capa del material que contiene carbono con un espesor
esencialmente constante, estando en contacto la capa, que actúa
como ánodo (4), con una conexión eléctrica (6).
12. Procedimiento según una de las
reivindicaciones 1 a 11, caracterizado porque se mantiene en
la región del fondo, por debajo de la fusión, en el segundo horno
(2) una capa constituida por mata metálica, especialmente
constituida por mata de cobre, con un espesor esencialmente
constante, estando en contacto la capa, que actúa como cátodo (5),
con una conexión eléctrica (7).
13. Dispositivo para la obtención de un metal a
partir de una escoria, que contiene el metal, especialmente para la
realización del procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a
12, caracterizado porque comprende un primer horno (1), que
está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica
alterna, y un segundo horno (2), que está configurado como horno
eléctrico de corriente eléctrica continua, estando presente un
medio de conexión (8) para la fusión entre el primer horno (1) y el
segundo horno (2).
14. Dispositivo según la reivindicación 13,
caracterizado porque el primer horno (1) presenta dos
electrodos (9, 10), que están sumergidos en la fusión, que se
encuentra en el primer horno (1) y que están conectados con una
fuente de corriente eléctrica alterna (11).
15. Dispositivo según la reivindicación 13 o 14,
caracterizado porque el segundo horno (2) presenta dos
electrodos (4, 5), que están configurados en forma de placas, que
se extienden horizontalmente en la región superior y que están
dispuestos en la región inferior de la fusión, que se encuentra en
el segundo horno (2), y que están conectados con una fuente de
corriente eléctrica continua (12).
\newpage
16. Dispositivo según la reivindicación 15,
caracterizado porque el electrodo (4), que se encuentra en la
región superior, está configurado como lecho de coque, que está en
conexión con un contacto eléctrico (6), especialmente con un
electrodo de grafito.
17. Dispositivo según la reivindicación 15 o 16,
caracterizado porque el electrodo (5), que se encuentra en
la región inferior, está configurado con capa de mata metálica,
especialmente con mata de cobre, que está en conexión con un
contacto eléctrico (7), especialmente con un electrodo de
grafito.
18. Dispositivo según una de las
reivindicaciones 13 a 17, caracterizado porque el segundo
horno (2) está configurado como horno de canales.
19. Dispositivo según una de las
reivindicaciones 13 a 18, caracterizado porque están
dispuestos imanes, especialmente electroimanes (3), en las regiones
laterales del segundo horno (2), cuyas líneas de campo magnético
son al menos parcialmente perpendiculares con respecto al sentido de
flujo de la corriente eléctrica en, al menos, algunos de los
elementos (4, 5) conductores de la corriente eléctrica.
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| CN102242231B (zh) * | 2010-09-27 | 2013-04-24 | 山东焦化集团有限公司 | 利用熔融炉渣生产平板型无机非金属材料的方法 |
| DE102011090072A1 (de) | 2011-12-29 | 2013-07-04 | Sms Siemag Ag | Verfahren zur Gewinnung eines Metalls aus einer das Metall enthaltenden Schlacke sowie Vorrichtung zur Gewinnung des Metalls |
| SE1250215A1 (sv) * | 2012-03-08 | 2013-08-06 | Valeas Recycling Ab | Järnreduktionsprocess och anordning därför |
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| DE102014010442A1 (de) * | 2014-07-11 | 2016-01-14 | Aurubis Ag | Verfahren und Vorrichtung zur Aufbereitung von Eisensilikatgestein |
| DE102014019133A1 (de) | 2014-08-26 | 2016-03-17 | Sms Group Gmbh | Verfahren zur Rückgewinnung von Metallen aus der Schlacke |
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| CN104928484B (zh) * | 2015-05-21 | 2016-06-15 | 东营方圆有色金属有限公司 | 一种铜冶炼渣处理装置及其方法 |
| DE102016207798A1 (de) * | 2015-11-19 | 2017-05-24 | Sms Group Gmbh | Absetzofen und Verfahren zu seinem Betrieb |
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Family Cites Families (18)
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| US4036636A (en) * | 1975-12-22 | 1977-07-19 | Kennecott Copper Corporation | Pyrometallurgical process for smelting nickel and nickel-copper concentrates including slag treatment |
| US4060409A (en) | 1976-02-23 | 1977-11-29 | Kennecott Copper Corporation | Mechanically stirred furnace for pyrometallurgical operations and processes |
| FI63441C (fi) | 1976-02-23 | 1983-06-10 | Outokumpu Oy | Foerfarande foer framstaellning av raokoppar fraon kopparmalm eller -koncentrat innehaollande skadliga eller ekonomiskt sinifikanta maengder andra icke-jaernmetaller |
| US4110107A (en) | 1977-06-16 | 1978-08-29 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Process for reducing molten furnace slags by carbon injection |
| JPS60208489A (ja) | 1984-04-03 | 1985-10-21 | Nippon Mining Co Ltd | 銅スラグからの有価金属の回収法 |
| MY110307A (en) | 1990-11-20 | 1998-04-30 | Mitsubishi Materials Corp | Apparatus for continuous copper smelting |
| FI101813B1 (fi) | 1990-11-20 | 1998-08-31 | Mitsubishi Materials Corp | Menetelmä kuparin sulattamiseksi |
| JPH06174382A (ja) * | 1992-12-07 | 1994-06-24 | Nkk Corp | 直流アーク炉 |
| CH688325A5 (de) * | 1994-11-25 | 1997-07-31 | Holderbank Financ Glarus | Verfahren zur Aufbereitung von festen Rueckstaenden aus Muellverbrennungsanlagen und Vorrichtung zur Drchfuehrung des Verfahrens. |
| WO1997000333A1 (en) | 1995-06-15 | 1997-01-03 | Mintek | The processing of zinc bearing materials in a dc arc furnace |
| WO1997018415A1 (de) | 1995-11-10 | 1997-05-22 | Mgc-Plasma Ag | Anlage und verfahren zum thermischen zersetzen, schmelzen, verglasen und zur wertstoffrückgewinnung aus abfall- und reststoffen unterschiedlichster art |
| RU2121518C1 (ru) | 1997-05-21 | 1998-11-10 | Открытое акционерное общество "Институт Гинцветмет" | Способ переработки оксидного сырья, содержащего цветные металлы |
| ES2185575T3 (es) * | 1999-02-26 | 2003-05-01 | Mintek | Tratamiento de concentrados de sulfuro de metal por medio de la tostacion y reduccion por fusion en un horno de arco. |
| JP2000337776A (ja) | 1999-05-25 | 2000-12-08 | Nkk Corp | 溶解炉等における二次燃焼率及び着熱効率の向上方法 |
| US6761749B1 (en) | 2000-01-04 | 2004-07-13 | Outokumpu Oyj | Method for the production of blister copper in suspension reactor |
| JP3529317B2 (ja) | 2000-03-03 | 2004-05-24 | 日鉱金属株式会社 | 銅製錬炉の操業方法 |
| JP2006513868A (ja) * | 2002-12-16 | 2006-04-27 | アービング アイ. ダーディク, | 導電性連続体に電磁的に影響を与えるシステムおよび方法 |
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