FI64189C - FRAMEWORK FOR CONTAINING CONTAINER FRAMSTAELLNING AV RAOKOPPAR UR SULFIDKOPPARMALM - Google Patents
FRAMEWORK FOR CONTAINING CONTAINER FRAMSTAELLNING AV RAOKOPPAR UR SULFIDKOPPARMALM Download PDFInfo
- Publication number
- FI64189C FI64189C FI1397/73A FI139773A FI64189C FI 64189 C FI64189 C FI 64189C FI 1397/73 A FI1397/73 A FI 1397/73A FI 139773 A FI139773 A FI 139773A FI 64189 C FI64189 C FI 64189C
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- metal
- furnace
- slag
- melt
- separator
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/005—Smelting or converting in a succession of furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/02—Obtaining nickel or cobalt by dry processes
- C22B23/025—Obtaining nickel or cobalt by dry processes with formation of a matte or by matte refining or converting into nickel or cobalt, e.g. by the Oxford process
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
ΡΤ3=Π rBl Μ KUULUTUSjULKAISUΡΤ3 = Π rBl Μ ANNOUNCEMENT
LBJ (11) UTLÄGGNINGSSKRIFT 641 89 c (4¾ -;.··! :1/ 13 17 !v?3 ^ ' (51) Kv.ik?/irrt.a3 C 22 B 5/00 SUOMI—F! N LAND (H> Patenttihakemus — Paten tantOknlng 1397/73 (22) Hakemlipilv» — An*öknlng*dag 03.05.73 * * ’ (23) AtkupUvt—Glttighetsdag 03.05.73 (41) Tullut julkiseksi — Bllvit offentllg 05.11.73LBJ (11) UTLÄGGNINGSSKRIFT 641 89 c (4¾ - ;. ··!: 1/13 17! V? 3 ^ '(51) Kv.ik? /Irrt.a3 C 22 B 5/00 FINLAND — F! N LAND (H> Patent application - Patent tantOknlng 1397/73 (22) Hakemlipilv »- An * öknlng * dag 03.05.73 * * '(23) AtkupUvt — Glttighetsdag 03.05.73 (41) Has become public - Bllvit offentllg 05.11.73
Patentti· ia rekisterihallitus .... ...... ... ,, ., ...Patent and Registration Board .... ...... ... ,,., ...
· (44) Nlhtivlkslpanon Ja kuuLJulkalsun pvm. —· (44) Date of issue and date of publication. -
Patent- ocn registerstyreisen Anaökan utlagd och utl.skriften publlcerad 30.06. o 3 (32)(33)(31) Pyydetty etuoikeus—Begird prlorltet 0U. 05.12Patent- ocn registerstyreisen Anaökan utlagd och utl.skriften publlcerad 30.06. o 3 (32) (33) (31) Privilege requested — Begird prlorltet 0U. 05.12
Japani-Japan(JP) UU302/72 (71) Mitsubishi Kinzoku Kogyo Kabushiki Kaisha, 5~2, 1-chome, Ote-machi,Japan-Japan (JP) UU302 / 72 (71) Mitsubishi Kinzoku Kogyo Kabushiki Kaisha, 5 ~ 2, 1-chome, Ote-machi,
Chiyoda-ku, Tokyo-to, Japani-Japan(JP) (72) Takashi Suzuki, Saitama-ken, Kazuo Tachimoto, Tokyo-to, Japani-Japani JP) (7^) Leitzinger Oy (5M Menetelmä ja laite raakakuparin jatkuvaksi valmistamiseksi sulfidi-kuparimalmista - Förfarande och anordning för kontinuerlig fram-ställning av räkoppar ur sulfidkopparmalmChiyoda-ku, Tokyo-to, Japan-Japan (JP) (72) Takashi Suzuki, Saitama-ken, Kazuo Tachimoto, Tokyo-to, Japan-Japan JP) (7 ^) Leitzinger Oy (5M Method and apparatus for continuous production of raw copper sulphide copper ore - Förfarande och anordning för kontinuerlig fram-ställning av räkoppar ur sulphidkopparmalm
Oheisen keksinnön kohteena on menetelmä raakakuparin jatkuvaksi valmistamiseksi sulfidikuparimalmista käyttämällä sulatusuuniyksikköä, erotusuuniyksikköä ja hapetusuuniyksikköä, johon menetelmään kuuluu seuraavat vaiheet: a) sulatetaan jatkuvatoimisesti sulatusuunissa sulfidikuparimalmia, sulatusainetta ja happea sisältävää kaasua metallikiveä sisältävän alakerroksen ja happea sisältävän yläkerroksen aikaansaamiseksi; b) samanaikaisesti kun sisäänsyötettyä ainesta suitetaan, siirretään jatkuvasti metallikivi ja kuona seoksena sulatusuunista metallikiven ja kuonan muodostusta vastava määrä erotusuuniin, jossa metallikiven ja kuonan annetaan erottua; c) siirretään jatkuvatoimisesti kuonaa erotusuunista sulatusuunsita poistettavan kuonamäärän vastaava määrä ja erotusuunista siirretään jatkuvatoimisesti metallikiveä hapetusuuniin sulatusuunista poistettavan metallikiven määrää vastaava määrä; d) hapetusuuniin lisätään sulatusainetta ja happea sisältävää kaasua metallikiven muuttamiseksi raakakupariksi ja kuonaksi näiden kerrosten 2 64189 muodostamiseksi hapetusuuniin; ja e) samanaikaisesti metallikiven hapetuksen kanssa hapetusuunissa raakakupari siirretään jatkuvatoimiseksi hapetusuunista raakakuparin muodostusta vastaava määrä ja samanaikaisesti siirretään kuona hapetusuunista hapetusuunissa muodostuneen kuonan määrää vastaava määrä. Edelleen keksinnön kohteena on laite edellä kuvatun menetelmän toteuttamiseksi.The present invention relates to a process for the continuous production of crude copper from sulphide copper ore using a melting furnace unit, a separation furnace unit and an oxidation furnace unit, comprising the steps of: a) continuously smelting a sulphide copper ore, (b) at the same time as the introduced material is smoked, an amount of metal rock and slag as a mixture corresponding to the formation of metal rock and slag is continuously transferred from the melting furnace to a separation furnace where the metal rock and slag are allowed to separate; (c) continuously transferring an amount of slag from the separation furnace corresponding to the amount of slag to be removed from the smelting furnaces and continuously transferring the metal rock from the separation furnace to the oxidation furnace in an amount corresponding to the amount of metal rock to be removed from the melting furnace; d) adding a melting agent and an oxygen-containing gas to the oxidation furnace to convert the metal rock into crude copper and slag to form these layers 2 64189 in the oxidation furnace; and e) simultaneously with the oxidation of the metal rock in the oxidation furnace, the crude copper is transferred continuously from the oxidation furnace in an amount corresponding to the crude copper formation and at the same time an amount corresponding to the amount of slag formed in the oxidation furnace is transferred from the oxidation furnace. The invention further relates to an apparatus for carrying out the method described above.
Suomalaisessa patenttihakemuksessa 3546/69 esitettyyn kuparin raffi-nointimenetelmään, kuuluukolme menetelmävaihetta: ensimmäinen mene-telmävaihe, jossa kuparimalmi sulatetaan (muodostuu metallikievä ia kuonaa) ja samanaikaisesti otetaan talteen toisessa menetelmävaiheessa muodostuneen kuonan kuparisisältö? toinen menetelmävaihe, jossa ensimm-isessa menetelmävaiheessa muodostuneen metallikiven rauta-sisältö hapetetaan ja poistetaan (muodostuu valkometallia ja kuonaa), ja kolmas menetlemävaihe, jossa toisessa menetelmävaiheessa muodostuneen valkometallin rikkisisältö hapetetaan ja poistetaan. Nämä kolme menetelmävaihetta suoritetaan käyttämällä kolme uunia, jotka vastaavat edellä mainittuja menetlemävaiheitä, so. sulatusuunia, kuonauunia ja raakametalliuunia, jolloin kaikki nämä uunit on yhdistetty toisiinsa niin, että sulaa voidaan siirtää koko ajan niiden välillä. Jokainen uuni on järjestetty tällöin niin, että uunissa olevan metallikiven, kuonan, valkometallin ja raakakuparin koostumuksia, lämpötiloja ja viipymiä voidaan säätää riippumatta kahdesta muusta uunista, jolloin raakakuparia voidaan valmistaa kokonaisuutena jatkuvatoimisesti. Tässä menetlemässä, jossa jokainen kuparin raffinaatiomenetelmän vaihe suoritetaan sitä vastaavassa uunissa, on mahdollista valvoa rekatio-olosuhteita, pääasiallisesti kuonan kooostumusta riippumatta kahdesta muusta vaiheesta. Niinpä jokaisessa uunissa voidaan uunin tehokkuutta lisätä jokaisessa menetelmävaihessa häiritsemättä kunkin vaiheen uunin toiminnan erillisyyttä. Tämä voi aiheutua useita reaktiovyöhykkeitä sisältävässä uunissa siinä muodostuneen sulan kovenktion ja sekoittumisen vaikutuksesta johtuen raaka-aineen ja ilman syötöstä, jolloin koko järjestelmän toimintatehokkuutta voidaan myös parantaa.The copper Raffiization process described in Finnish patent application 3546/69 includes three process steps: a first process step in which copper ore is smelted (metal rock and slag are formed) and at the same time the copper content of the slag formed in the second process step is recovered? a second process step in which the iron content of the metal rock formed in the first process step is oxidized and removed (white metal and slag are formed), and a third process step in which the sulfur content of the white metal formed in the second process step is oxidized and removed. These three process steps are carried out using three furnaces corresponding to the above process steps, i. a melting furnace, a slag furnace and a crude metal furnace, all of which are connected to each other so that the melt can be transferred between them at all times. Each furnace is then arranged in such a way that the compositions, temperatures and residence times of the metal rock, slag, white metal and raw copper in the furnace can be adjusted independently of the other two furnaces, so that the raw copper as a whole can be produced continuously. In this process, in which each step of the copper refining process is carried out in a corresponding furnace, it is possible to control the reaction conditions, mainly the slag composition, independently of the other two steps. Thus, in each furnace, the efficiency of the furnace can be increased in each process step without interfering with the separation of the operation of the furnace in each stage. This can be caused by the effect of melt curing and mixing in a furnace with several reaction zones due to the supply of raw material and air, whereby the operating efficiency of the whole system can also be improved.
Jotta kuitenkin tässä menetelmässä reaktiotuotteet voitaisiin poistaa uunista toisistaan erillään, metallikiven ja kuonan tulisi olla 3 641 89 jokaisen uunin ainakin jossakin osassa erillään sillä seurauksella, että kun uunin tehokkuutta on tarkoitus nostaa huomattavasti, näin ei tapahtuisi. Erityisesti koska ensimmäisessä menetelmävaiheessa muodostunut kuona on lopullinen jäte, kuparin raffinaatiomenetelmän talouden kannalta on sinänsä tärkeää pienentää kuparin pitoisuutta tässä kuonassa mahdollisimman paljon.However, in order for this process to remove the reaction products from the furnace separately, the metal rock and slag should be 3,641,89 separately in at least some portion of each furnace with the consequence that when the furnace efficiency is to be significantly increased, this would not be the case. In particular, since the slag formed in the first process step is the final waste, it is in itself important for the economics of the copper refining process to reduce the copper content in this slag as much as possible.
Käytännössä käytetäänkin sen vuoksi tavallisesti laskeutusuunia, jotta saataisiin talteen osa kuonassa olevasta kuparisisällöstä metallikive-nä, jolloin kuparisisältö on pääasiassa, koska talteenottavaa metalli-kiveä on vähän, varsinaisessa käytössä on hankalaa ja ei-toivottavaa kierrättää metallikiveä raffinaatiomenetelmään jatkuvatoimisesti.In practice, therefore, a settling furnace is usually used to recover some of the copper content in the slag as metal rock, the copper content being mainly due to the low metal metal recovery, the actual use being difficult and undesirable to continuously recycle the metal rock to the refining process.
Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tunnusomaista se, että f) molemmat sulatusuunin kaksi tuotetta, nimittäin kuona ja metalli-* kivi poistetaan samanaikaisesti seoksena, jolloin ylläpidetään ohut kuonakerros sulatusuunissa tehokkaan hapenkäytön mahdollistamiseksi, ja g) sulatusuuniin lisätään kalkkipitoista sulatusainetta sekä happea sisältävän kaasun syöttöä säädetään niin, että ei ainoastaan metalli-kiven sisältämä rauta ja rikki vaan myöskin osa sen sisältämästä kuparista hapettuu, jolloin saadaan kuona, jolla on riittävä juokse-vuus tavanomaisessa käsittelylämpötilassa, jonka kuonan pääkomponentit ovat CuO, Cu20 ja Fe304.The process according to the invention is characterized in that f) both two products of the melting furnace, namely slag and metal *, are removed simultaneously as a mixture, maintaining a thin layer of slag in the melting furnace to allow efficient oxygen consumption, and g) lime-containing melting agent and oxygen-containing gas that not only the iron and sulfur contained in the metal-rock but also part of the copper contained therein is oxidized, resulting in a slag having sufficient flowability at the usual processing temperature, the main components of the slag being CuO, Cu20 and Fe3O4.
Oheisen keksinnön mukaisesti erotusvaihe järjestetään ensimmäisen menetelmävaiheen jälkeen, jolloin ensimmäisen sulatusvaiheen sulatusuunin toiminta rajoittuu raaka-aineen sulattamiseen ja toisessa menetelmävaiheessa muodostuneen kuonan kuparisisällön absorboimiseen siinä olevaan metallikivikerrokseen. Kaikki reaktiotuotteet valutetaan ulos samanaikaisesti erottamatta toisistaan ja siirretään seuraavaan ero-tusvaiheeseen, jossa nämä reaktiotuotteet erotetaan ja johdetaan ulos erillään. Näin parannetaan sulatusuunin tehokkuutta ja varmistetaan metallikiven ja kuonan erottuminen tyydyttävämmäksi. Käyttämällä erotusmenetelmää oheisessa keksinnössä on menetyksellisesti pienennetty kuparihäviötä sekä järjestetty sulan virtausrata niin, että helpotetaan koko järjestelmän huoltoa ja säätöä.According to the present invention, the separation step is arranged after the first method step, wherein the operation of the melting furnace of the first melting step is limited to melting the raw material and absorbing the copper content of the slag formed in the second method step into the metal rock layer therein. All reaction products are drained out simultaneously without separation and are passed on to the next separation step, where these reaction products are separated and discharged separately. This improves the efficiency of the melting furnace and ensures a more satisfactory separation of metal rock and slag. By using the separation method in the present invention, the copper loss is reduced and the melt flow path is arranged so as to facilitate the maintenance and adjustment of the entire system.
4 641894 64189
Keksintö kohdistuu myöskin laitteeseen, jolla jatkuvasti käsitellään metallisulfidimalmit raakametalliksi. Tälle laitteelle on tunnusomaista se, että f) molemmat sulatusuunin kaksi tuotetta, nimittäin kuona ja metalli-kivi poistetaan samanaikaisesti seoksena, jolloin ylläpidetään ohut kuonakerros sulatusuunissa tehokkaan hapenkäytön mahdollistamiseksi, ja g) sulatusuuniin lisätään kalkkipitoista sulatusainetta sekä happea sisältävän kaasun syöttöä säädetään niin, että ei ainoastaan metalli-kiven sisältämä rauta ja rikki vaan myöskin osa sen sisältämästä kuparista hapettuu, jolloin saadaan kuona, jolla on riittävä juokse-vuus tavanomaisessa käsittelylämpötilassa, jonka kuonan pääkomponentit ovat CuO, CU2O ja Pe^O^.The invention also relates to an apparatus for continuously processing metal sulphide ores into crude metal. This device is characterized in that f) both products of the melting furnace, namely slag and metal-rock, are removed simultaneously as a mixture, maintaining a thin layer of slag in the melting furnace to allow efficient oxygen utilization, and g) lime-containing melt is added to the melting furnace. not only the iron and sulfur contained in the metal-rock but also part of the copper contained therein is oxidized to obtain a slag having sufficient flowability at a conventional processing temperature, the main components of the slag being CuO, CU2O and Pe2O2.
Oheisen keksinnön mukaisesti erotusvaihe järjestetään ensimmäisen menetelmävaiheen jälkeen, jolloin ensimmäisen sulatusvaiheen sulatusuunin toiminta rajoituu raaka-aineen sulattamiseen ja toisessa mene-telmävaiheessa muodostuneen kuonan kuparisisällön absorboimiseen siinä olevaan metallikivikerrokseen. Kaikki reaktiotuotteet valutetaan ulos samanaikaisesti erottamatta toisistaan ja siirretään seuraavaan ero-tusvaiheeseen, jossa nämä reaktiotuotteet erotetaan ja johdetaan ulos erillään. Näin parannetaan sulatusuunin tehokkuutta ja varmistetaan metallikiven ja kuonan erottuminen tyydyttävämmäksi. Käyttämällä erotusmenetelmää oheisessa keksinnössä on menestyksellisesti pienennetty kuparihäviötä sekä järjestetty sulan virtausrata niin, että helpotetaan koko järjestelmän huoltoa ja säätöä.According to the present invention, the separation step is arranged after the first method step, wherein the operation of the melting furnace of the first melting step is limited to melting the raw material and absorbing the copper content of the slag formed in the second method step into the metal rock layer therein. All reaction products are drained out simultaneously without separation and are passed on to the next separation step, where these reaction products are separated and discharged separately. This improves the efficiency of the melting furnace and ensures a more satisfactory separation of metal rock and slag. By using the separation method in the present invention, the copper loss has been successfully reduced and the melt flow path has been arranged so as to facilitate the maintenance and adjustment of the entire system.
Keksintö kohdistuu myöskin laitteeseen, jolla jatkuvasti käsitellään metallisulfidimalmit raakametalliksi. Tälle laitteelle on tunnusomaista se, että siihen kuuluu a) sulatusuuni (1) raaka-aineena toimivien metallisulfidimalmien sulattamiseksi, joka sulatusuuni on varustettu ilmaputkella (6), polttimella (7), sulan poistoaukolla (8), tiivistysvaimentimella (9), joka on sijoitettu sulan syöttöaukon (8) ulkosivulle niin, että se on riittävän leveä sulkemaan poistoaukon ja että sitä voidaan siirtää ylös ja alas uunissa olevan kuonakerroksen säätämiseksi haluttuun vakiopaksuuteen, sulan ylisyöksyllä (10) ja palautuskuonan syöttö- 5 641 89 aukolla (22a); b) erotin (2) sulatusuunista siirretyn sulan sisältämän metallikiven ja kuonan erottamiseksi, joka erotin on varustettu kuumennuselimillä (13), jotka pitävät erottimen vaaditussa lämpötilassa sulan syöttö-aukolla (14), joka on yhteydessä sulatusuunin sulan ylisyöksyn (10) kanssa kuonan poistoaukolla (15), metallikiven laskuaukolla (16), metallikivilapolla (17) ja metallikiven ylisvöksyllä (17a); ja c) raakametalliuuni (3), jolla valmistetaan valkometallia, raakametal-lia ja raakametallin kuonaa erottimesta siirretystä metallikivestä ja joka on varustettu ilmaputkella (26), metallikiven svöttöaukolla (18), raakametalliuunin kuonan poistoaukolla (22), raakametallin laskuaukolla (23), raakametällilapolla (24) ja raakametallin ylisyöksyllä (25); tällöin sulatusuuni, erotin ja raakametalliuuni ovat järjestetyt sellaisella tavalla, että reaktio-olosuhteita, kuten jokaisessa uunissa olevan sulan lämpötilaa, koostumusta, pinnan korkeutta ja keskinäistä korkeutta voidaan säätää riippumatta toisesta uunista; sulan syöttö-määrä erottimeen on tasapainoitettu raaka-aineen syöttömäärän kanssa sulatusuuniin pitämällä sulan ylisyöksyn (10) ja tiivistysvaimentimen (9) alapää vastaavissa tarvituissa vakiotasoissaan niin, että ne määräävät metallikiven ja kuonan viipymät sulatusuunissa; ja metallikiven syöttömäärä raakametalliuuniin on tasapainoitettu sulan syöttömäärän kanssa erottimeen pitämällä syöttöaukko (15) ja metallikiven ylisyök-sy (17a) vastaavissa vakiotasoissaan niin, että ne määräävät metallikiven ja kuonan viipymät erottimessa.The invention also relates to an apparatus for continuously processing metal sulphide ores into crude metal. This device is characterized in that it comprises a) a melting furnace (1) for smelting raw metal sulphide ores, which furnace is provided with an air tube (6), a burner (7), a melt outlet (8), a sealing damper (9) located the outside of the molten feed opening (8) so wide that it closes the outlet and can be moved up and down to adjust the slag layer in the furnace to the desired constant thickness, by melt overflow (10) and return slag feed opening (22a); b) a separator (2) for separating the metal rock and slag contained in the melt transferred from the melting furnace, which separator is provided with heating means (13) maintaining the separator at the required temperature with a melt inlet (14) communicating with the melt furnace overflow (10) 15), a metal rock outlet (16), a metal rock blade (17) and a metal rock overhang (17a); and c) a crude metal furnace (3) for producing white metal, crude metal and crude metal slag from metal rock transferred from a separator and equipped with an air tube (26), a metal stone inlet (18), a crude metal furnace slag outlet (22), a crude metal outlet (23) (24) and crude metal overflow (25); then the melting furnace, the separator and the crude metal furnace are arranged in such a way that the reaction conditions such as the temperature, composition, surface height and relative height of the melt in each furnace can be adjusted independently of the other furnace; the amount of melt fed to the separator is balanced with the amount of raw material fed to the melting furnace by keeping the lower end of the molten overflow (10) and the sealing damper (9) at their respective required constant levels so as to determine the residence time of the metal rock and slag in the melting furnace; and the amount of metal rock fed to the crude metal furnace is balanced with the amount of molten feed to the separator by keeping the feed opening (15) and the metal stone overflow (17a) at their respective constant levels so as to determine the residence of the metal stone and slag in the separator.
Jokaisen uunin toiminnan olennaiset piirteet selitetään seuraavassa. Ensimmäinen menetelmävaihe (sulatus) Tässä ensimmäisessä menetelmävaiheessa sulatettavaan raaka-aineeseen, joka muodostuu pääasiallisesti sulfidimalmeista ja sulatusaineesta (jota jäljempänä kutsutaan yksinkertaisesti "raaka-aineeksi"), sekoitetaan polttoainetta ja ilmaa sopivassa sekoitussuhteessa riippuen ennalta määrätyistä reaktio-ososuhteista, kuten muodostettavan metallikiven laadusta, kuonon koostumuksesta, uunin lämpötilasta jne. Raaka-aine syötetään suoraan ja jatkuvasti sulahauteeseen, joka muodostuu ensimmäisessä menetelmävaiheessa muodostuneista reaktiotuotteista, 6 64189 määrätyllä syöttönopeudella per yksikköaika (jäljempänä tätä kutsutaan "raaka-aineen syöttönopeudeksi") ja sulatetaan viipymättä metalliki-veksi ja kuonaksi. Edellä mainitussa raakametalliuunissa (raakametal-liuunin kuona) muodostunut kuona taas siirretään takaisin sulatusuuniin oleellisesti jatkuvatoimisesti, ja suurin osa raakametalliuunin kuonan sisältämästä kyseisestä metallista saatetaan absorboitumaan sulatusuunin metallikiveen, kun taas sulatusuunissa muodostuneet tuotteet poistetaan samanaikaisesti uunista oleellisesti jatkuvatoimisesti ja siirretään erottimeen toista menetelmävaihetta varten. Nimitys "oleellisesti jatkuvatoiminen" tarkoittaa edellä siirtojärjestelmää, jossa, vaikkakin sulan siirto tapahtuu panoksittainen mikro-analyytti-seltä kannalta, sen siirretty määrä jokaisena hetkenä on niin pieni verrattuna sulatusuunissa olevan sulan viipymään, että tällaisen panos järjestelmän reaktio-olojen muutokset tulevat mitättömiksi metallurgiselta kannalta. Lisäksi sulan siirto sulatusuunissa erottimeen suoritetaan painovoiman avulla käyttämällä hyödyksi eri pinnankorke-uksia kahden uunin välillä.The essential features of the operation of each furnace are explained below. First process step (smelting) In this first process step, the smeltable feedstock, which consists mainly of sulfide ores and smelter (hereinafter simply referred to as "feedstock"), is mixed with fuel and air in a suitable mixing ratio depending on predetermined reaction ratios, such as composition, furnace temperature, etc. The feedstock is fed directly and continuously to a melt bath formed from the reaction products formed in the first process step at a predetermined feed rate of 6,648,189 per unit time (hereinafter referred to as "feedstock feed rate") and melted immediately into clay and slag. The slag formed in the above-mentioned crude metal furnace (crude metal furnace slag) is again transferred back to the melting furnace substantially continuously, and most of the metal contained in the crude metal furnace slag is absorbed into the smelting furnace metal stone, while the The term "substantially continuous" refers above to a transfer system in which, although the transfer of melt occurs batchwise from a microanalytical point of view, the amount transferred at any given time is so small compared to the melt in the melting furnace delay that changes in such charge system conditions are negligible from a metallurgical point of view. In addition, the transfer of the melt in the melting furnace to the separator is performed by gravity, taking advantage of the different surface heights between the two furnaces.
Toinen menetelmävaihe (erotus) Tässä menetelmävaiheessa kaikki ensimmäisessä menetelmävaiheessa muodostuneet reaktiotuotteet syötetään jatkuvasti erottimeen ja annetaan seistä siellä jonkin aikaa, jolloin erotetaan metallikivi kuonasta ja molemmat nämä sulat syötetään jatkuvasti ulos erotusunnista.Second process step (separation) In this process step, all the reaction products formed in the first process step are continuously fed to a separator and allowed to stand there for some time, whereby the metal rock is separated from the slag and both of these melts are continuously fed out of the separation furnace.
Kolmas menetelmävaihe raakametallin muodostus) Tässä menetelmävaiheessa erottimessa erotettu ja siitä poistettu metallikivi (toinen menetelmävaihe) syötetään raakametalliuunin oleellisesti jatkuvatoimisesti, samalla kun ilmaa, sulatusainetta ja jäähdy-tysainetta sekoitetaan sopivassa suhteessa, joka riippuu raaka-aineen syöttönopeudesta ensimmäiseen menetelmävaiheeseen. Tämä seos syötetään suoraan ja jatkuvasti raakametalliuunissa olevaan sulaan, joka muodostuu kolmannessa menetelmävaiheessa muodostuneesta reaktiotuotteesta, niin että välittömästi muodostuu raakametallia ja kuonaa (raakametalliuunin kuonaa) ja nämä erotetaan. Nämä sulat lasketaan ulos raakame-talliuunista. Raakametalli johdetaan sen jälkeen tunnetun tyyppiseen 7 64189 raffinaatioon ja raakametalliuunin kuona kierrätetään sulatusuuniin oleellisesti jatkuvatoimisesti niin, että se joutuu edellä mainittuun käsittelyyn. Tässä tapauksessa joko raakametallin tai raakametalliuunin kuonan siirto raakametalliuunin ja sulatusuunin tai raffinaation välillä suoritetaan sula painovoiman avulla käyttämällä hyödyksi erilaisia pinnankorkeuksia kyseessä olevissa uuneissa (automaattinen siirto). Toinen siirto suoritetaan ulkopuolisen fysikaalisen voiman avulla (pakkotoiminen siirto).Third process step formation of crude metal) In this process step, the metal rock separated and removed from the separator (second process step) is fed to the crude metal furnace substantially continuously, while air, melt and coolant are mixed in a suitable ratio depending on the feed rate to the first process step. This mixture is fed directly and continuously to the melt in the crude metal furnace formed from the reaction product formed in the third process step, so that crude metal and slag (crude metal furnace slag) are immediately formed and separated. These melts are discharged from the raw furnace. The crude metal is then passed to a refinery of a known type 7 64189 and the slag from the crude metal furnace is recycled to the melting furnace substantially continuously so that it undergoes the above-mentioned treatment. In this case, the transfer of either crude metal or crude metal furnace slag between the crude metal furnace and the melting furnace or refining is carried out by molten gravity using different surface heights in the furnaces in question (automatic transfer). The second transfer is performed by an external physical force (forced transfer).
Lisäksi pitämällä jokaisen metallikivi-, kuona- ja raakametallisulan viipymät vastaavissa menetelmävaiheissa vakiona säädetään kunkin sulan syntymänopeutta ja vastaavien uunien siirtonopeutta niin, että se ta-sapainoittuu ensimmäisen menetelmävaiheen raaka-aineen syöttönopeuden kanssa sekä kolmannen menetelmävaiheen jäähdytysaineen syöttönopeuden kanssa. Samaan aikaan säädetään jokaisen uunin sulien koostumusta, lämpötilaa, pinnan korkeutta ja keskinästä korkeutta toisistaan riippumatta ja pidetään vakiona, jolloin haluttua metallia saadaan vastaavasta malmista jatkuvatoimisesti ja erittäin taloudellisesti.In addition, by keeping the dwellings of each metal rock, slag, and crude metal melt in the respective process steps constant, the rate of each melt and the transfer rate of the respective furnaces are adjusted to balance the feed rate of the first process step and the coolant feed rate of the third process step. At the same time, the melt composition, temperature, surface height and relative height of each furnace are adjusted independently and kept constant, so that the desired metal is obtained from the corresponding ore continuously and very economically.
Oheisen keksinnön menetelmä ja laitteen toiminta ilmenevät seuraavasta yksityiskohtaisesta keksinnön kuvauksesta mukaanliitettyjen piirustusten yhteydessä, joissa:The method and operation of the present invention will become apparent from the following detailed description of the invention taken in conjunction with the accompanying drawings, in which:
Kuvio 1 on pitkittäisleikkaus oheisen keksinnön mukaisesta uunien perusjärjestelystä ja yhdistämisestä?Figure 1 is a longitudinal section of a basic arrangement and connection of furnaces according to the present invention?
Kuvio 2 on suurennettu kuva ensimmäisessä menetelmävaiheessa käytettävän sulatusuunin sulan ylijuoksuosasta;Fig. 2 is an enlarged view of the molten overflow portion of the melting furnace used in the first method step;
Kuvio 3 on suurennettu pitkittäinen poikkileikkaus eräästä esimerkistä, jossa sulatusuuni ja erotin ovat tehdyt yhdeksi laitteeksi;Fig. 3 is an enlarged longitudinal cross-section of an example in which the melting furnace and the separator are made in one device;
Kuvio 4 on pitkittäinen poikkileikkaus eräästä toisesta erottimesta;Figure 4 is a longitudinal cross-section of another separator;
Kuvio 5 on pitkittäinen poikkileikkaus esimerkistä, jossa valkokiveä valmistetaan kuviossa 1 esitetyssä raaka-metalli uunissa 3.Fig. 5 is a longitudinal cross-section of an example in which white stone is produced in the raw metal furnace 3 shown in Fig. 1.
8 641 898,641 89
Kuviossa 1 sulateuuni 1, jonka sisällä on kuonaa 4 ja metallikiveä 5, on varustettu ilmaputkella (lance) 6, polttimella 7, sulan poistoau-kolla 8, sulan ylisyöksyllä 10 ja palautuskuonan syöttöaukolla 22a; erotusastia tai erotin 2, jonka sisällä on metallikiveä 11 ja kuonaa 12, on varustettu laitteella 13, joka pitää erottimen vaaditussa lämpötilassa, syöttöaukolla 14 sulatusuunissa muodostunutta sulaa varten, erotetun kuonan 12 poistoaukolla 15, metallikiven laskuaukolla 16 ja metallikivilapolla 17; raakametalliuuni 3, jossa pidetään valkometal-likerrosta 19, raakakuparikerrosta 20 ja kuonakerrosta 21, on varustettu metallikiven syöttöaukolla 18, raakametalliuunin kuonanpoisto-aukolla 22, raakakuparin laskuaukolla 23, raakakuparHapolla 24, raakakuparin ylisyöksyllä 25 ja ilmaputkella 26.In Fig. 1, the melting furnace 1, inside which there is slag 4 and metal stone 5, is provided with an air tube (lance) 6, a burner 7, a melt discharge opening 8, a melt overflow 10 and a return slag supply opening 22a; a separating vessel or separator 2 containing metal rock 11 and slag 12 is provided with a device 13 for maintaining the separator at the required temperature, a feed opening 14 for melt formed in the melting furnace, a separated slag 12 outlet 15, a metal stone discharge opening 16 and a metal rock blade 17; the crude metal furnace 3, in which the white metal layer 19, the crude copper layer 20 and the slag layer 21 are held, is provided with a metal rock feed opening 18, a crude metal furnace slag outlet 22, a crude copper outlet 23, crude copper acid 24, crude copper overflow 26 and overflow 25.
Sulatusuunin 1, raaka-aine, joka muodostuu pääasiallisesti sulfidimal-mista, ja sulatusaine, kuten piipitoinen malmi, sekoitetaan polttoaineen ja ilman kanssa suhteessa, joka sopii määrättyihin reaktio-oloihin. Tämä seos syötetään suoraan ja jatkuvatoimisesti määrätyllä syöt-tönopeudella sulaan, joka muodostuu metallikivestä 5 ja kuonasta 4, jotka ovat sulatusuunin reaktiotuotteet. Vaikkakin voidaan käyttää mitä tahansa käytännöllistä menetelmää seosmateriaalin syöttämiseen, on parasta murskata raakamateriaali jauhemaiseksi tai rakeiseksi ja puhaltaa sen jälkeen sulaan kaasuvirran kuljettamana uuniin tehdyn ilmaputken läpi. Tällöin voidaan sulattaa nopeasti suuri määrä raaka-ainetta ja voidaan estää myös pölyn syntyminen.In the melting furnace 1, the raw material consisting mainly of sulfide ore and the melting agent, such as siliceous ore, are mixed with fuel and air in a ratio suitable for certain reaction conditions. This mixture is fed directly and continuously at a predetermined feed rate to the melt consisting of the metal rock 5 and the slag 4, which are the reaction products of the melting furnace. Although any practical method can be used to feed the alloy material, it is best to crush the raw material to a powder or granular and then blow it into the furnace through an air tube made in the furnace. In this case, a large amount of raw material can be melted quickly and dust can also be prevented.
Tässä tapauksessa syötetyn kaasun paine määrätään automaattisesti ilmaputken sisähalkaisijän sekä sen kärjen aseman avulla sellaiseen arvoon, että se riittää kaasuvirran ja raaka-aineen syöttämiseen sulaan. Tämän seurauksena sula sekoittuu hyvin ja reaktio tapahtuu uunissa nopeasti, jolloin uunin tehokkuutta voidaan parantaa. Metallikiven laatu voidaan säätää mihin tahansa haluttuun tasoon säätämällä ilman suhdetta raaka-aineeseen. Tässä yhteydessä ilmasuhde tarkoittaa reaktioon tarkoitetun ilman nettomäärän välistä suhdetta, joka on arvo, joka saadaan vähentämällä polttoaineen palamiseen tarvittavan ilman määrä uuniin syötetyn ilman kokonaismäärästä. Tarkemmin sanoen, kun nostetaan valmistettavan metallikiven laatua, etuna saadaan, että raaka-materiaalimalmin raudan ja rikin hapetusreaktioista kehittynyt lämpö voidaan käyttää hyödyksi tehokkaasti raaka-aineen 9 64189 sulattamiseen, jne., kun taas kuparihäviö kuonaan väistämättä kasvaa. Tässä tapauksessa pelkistävän aineen, kuten pyridin, lisääminen erot-timeen jäljempänä selvitettävällä tavalla estää kuparihäviön kasvamasta yli tietyn määrän.In this case, the pressure of the supplied gas is automatically determined by the inner diameter of the air tube and the position of its tip to a value sufficient to supply the gas flow and the raw material to the melt. As a result, the melt mixes well and the reaction takes place quickly in the furnace, whereby the efficiency of the furnace can be improved. The quality of the metal stone can be adjusted to any desired level by adjusting the ratio of air to raw material. In this context, air ratio means the ratio between the net amount of air for the reaction, which is the value obtained by subtracting the amount of air needed to burn the fuel from the total amount of air fed to the furnace. More specifically, by increasing the quality of the metal rock to be produced, the advantage is that the heat generated from the oxidation reactions of the iron and sulfur of the raw material ore can be efficiently utilized to smelt the raw material 9 64189, etc., while the copper loss to the slag inevitably increases. In this case, the addition of a reducing agent such as pyridine to the separator, as will be explained below, prevents the copper loss from increasing beyond a certain amount.
Oheisessa keksinnössä voidaan käyttää mitä tahansa juoksevaa polttoainetta, mukaanlukien kiinteät, jauhemaiset polttoaineet, ja lisäksi sulattamiseen käytetyn polttoaineen kulutusta voidaan pienentää korvaamalla osa tai koko ilma ekvivalenttimäärällä happea. Polttoainetta ei ehkä tarvitse syöttää uuniin samaan paikkaan kuin raaka-ainetta, mutta se on parasta puhaltaa suoraan sulaan hauteeseen samalla tavoin kuin raaka-aine. Tämä lisää huomattavasti lämmönsiirron tehokkuutta. Niinpä uunin kaasukehän lämpötilaa ja siitä poistuvien poistokaasujen lämpötilaa voidaan pienentää melkein sulan lämpötilan tasalle, millä on seurauksena se, että poistokaasun talteenottokäsittely helpottuu ja uunin seinämien ikää voidaan pidentää huomattavasti.Any liquid fuel can be used in the present invention, including solid, pulverized fuels, and in addition, the consumption of fuel used for smelting can be reduced by replacing some or all of the air with an equivalent amount of oxygen. It may not be necessary to feed the fuel to the furnace in the same place as the raw material, but it is best to blow directly into the molten bath in the same way as the raw material. This greatly increases the efficiency of heat transfer. Thus, the temperature of the furnace atmosphere and the temperature of the exhaust gases leaving it can be reduced to almost the level of the melt temperature, with the result that the exhaust gas recovery treatment is facilitated and the life of the furnace walls can be considerably extended.
Polttoaine voidaan polttaa polttimen 7 avulla. Tässä tapauksessa polttoaineen kulutusta voidaan pienentää esikuumentamalla ja/tai rikastamalla hapella palamiseen tarkoitettu ilma.The fuel can be burned by means of a burner 7. In this case, fuel consumption can be reduced by preheating and / or enriching the oxygen for combustion.
Kaikenlaatuiset sulatusuunissa muodostuneet tuotteet juoksutkaan pois uunista sulan poistoaukon 8 kautta. Tätä selvitetään kuvissa 2, joka esittää suurennettua osaa sulatteen poistoaukosta. Sul'eusuunissa muodostunut sula juoksutetaan ulos uunista sulan poistoaukon 8 kautta, jossa sulan poistoaukon 8 ulkosivulle asetettu tiivistysvaimennin 9 estää uunikaasujen puhaltumisen ulos tai ilmrikehän ilman suodattumisen uuniin. Uuniin jäänyttä kuonakerrosta 4 voidaan säätää ja pitää halutussa vakiopaksuudessa kiinnittämällä tiivistysvaimentimen 9 alapää 9a tietyn vakiomatkan päähän tasoon, joka on alempana kuin sulan yli-syöksy. Tiivistysvaimentimen 9 tulisi olla niin leveä, että se sulkee sulan poistoaukon 8 ja sitä on voitava liikuttaa ylös ja alas. Tiivistysvaimentimen 9 kestävyyttä voidaan edelleen lisätä varustamalla se kiertovesivaipalla. Siinä tapauksessa, että metallikivi ja kuona valutetaan ulos erikseen lapon ja suoraan uuniin tehdyn kuonan poisto-aukon 22 kautta, kuten kuvion 1 raakauunissa 3, voi olla vaikeaa pienentää kuonakerroksen paksuus alle tietyn kriittisen arvon (noin 100 mm) kun on tarkoitus saada aikaan metallikiven ja kuonan erottu- ίο 6 4189 minen tyydyttävässä määrin ja estää metallikiven sekoittuminen kuonaan. Edellä mainitun tiivistysvaimentimen 9 avulla on kuitenkin mahdollista muodostaa halutun paksuinen, jopa alle 50 mm paksuinen kuonakerros, minkä avulla reaktionopeus sulan ja siihen ilmaputken kautta syötetyn ilman välillä paranee merkittävästi.All kinds of products formed in the melting furnace run out of the furnace through the melt outlet 8. This is illustrated in Figure 2, which shows an enlarged portion of the melt outlet. The melt formed in the melting furnace is discharged out of the furnace through the melt outlet 8, where a sealing damper 9 placed on the outside of the melt outlet 8 prevents the furnace gases from blowing out or the atmospheric air from filtering into the furnace. The slag layer 4 left in the furnace can be adjusted and maintained at the desired constant thickness by fixing the lower end 9a of the sealing damper 9 at a certain constant distance to a plane lower than the melt overflow. The sealing damper 9 should be wide enough to close the melt outlet 8 and it must be possible to move it up and down. The durability of the sealing damper 9 can be further increased by providing it with a circulating water jacket. In the case where the metal rock and slag are drained out separately through a spatula and a slag discharge opening 22 directly to the furnace, as in the raw furnace 3 of Figure 1, it may be difficult to reduce the slag layer thickness below a certain critical value (about 100 mm). separation of slag ίο 6 4189 satisfactorily and prevents mixing of the metal rock with the slag. However, by means of the above-mentioned sealing damper 9, it is possible to form a slag layer of the desired thickness, even less than 50 mm thick, whereby the reaction rate between the molten and the air supplied to it via the air pipe is significantly improved.
Pitämällä sulan ylisyöksy 10 ja tiivistysvaimentimen 9 alapää 9a halutuilla vakiotasoilla niin, että saadaan metallikiven ja kuonan viipymät uunissa pysymään vakioina, sulan syöttömäärä erottimeen voidaan saattaa tasapainoon suolatusuuniin syötetyn raaka-aineen syöttömäärän kanssa, minkä avulla voidaan säilyttää sen syöttönopeus vakiona. Tämän seurauksena sulaa purkautuu koko ajan erottimeen 2 kourun avulla, ja sulan syöttöaukon 14 kautta. Erottimessa sula saa seistä tietyn ajan, kunnes se on eronnut metallikiveksi 11 ja kuonaksi 12. Kuona 12 valutetaan sen jälkeen pois erottimesta kuonan poisto-aukon 15 kautta ja hävitetään nuolen (h) osoittamalla tavalla joko sellaisenaan tai sen jälkeen, kun se on annettu seistä laskeutusuu-nissa sen sisältämien metallikivihiukkasten laskeuttamiseksi. Metalli-kivi 11 poistetaan toisaalta erottimesta metallikiven laskuaukon 16 ja sen jälkeen metallikivilapon 17 kautta. Tämän jälkeen metallikiven annetaan virrata metallikiven ylisvöksyn 17a yli ja se syötetään raakametalliuuniin 3 jatkuvatoimisesti.By keeping the melt overflow 10 and the lower end 9a of the compaction damper 9 at the desired constant levels so that the dwellings of metal rock and slag in the furnace remain constant, the melt feed to the separator can be balanced with the feedstock fed to the salting furnace. As a result, the melt is continuously discharged into the separator 2 by means of a chute, and through the melt feed opening 14. In the separator, the molten allowed to stand for a certain time, until it is separated metallikiveksi 11 and slag 12 in the slag 12 is drained then removed from the separator of slag through the outlet opening 15 and disposed of in the direction of arrow (h) as shown in, either as such or after it is allowed to stand for laskeutusuu to settle the metal rock particles it contains. On the other hand, the metal-stone 11 is removed from the separator through the metal-stone outlet 16 and then through the metal-stone blade 17. The metal stone is then allowed to flow over the metal rock overhang 17a and is fed to the crude metal furnace 3 continuously.
Erotin 2 voidaan pitää halutussa lämpötilassa polttimen (ei esitetty) tai sähkökuumentimen 13 avulla. Kuten kuviossa 3 on esitetty, erotin 2 voi olla tehty myös yhdeksi laitteeksi sulatusuunin 1 kanssa, millä tavoin yksinkertaistetaan asennusta. Tässä tapauksessa pitämällä sulatusuunin sulan poistoaukon 8 taso 10a alempana kuin erottimen kuonanpoistoaukon 15 taso, saadaan nestepinta samaksi sekä sulatusuunissa että erottimessa ja metallikiven ja kuonan viipymät sulatusuunissa pysyvät vakioina. Kuten kuviossa 4 on esitetty, erotin 2 voi olla tehty pitkänomaiseksi niin, että se kulkee sulan virtaus-suunnassa (esimerkiksi soikeaksi, suorakulmaiseksi jne.), jolloin sen toiseen päähän on tehty metallikivisyvennys 27, metallikivilappo 17 ja sulan syöttöaukon 14. Sen toiseen päähän on tehty kuonan poisto-aukko 15. Tällöin kuonassa olevat metallikivihiukkaset voivat sedi-mentoitua täydellisemmin. Tässä tapauksessa kuparin talteenottonopeut-ta kuonassa voidaan lisätä edelleen lisäämällä pelkistysainetta, kuten 11 641 89 pyriittiä, koksia jne. Erottimessa eronnut metallikivi ja metallikivi, joka on juuri muodostettu lisäämällä pyriittiä seurauksena kuparin uuttumisesta kuonasta, poistetaan uunista yhdessä metallikiven lasku-aukon 16 ja metallikivilapon 17 kautta ja kaikki yhdistetty metallikivi syötetään raakametalliuuniin 3. Kuminassakin tapauksessa voidaan sekä metallikivikerroksen että kuonakerroksen paksuus pitää erottimessa kiinteässä arvossa pitämällä kuonanpoistoaukon ja vastaavasti metallikiven ylisyöksyn korkeuden muuttumattomina. Kuonan ja metallikiven virtausnopeudet saadaan näin tasapainoon sulatusuunista siirretyn sulan syöttönopeuden kanssa.The separator 2 can be kept at the desired temperature by means of a burner (not shown) or an electric heater 13. As shown in Fig. 3, the separator 2 can also be made in one device with the melting furnace 1, thus simplifying the installation. In this case, keeping the level 10a of the melt outlet 8 of the melting furnace lower than the level of the slag outlet 15 of the separator, the liquid surface in both the melting furnace and the separator is made the same, and the residence of metal rock and slag in the melting furnace remain constant. As shown in Fig. 4, the separator 2 may be made elongate so as to run in the melt flow direction (e.g., oval, rectangular, etc.), with a metal rock recess 27, a metal rock flap 17 and a melt feed opening 14 at one end. made slag outlet 15. In this case, the metal rock particles in the slag can be more completely sedimented. In this case, the recovery rate of copper in the slag can be further increased by adding a reducing agent such as 11 641 89 pyrite, coke, etc. The separated metal rock and metal rock just formed by adding pyrite as a result of copper extraction from the slag are removed from the furnace together. through and all the combined metal rock is fed to the crude metal furnace 3. In either case, the thickness of both the metal rock layer and the slag layer can be kept fixed in the separator by keeping the slag outlet and the height of the metal rock overflow constant. The slag and metal rock flow rates are thus equilibrated with the melt feed rate transferred from the melting furnace.
Erottimesta 2 syötetään metallikivi jatkuvatoimisesti raakametalli-uunissa 3 olevaan sulaan hauteeseen, joka muodostuu raakametalliuu-nikuonasta 21, valkometallista 19 ja raakakuparista 20, jotka kaikki ovat kolmannen menetelmävaiheen reaktiotuotteita, samalla kun syötetään koko ajan ja suoraan ilmaa ja sulatusainetta. Jäähdytysainetta (tai kylmää täyteainetta) (dope), joka sisältää kyseistä metallia, kuten sulaan hauteeseen syötettävää raaka-ainetta tai metallijätettä, voidaan sulattaa tässä kolmannessa menetelmävaiheessa kehittyneen ylimääräisen lämmön avulla, minkä avulla estetään uunin lämpötilan ylittämästä tavallista käyttölämpötilaa ja samanaikaisesti mahdollistetaan malmin koko käsittelykapasiteetin lisääminen. Nämä aineet syötetään raakametalliuuniin siihen tehdyn ilmaputken 26 avulla samalla tavoin kuin sulatusuunissa. Raakametalliuuniin syötetyn ilman kokonaismäärän tulisi olla sellainen, että se riittää muuttamaan kaiken raakametalliuuniin syötettävän metallikiven ja jäähdytys-aineen kuonaksi ja raakakupariksi. Uunissa olevan valkometallikerrok-sen paksuun pidetään vakiona. Raakakupari poistetaan uunista raakakuparin laskuaukon 23 ja sen jälkeen raakakuparilapon 24 kautta, jonka jälkeen raakakupari saatetaan virtaamaan jatkuvatoimisesti raakakuparin ylisyöksyn 25 yli tunnetun tyyppiseen puhdistusmenetelmään. Toisaalta raakametalliuunin kuonaa syötetään koko ajan pois uunista raa-kakupariuunin kuonanpoistoaukon 22 ja sulan siirtotien (g) kautta, ja kierrätetään sen jälkeen sulatusuunissa olevaan palautuskuonan syöttö-aukkoon 22a jatkuvatoimisella tavalla pakkosiirrolla. Tähän pakkosiirtoon voidaan käyttää mitä tahansa käytännöllistä tapaa, kuten kupla-pumppua (ilmahissiä), jatkuvatoimista kauhakuljetinta, sähkömagneettista siirtolaitetta jne.From the separator 2, the metal rock is continuously fed to a molten bath in the crude metal furnace 3 consisting of crude metal furnace slag 21, white metal 19 and crude copper 20, all of which are reaction products of the third process step, while air and melt are fed continuously and directly. A coolant (or cold filler) containing the metal in question, such as a feedstock or scrap metal fed to a molten bath, can be melted by the additional heat generated in this third process step to prevent the furnace temperature from exceeding the normal operating temperature and at the same time . These substances are fed to the crude metal furnace by means of an air pipe 26 made therein in the same manner as in the melting furnace. The total amount of air fed to the crude metal furnace should be such that it is sufficient to convert all the metal rock and refrigerant fed to the crude metal furnace into slag and raw copper. The thickness of the white metal layer in the furnace is kept constant. The crude copper is removed from the furnace through the crude copper outlet 23 and then through the crude copper blade 24, after which the crude copper is made to flow continuously over the crude copper overflow 25 to a cleaning method of a known type. On the other hand, the slag of the crude metal furnace is continuously fed out of the furnace through the slag outlet 22 and the melt transfer path (g) of the raw cake furnace, and is then recycled to the return slag inlet 22a in the melting furnace in a continuous forced conveyance. Any practical means can be used for this forced transfer, such as a bubble pump (air elevator), a continuous bucket conveyor, an electromagnetic transfer device, etc.
641 89 12641 89 12
Raakametalliuunin kuonan siirto sulatusuuniin voidaan mieluummin toteuttaa sulassa tilassa käyttämällä hyödyksi sen omaa lämpötilaa. Kuitenkin on myös mahdollista siirtää raakametalliuunin kuona kiinteänä tai rakeisena käsittelyn helpottamiseksi. Siinä tapauksessa, että metallikiviaste on korkea ja raakametalliuunin kuonan muodostuminen vähäistä, raakametalliuunin kuonan sulattamiseen tarvittu polttoaine-kulutus ei ole kovinkaan suuri verrattuna siihen määrään, joka tarvittaisiin, jos metallikiviaste on alhainen ja raakametalliuunin kuonan määrä suuri.The transfer of the slag from the crude metal furnace to the melting furnace can preferably be carried out in the molten state by utilizing its own temperature. However, it is also possible to transfer the slag of the crude metal furnace as a solid or granular to facilitate handling. In the case where the metal scale is high and the crude metal furnace slag formation is low, the fuel consumption required to melt the crude metal furnace slag is not very high compared to the amount that would be required if the metal rock scale was low and the amount of crude metal furnace slag was high.
Edellä kuvatussa esimerkissä sulan hauteen pinta erottimessa tehdään alemmaksi kuin sulatusuunissa, kun taas sulan hauteen pinta raaka-metalliuunissa tehdään paljon alemmaksi kuin erottimessa, jolloin metallikiven siirto tapahtuu sulan painovoiman avulla käyttäen hyö-dytksi näiden kolmen uunin paine-eroja. Toisaalta, kun sulan pinta on raakametalliuunissa korkeammalla kuin sulatusuunissa, raakametalliuunin kuonan siirto tapahtuu sen painovoiman avulla, kun taas metallikiven siirto erottimessa raakametalliuuniin voidaan suorittaa pakko-toimisesti.In the example described above, the surface of the molten bath in the separator is made lower than in the melting furnace, while the surface of the molten bath in the crude metal furnace is made much lower than in the separator, transferring the molten gravity using the pressure differences of the three furnaces. On the other hand, when the surface of the molten metal in the crude metal furnace is higher than in the melting furnace, the transfer of the crude metal furnace slag takes place by its gravity, while the transfer of the metal rock in the separator to the crude metal furnace can be forced.
Valkometalli 19 on raakametallin valmistusvaiheen välituote ja sitä ei juoksuteta ulos vaan sen viipymä pidetään vakiona säätämällä reaktio-olosuhteita.The white metal 19 is an intermediate in the crude metal production step and is not run out but its residence is kept constant by adjusting the reaction conditions.
Kunkin metallikerroksen paksuus ja viipymä raakametalliuunissa voidaan pitää vakiona asettamalla kuonan poistoaukko ja raakakuparin ylisyöksy 25 vakiotasoihin samalla tavoin kuin erottimessa. Kuonan ja raakakuparin muodostumisnopeuksia raakametalliuunissa säädetään näin siihen syötetyn metallikiven syöttönopeuden avulla (jonka määräävät reaktio-olosuhteet ja raaka-aineen syöttönopeus sulatusuuniin) ja jäähdytysaineen syöttönopeudelle raakametalliuuniin (jonka määrää raakametalliuuniin syötettävän metallikiven laatu ja siellä vallitsevat reaktio-olosuhteet), jolloin koko reaktiojärjestelmää voidaan valvoa tietyissä vakiona pysyvissä reaktio-oloissa.The thickness and residence time of each metal layer in the crude metal furnace can be kept constant by setting the slag outlet and the crude copper overflow to constant levels in the same manner as in the separator. The rates of slag and crude copper formation in the crude metal furnace are thus controlled by the feed rate of the metal rock fed thereto (determined by the reaction conditions and feedstock to the melting furnace) and the under constant reaction conditions.
Raakametalliuunissa reaktio voidaan suorittaa myös silloin, kun siellä on vain kuona- ja raakakuparifaasit eikä uunissa ole valkometallia, syöttämällä siihen enemmän ilmaa kuin mitä tarvitaan hapettamaan 64189 13 oleellisesti kaikki metallikiven ja jäähdytysaineen sisältämä rauta ja rikki. Tässä tapauksessa rikkipitoisuutta raakakuparissa voidaan pienentää alle sen kyllästyskonsentraation lisäämällä syötettävän ilman suhde halutun suuruiseksi. Ts. kun ilman suhde kasvaa, kasvaa myös kuparipitoisuus kuonassa, kun taas rikkipitoisuus raakakuparissa pienenee. Siten ilmasuhde ilmoittaa ilman suhteen metallikiven ja jäähdytysaineen kokonaismäärään. Kun raakametalliuunissa on olemassa valkometallikerros, kuparipitoisuus on kuonassa 2-6 %, kun taas kuparipitoisuus voidaan nostaa alueelle 40-50 %, kun uunissa ei ole lainkaan valkometallia.In a crude metal furnace, the reaction can also be carried out when there are only slag and crude copper phases and no white metal in the furnace, supplying more air than is needed to oxidize substantially all of the iron and sulfur contained in the metal rock and coolant. In this case, the sulfur content of the crude copper can be reduced below its saturation concentration by increasing the ratio of the feed air to the desired value. Ts. as the air ratio increases, the copper content in the slag also increases, while the sulfur content in the crude copper decreases. Thus, the air ratio indicates the ratio of air to the total amount of metal rock and coolant. When there is a white metal layer in the crude metal furnace, the copper content in the slag is 2-6%, while the copper content can be increased to 40-50% when there is no white metal in the furnace at all.
Metallikiviaste ja reaktio-olosuhteet raakametalliuunissa tulisi kuitenkin asettaa sellaiselle alueelle, että raakametalliuunissa muodostuneen kuonan kuparipitoisuus ei ylitä uuniin syötettyjen aineiden kuparipitoisuutta ja lisäksi ettei raakametalliuuniin syötetyn sulatusaineen (erityisesti kalkin) määrä ylitä koko järjestelmässä tarvittavaa määrää. Tavallisessa konvertterimenetelmässä sula-tusaineena käytetään piihiekkaa, kun taas oheisen keksinnön mukaisessa raakametalliuunissa uunissa muodostuneen kuonan juoksevuutta voidaan lisätä käyttämällä kalkkia tai kalkin ja piihiekan seosta.However, the degree of clay and reaction conditions in the crude metal furnace should be set so that the copper content of the slag formed in the crude metal furnace does not exceed the copper content of the materials fed to the furnace and the amount of flux (especially lime) fed to the crude metal furnace. In the conventional converter method, silicon sand is used as the melting agent, while in the crude metal furnace according to the present invention, the fluidity of the slag formed in the furnace can be increased by using lime or a mixture of lime and silicon sand.
Edellä mainittujen menetelmävaiheiden kaikkien uunien poistokaasut kerätään ja johdetaan ulos kaasuhormin (c) kautta. Kaikki kaasut jäähdytetään ja käytetään hyödyksi rikkihapon valmistuksen raaka-aineena. Erään oheisen keksinnön suoritusmuodon mukaisesti kolmas menetelmävaihe voidaan edelleen jakaa kahteen vaiheeseen niin, että kaikki uunikäsittelyt tapahtuvat neljässä menetelmävaiheessa. Tässä tapauksessa kolmannessa menetelmävaiheessa valmistetaan valkometallia ja raakametalliuunin kuonaa raakametalliuunissa 3. Tarkemmin sanoen ja kuten kuviossa 5 on esitetty, samalla kun metallikiveä syötetään koko ajan metallikiven syöttöaukon 18 läpi raakametalliuuniin, ilmaa ja sulatusainetta syötetään ilmaputken 26 kautta sulaan, joka muodostuu uunissa tapahtuneen reaktion synnyttämästä raakametalliuunin kuonasta 21 ja valkometallista 19. Tällöin kehittynyt ylimääräinen lämpö käytetään hyödyksi jäähdytysaineen sulattamiseen samalla tavoin kuin aikaisemmassa esimerkissä. Ilmaa tulisi syöttää syöttönopeudella, joka tarvitaan hapettamaan oleellisesti kaikki rauta ja osa rikistä, jotka uuniin syötetty metallikivi ja jäähdytysaine vastaavasti ovat sisält- 14 64189 neetr ja muodostamaan valkometallia ja kuonaa. Tässä tapauksessa käytetty sulatusaine voi olla piihiekkaa, kuten tavanomaisessa konvert-terillä tapahtuvassa kuonanmuodostusmenetelmässä.The exhaust gases from all the furnaces of the above process steps are collected and discharged through the gas flue (c). All gases are cooled and utilized as a raw material for the production of sulfuric acid. According to an embodiment of the present invention, the third method step can be further divided into two steps so that all the oven treatments take place in four method steps. In this case, in the third process step, white metal and crude metal furnace slag are produced in crude metal furnace 3. More specifically, and as shown in Fig. 5, while the metal 21 and white metal 19. The excess heat generated is then utilized to melt the coolant in the same manner as in the previous example. The air should be supplied at the feed rate required to oxidize substantially all of the iron and some of the sulfur contained in the metal rock and coolant fed to the furnace, respectively, to form white metal and slag. The melting agent used in this case may be silicon sand, as in the conventional slag formation method with a converter.
Kuona 21 saatetaan sen jälkeen virtaamaan jatkuvasti ulos uunista kuonan poistoaukon 22 kautta ja siirtäen kuten aikaisemmassakin esimerkissä kierrättäen sulatusuuniin. Kuonan kuparisisällön on osoitettu olevan pääasiallisesti valkometallihiukkasina ja kuparimetalli-hiukkasina. Sen sijaan, että kuona palautetaan sulatusuuniin sulana, se voidaan murskata ja käsitellä vaahdottamalla ja näin väkevöidä siinä oleva kuparisisältö, jonka jälkeen konsentraatti voidaan kierrättää sulatusuuniin.The slag 21 is then made to flow continuously out of the furnace through the slag outlet 22 and transferred, as in the previous example, by recycling to the melting furnace. The copper content of the slag has been shown to be mainly in the form of white metal particles and copper metal particles. Instead of returning the slag to the melting furnace as molten, it can be crushed and treated by foaming to concentrate the copper content therein, after which the concentrate can be recycled to the melting furnace.
Valkometalli 19 valutetaan toisaalta pois uunista laskuaukon 23 ja lapon 24 kautta, minkä jälkeen se saatetaan virtaamaan ylisyöksyn 25 yli. Valkometallia, joka pääasiallisesti muodostuu yhdestä tai useammasta kyseessä olevan metallin sulfidista, voidaan pitää eräissä tapauksissa lopullisena tuotteena tässä käsittelymenetelmässä. Kun kyseinen metalli on esimerkiksi nikkeli, valkometalli johdetaan sellaisenaan elektrolyyttiprosessiin tai siirretään murskaamisen ja pasuttamisen jälkeen pelkistysprosessiin. Lisäksi kun raaka-aineesta valmistettu valkometalli sisältää kahta tai useampaa metallia, kuten kuparia, nikkeliä ja kobolttia niin paljon, ettei mitään näistä metalleista voida hyljätä taloudelliselta tai teknilliseltä kannalta, valkometalli lähetetään johonkin prosessiin, jossa kyseisest metallit erotetaan toisistaan hitaasti jäähdyttämisen jälkeen esimerkiksi vaah-dotuksen tapaisella käsittelyllä. Kun valkometalli muodostuu pääasiallisesti kuparin sulfideista, valkometalli siirretään sulana toiseen raakametalliuuniin, jossa suoritetaan neljäs menetelmävaihe. Tässä neljännessä menetelmävaiheessa käytetty raakametalliuuni voi olla tavallinen konvertteri, mutta mieluummin sen tulisi olla toinen oheisen keksinnön mukainen raakametalliuuniyksikkö, jolloin valkometallia voidaan käsitellä jatkuvasti. Neljännen menetelmävaiheen toimintatapa on täsmälleen sama kuin kolmannen menetelmävaiheen edellä olevassa ensimmäisessä suoritusmuodossa paitsi, että siihen syötetty aines on valkometalli ja siinä muodostuneen kuonan määrä on erittäin pieni. Valkometallista muodostuvan kuonan määrä on alle 10 paino-% valkome-tallista, tavallisesti välillä 2-6 %. Tämän seurauksena on, että 64189 15 kuonan siirto sulana takaisin sulatusuuniin tulee jonkin verran vaikeaksi. Niinpä uunista juoksutettu kuona jähmetetään heti ja syötetään sen jälkeen muiden raaka-aineiden kanssa sulatusuuniin.The white metal 19, on the other hand, is drained out of the furnace through the outlet 23 and the blade 24, after which it is caused to flow over the overflow 25. The white metal, which consists mainly of one or more sulphides of the metal in question, can in some cases be considered as the final product in this treatment process. When the metal in question is, for example, nickel, the white metal is passed as such to an electrolyte process or, after crushing and roasting, is subjected to a reduction process. In addition, when the white metal made from the raw material contains two or more metals such as copper, nickel and cobalt to such an extent that none of these metals can be economically or technically discarded, the white metal is sent to a process where the metals are slowly separated after cooling, e.g. such treatment. When the white metal is composed mainly of copper sulfides, the white metal is transferred as a melt to another crude metal furnace, where a fourth process step is performed. The crude metal furnace used in this fourth process step may be an ordinary converter, but it should preferably be another crude metal furnace unit according to the present invention, whereby the white metal can be processed continuously. The operation of the fourth process step is exactly the same as in the first embodiment of the third process step above, except that the material fed thereto is a white metal and the amount of slag formed therein is very small. The amount of slag formed of white metal is less than 10% by weight of white metal, usually between 2-6%. As a result, the transfer of the 64189 15 slag as melt back to the melting furnace becomes somewhat difficult. Thus, the slag drained from the furnace is immediately solidified and then fed with other raw materials to the melting furnace.
Jotta estettäisiin kuonaa muodostumasta neljännessä menetelmävaihees-sar neljättä menetelmävaihetta varten voidaan raakametalliuuniin syöttää jäähdytysainetta, joka ei aiheuta kuonan muodostumista, kuten kyseisestä metallista muodostuvaa romua.In order to prevent the formation of slag in the fourth process step, for the fourth process step, a coolant which does not cause the formation of slag, such as scrap of the metal in question, can be fed to the crude metal furnace.
Tästä raakametalliuunista poistetun poistokaasun käsittely voidaan suorittaa samalla tavoin kuin edellä mainitussa ensimmäisessä esimerkissä.The treatment of the exhaust gas removed from this crude metal furnace can be carried out in the same manner as in the above-mentioned first example.
Edellä kuvatun oheisen keksinnön mukaisen menetelmän edut eivät ainoastaan rajoitu tunnettuihin jatkuvaan menetelmään liittyviin etuihin, kuten pienempiin rakennus- ja käyttökustannuksiin kuin panosjärjes-telmässä ja siihen, että helpotetaan automaattisen säätöjärjestelmän käyttöönottoa, vaan sillä on myös seuraavat tunnusmerkit, jotka johtuvat ainutlaatuisista menetelmävaiheista ja sen reaktiojärjestelmästä.The advantages of the process of the present invention described above are not only limited to known continuous process advantages, such as lower construction and operating costs than the batch system and the ease of implementation of the automatic control system, but also have the following characteristics due to unique process steps and reaction system.
Oheisen keksinnön mukaisessa menetelmässä sulatusuuni toimii vain niin, että siihen syötetty raaka-aine reagoi (so. sulaa), kun taas tässä sulatusuunissa muodostuneen kuonan ja metallikiven erottaminen suoritetaan erottimessa. Tällöin sulaa voidaan sekoittaa sulatusuunissa ilman rajoituksia ja syötöt, esimerkiksi raaka-aine, voidaan syöttää uuniin niin, että ne peittävät mahdollisimman suuren uunin alan sillä seurauksella, että uunin tehokkuus, so. sulamisnopeus, paranee huomattavasti. Lisäksi voidaan pienentää sulatusuunissa muodostuneen kuonakerroksen paksuutta ja samanaikaisesti lisätä sulan sekoitusta, jolloin kuonan ja metallikiven välisestä kosketuksesta tulee riittävä ja palautuskuonan (raakametalliuunin kuonan) kupari-sisältö absorboituu nopeasti ja täydellisesti metallikivifaasiin, kunnes niiden välillä saavutetaan tasapaino.In the process according to the present invention, the melting furnace operates only in such a way that the raw material fed to it reacts (i.e. melts), while the separation of the slag and metal rock formed in this melting furnace is carried out in a separator. In this case, the melt can be mixed in the melting furnace without restrictions, and the feeds, for example the raw material, can be fed to the furnace so as to cover the largest possible area of the furnace with the consequence that the efficiency of the furnace, i.e. melting rate, greatly improved. In addition, the thickness of the slag layer formed in the melting furnace can be reduced and at the same time the melt mixing becomes sufficient, so that the contact between the slag and the metal rock becomes sufficient and the copper content of the recovery slag (crude metal furnace slag) is quickly and completely absorbed into the metal phase until equilibrium is reached.
Tutkimalla äkkijäähdytettyä näytettä mikroskooppisesti on vahvistettu, että oheisen keksinnön mukaisissa reaktio-oloissa suurin osa kuonan kuparisisällöstä on metallikivirakeina, joiden jokaisen halkaisija on noin 0,5 - noin 3 mm. Kuparirakeiden havaittiin laskeutuneen niin no- 16 641 89 peasti, että tämä voitiin helposti laskea Stoke'n lausekkeesta, ja voivat helposti erottua kuonasta erotusuunissa. Näin voitiin saada aikaan tyydyttävä tulos asentamatta laskeutusuunia erottimen viereen.Examination of the quenched sample microscopically has confirmed that under the reaction conditions of the present invention, most of the copper content of the slag is in the form of metal rock granules, each having a diameter of about 0.5 to about 3 mm. The copper grains were found to settle so rapidly that this could be easily calculated from Stoke's expression, and could easily separate from the slag in the separation furnace. In this way, a satisfactory result could be obtained without installing a settling furnace next to the separator.
Mitä taas tulee kuonakerrokseen, niin sen paksuutta sulatusuunissa voitiin keksinnön mukaisesti pienentää 1/10 - 1//20 siitä paksuudesta, joka sillä on tavallisessa lieskauunissa. Tämän seurauksena voidaan saada aikaan uunissa riittävän suuri reaktionopeus myös silloin, kun sulaan puhallettavan ilman paine on huomattavan alhainen upottamatta ilmaputken kärkeä sulaan. Tästä aiheutuu taloudellisia etuja, esimerkiksi säästetään tehoa ja ilmaputken ikää voidaan pidentää. Ts. koska ilma reagoi pääasiassa metallikiven kanssa ja sulassa hauteessa on vain erittäin ohut kuonakerros, joka estää ilman pääsemästä kosketukseen metallikiven kanssa, ilman ja metallikiven välinen kosketus paranee ja niiden välinen reaktionopeus kasvaa huomattavasti uunissa.As for the slag layer, according to the invention, its thickness in the melting furnace could be reduced by 1/10 to 1 // 20 of the thickness it has in a conventional furnace. As a result, a sufficiently high reaction rate in the furnace can be obtained even when the pressure of the air blown into the melt is remarkably low without immersing the tip of the air tube in the melt. This has economic benefits, such as saving power and extending the life of the air duct. Ts. since the air reacts mainly with the metal rock and the molten bath has only a very thin layer of slag which prevents the air from coming into contact with the metal rock, the contact between the air and the metal rock is improved and the reaction rate between them increases considerably in the furnace.
Erottimeen voidaan lisätä myös pelkistävää ainetta, kuten pyriittiä, kuparin talteenottonopeuden lisäämiseksi edelleen. Tässä tapauksessa talteenotettu metallikivi syötetään sulatusuunin metallikiveen, joka on erotettu erottimessa, ja siirretään kokonaisuudessaan jatkuvatoi-misesti raakametalliuuniin yhtä ja samaa virtausrataa, jolloin voidaan yksinkertaistaa sulan virtausrataa ja uunin valvonta helpottuu. (Hyvin tunnettu tosiasia on, että jos kourussa virtaavan sulan määrä on pieni, sen siirtämiseen liittyy suuria vaikeuksia).A reducing agent, such as pyrite, may also be added to the separator to further increase the rate of copper recovery. In this case, the recovered metal rock is fed to the metal rock of the melting furnace separated in the separator, and the whole is continuously transferred to the crude metal furnace in one and the same flow path, thus simplifying the melt flow path and facilitating furnace control. (A well-known fact is that if the amount of melt flowing in the chute is small, there are great difficulties in moving it).
Oheisen keksinnön mukaisessa menetelmässä voidaan lisäksi pienentää uunin muodostavien tiilien korroosiota. Suurin syy tiilien korroosioon on kuona. Oheisessa keksinnössä kuonakerros pysyy erittäin ohuena, ja täten kuonan ja uunin seinämien välinen kosketuspinta-ala on pieni. Näin voidaan pienentää merkittävästi taloudellista rasitusta, joka aiheutuu siitä, että tällaisen kosketuspinta-alan peittämiseen on käytettävä tulenkestävää materiaalia tai vaippaa, joiden kestävyys on erittäin hyvä (tällaiset materiaalit ovat luonnolisesti kaikkein kalleimpia).In the method according to the present invention, the corrosion of the bricks forming the furnace can be further reduced. The main cause of corrosion of bricks is slag. In the present invention, the slag layer remains very thin, and thus the contact area between the slag and the furnace walls is small. This can significantly reduce the economic burden of having to use a refractory material or sheath with very good durability to cover such a contact area (such materials are, of course, the most expensive).
Keksinnön käytäntöönottamista varten esitetään seuraavat suositellut esimerkit. Näiden esimerkkien ei ole kuitenkaan tarkoitus rajoittaa mukaanliitettyjen patenttivaatimusten esittämää keksintöä.The following preferred examples are provided for the practice of the invention. However, these examples are not intended to limit the invention set forth in the appended claims.
64189 1764189 17
Esimerkki 1 6000 kg per tunti kuparikonsentraattia, joka sisälsi 24,0 % kuparia, 34,2 % rautaa, 34,2 % rikkiä ja 3,7 % Si02, 1500 kg per tunti piihiekkaa, joka sisälsi 90,0 * Si02, ja 500 kg per tunti kalkkikiveä, joka sisälsi 53,4 % CaO, syötettiin suoraan sulaan hauteeseen, joka oli saatu sulatusuunissa syöttämällä siihen ilmaputken kautta 1500 Nm·* per tunti ilmaa, jonka paine oli 2 kg per cm3. Käyttämällä toista ilmaputkea sekoitettiin 2500 Nm3 per tunti ilmaa, jonka paino oli 0,8 kg per cm3, ja 500 Nm·* per tunti teolliseen käyttöön tarkoitettua happea, ja yhdistetty kaasu syötettiin suoraan sulahauteeseen samalla tavoin kuin tehtiin edellä olevalla raaka-aineella. Koko raaka-aine oli ennalta luokiteltu rakeisiin, joiden jokaisen halkaisija oli alle 10 mm, ja kuivattu, kunnes niiden vesipitoisuus oli välillä 1-2 %.Example 1 6000 kg per hour of copper concentrate containing 24.0% copper, 34.2% iron, 34.2% sulfur and 3.7% SiO 2, 1500 kg per hour of silica sand containing 90.0 * SiO 2, and 500 kg per hour of limestone containing 53.4% CaO was fed directly to a molten bath obtained in a melting furnace by feeding 1500 Nm · * per hour of air at a pressure of 2 kg per cm 3. Using a second air tube, 2500 Nm 3 per hour of air weighing 0.8 kg per cm 3 and 500 Nm · * per hour of oxygen for industrial use were mixed, and the combined gas was fed directly to the melt bath in the same manner as with the above raw material. The whole raw material was pre-classified into granules with a diameter of less than 10 mm each and dried until their water content was between 1-2%.
Polttoöljyä poltettiin 250 1 per tunti käyttämällä ilmaa 2500 Nm3 per tunti ilmanpaineen ollessa 0,2 kg per cm3 ja esikuumennettiin 300°C käyttämällä uunin yläosaan tehtyä poltinta. Raakametalliuunin kuona syötettiin uuniin siihen tehdyn raakametalliuunin kuonan syöttöaukon läpi. Uunissa olevan kuonakerroksen paksuus pidettiin noin 20 mm. Tuote, joka muodostui oleellisesti metallikivestä ja kuonasta, saatettiin virtaamaan jatkuvatoimisesti pois uunista uuniin tehdyn sulan poistoaukon kautta ja edelleen virtaamaan erottimeen omalla painollaan. Sulatusuunista poistetun poistokaasun S02-pitoisuus oli 8-10 %. Uunin lämpötila pidettiin välillä 1220 - 1260°C säätämällä polttoaineen syöttöä.The fuel oil was burned at 250 l per hour using 2500 Nm3 of air per hour at an air pressure of 0.2 kg per cm 3 and preheated to 300 ° C using a burner made at the top of the furnace. The crude metal furnace slag was fed to the furnace through a crude metal furnace slag inlet made therein. The thickness of the slag layer in the furnace was kept at about 20 mm. The product, which consisted essentially of metal rock and slag, was made to flow continuously out of the furnace through a melt outlet made in the furnace and to continue to flow into the separator at its own weight. The SO2 content of the exhaust gas removed from the melting furnace was 8-10%. The furnace temperature was maintained between 1220 and 1260 ° C by adjusting the fuel supply.
Tässä yhteydessä käytetty erotin oli kuviossa 4 esitetyn tyyppinen ja sen sulatteen kapasiteetti oli noin 10 tonnia. Erottimeen syötettiin 150 kg per tunti pyriittiä, joka sisälsi 45 % rikkiä, ja 50 kg per tunti koksimurskaa. Kuonakerroksen paksuus ja kuonan ja metallikiven viipymät erottimessa pidettiin vakiona pitämällä metallikiven ylisyök-sy 120 mm alempana kuin erottimen kuonan ylisyöksy. Kuona saatettiin virtaamaan pois erottimesta erottimen kuonan poistoaukon kautta ja sen jälkeen kuona rakeistettiin vesisuihkulla. Kuonaa syntyi 5600 kg per tunti. Sen koostumusta säädettiin niin, etä se sisälsi 0,4-0,6 % kuparia, 33-35 % Si02 ja 5-6 * CaO. Metallikiveä laskettiin koko ajan ulos uunista lapon kautta ja syötettiin raakametalliuuniin. Näin vai- 18 64189 mistetun metallikiven laatua säädettiin niin, että se sisälsi 59-62 % kuparia.The separator used in this connection was of the type shown in Fig. 4 and had a melt capacity of about 10 tons. 150 kg per hour of pyrite containing 45% sulfur and 50 kg per hour of coke breeze were fed to the separator. The thickness of the slag layer and the residence of the slag and metal stone in the separator were kept constant by keeping the overflow of the metal stone 120 mm lower than the overflow of the slag of the separator. The slag was made to flow out of the separator through the separator slag outlet and then the slag was granulated with a water jet. 5600 kg of slag was produced per hour. Its composition was adjusted to contain 0.4-0.6% copper, 33-35% SiO 2 and 5-6 * CaO. The metal rock was constantly poured out of the furnace through a shovel and fed to the crude metal furnace. The quality of the metal thus quenched was adjusted to contain 59-62% copper.
Raakametalliuuniin syötettiin 200 kg per tunti edellä mainittua piihiekkaa, 100 kg per tunti kalkkikiveä ja 100 kg per tunti sakkaa, joka sisälsi 60 % kuparia sekä 2400 Nm3 per tunti ilma, jonka paino oli 2 kg per cm2. Syötöt johdettiin uunin tehdyn ilmaputken kautta suoraan reaktiossa muodostuneeseen sulahauteeseen. Uunissa muodostuneen kuonan kuparipitoisuus säädettiin 20-25 %, sillä seurauksella, ettei uunissa muodostunut lainkaan valkometallia ja uunissa muodostuneen sulahauteen havaittiin muodostuvan vain kuona- ja raakakupari-kerroksista. Näin muodostunut kuona sisäisti 8-13 % Si02, 4-6 % CaO ja 38-45 % rautaa. Suurimman osan raudasta havaittiin olevan Fe304:nä. Sen jälkeen kuona saatettiin virtaamaan jatkuvatoimisesti ulos uunista uunin kuonanpoistoaukon kautta ja siirrettiin edellä mainittuun sulatusuuniin jatkuvatoimisesti käytetyllä kauhakuljettimella. Raakakupari taas saatettiin virtaamaan pois uunista lapon kautta, joka oli tehty raakakuparin laskuaukon viereen. Raakakuparin tuotantomäärä oli 1550 kg per tunti ja se sisälsi 98-99 % kuparia ja 0,2-0,3 S rikkiä.The crude metal furnace was fed 200 kg per hour of the above-mentioned silicon sand, 100 kg per hour of limestone and 100 kg per hour of precipitate containing 60% copper and 2400 Nm 3 per hour of air weighing 2 kg per cm 2. The feeds were passed through an air tube made in the furnace directly to the melt bath formed in the reaction. The copper content of the slag formed in the furnace was adjusted to 20-25%, with the result that no white metal was formed in the furnace and the molten bath formed in the furnace was found to consist only of layers of slag and crude copper. The slag thus formed internalized 8-13% SiO 2, 4-6% CaO and 38-45% iron. Most of the iron was found to be Fe 3 O 4. The slag was then made to flow continuously out of the furnace through the slag outlet of the furnace and transferred to the above-mentioned melting furnace by a continuously used bucket conveyor. The raw copper, on the other hand, was made to flow out of the furnace through a blade made next to the landing opening of the raw copper. The production volume of crude copper was 1550 kg per hour and it contained 98-99% copper and 0.2-0.3 S sulfur.
Kun säädöt tehtiin niin, että raakametalliuunissa saatiin muodostumaan valkokivikerros, muuttamalla edellä mainitun piihiekan ja kalkkikiven syöttönopeudet sulatusuuniin vastaavasti 1700 kg:aan ja 350 kg:aan per tunti ja muuttamalla raakametalliuuniin syötettävän sulatusaineen laatu kalkkikiveksi ja sen syöttönopeudeksi 250 kg ja pienentämällä raakametalliuuniin syötetyn ilman syöttönopeus noin 2 % pienemmäksi kuin edellä mainitussa esimerkissä, siinä muodostuneen kuonan hvait-tiin sisältävän 6-8 % kuparia, 12-16 % CaO ja 55-65 % Fe304. Sulatusuuniin kierrätetyn kuparin määrä pieneni, kun taas raakakuparin rikkipitoisuus kasvoin 1 %:iin ja yli. Lisäksi havaittiin, että kuonan juoksevuus pyrki pienenemään, kun kalsiumoksidin (CaO) pitoisuus kuonassa pieneni 5-7 %:iin.When the adjustments were made to form a scale layer in the crude metal furnace, changing the feed rates of the above-mentioned silica sand and limestone to the smelting furnace to 1700 kg and 350 kg per hour, respectively, and changing the quality of the raw metal furnace feed 2% less than in the above example, the slag formed therein was found to contain 6-8% copper, 12-16% CaO and 55-65% Fe 3 O 4. The amount of copper recycled to the smelter decreased, while the sulfur content of the crude copper increased to 1% and above. In addition, it was found that the fluidity of the slag tended to decrease as the concentration of calcium oxide (CaO) in the slag decreased to 5-7%.
Raakametalliuunin kuonan tuotantonopeus oli noin 1000 - 1500 kg per tunti. Kun kuonan tuotantonopeus oli pienempi, osa kuonasta jähmettyi siirrettäessä sitä sulatusuuniin, mutta tämä ei vaikuttanut vahingollisesti sulatusuunin toimintaan. Raakametalliuunista poistetun poisto-kaasun S02“pitoisuus oli 14-16 % ja uunin lämpötila 1200-1270°C.The production rate of slag in the crude metal furnace was about 1000 to 1500 kg per hour. When the slag production rate was lower, some of the slag solidified upon transfer to the melting furnace, but this did not adversely affect the operation of the melting furnace. The SO2 content of the exhaust gas removed from the crude metal furnace was 14-16% and the furnace temperature was 1200-1270 ° C.
19 6418919 64189
Jokaisen uunin kaikki poistokaasut kerättiin ja jäähdytettiin, jonka jälkeen ne johdettiin rikkihappotehtaalle. Poistokaasun sisältämä len-topöly, joka oli otettu talteen pölynerottimessa, havaittiin olevan 1-2 % käytetyn raaka-aineen kokonaismäärästä.All exhaust gases from each furnace were collected and cooled, after which they were led to a sulfuric acid plant. The air dust contained in the exhaust gas, which had been collected in a dust separator, was found to be 1-2% of the total amount of raw material used.
Esimerkki 2Example 2
Sulatusuuniin syötettiin 5000 kg per tunti kuparikonsentraattia, joka sisälsi 18,9 % kuparia, 33,8 % rautaa, 36,5 % rikkiä, ja 1,5 % piili appoa, 1400 kg per tunti piihiekkaa, joka sisälsi 89 % Si02, 570 kg per tunti kalkkikiveä, joka sisälsi 53,4 % CaO, sekä 200 Nm·* per tunti ilmaa, jonka paine oli 2 kg per cm2. Syötöt johdettiin suoraan sula-hauteeseen, joka muodostui uunissa syntyneistä reaktiotuotteista, uuniin järjestetyn ilmaputken kautta ja samalla syötettiin 3000 Nm^ per tunti ilmaa, jonka paine oli 0,8 kg per cm2, ja teolliseen käyttöön tarkoitettua happikaasua 510 Nm^ per tunti. Samaan aikaan uuniin puhallettiin 160 1 per tunti polttoöljyä ja 1700 Nm^ per tunti ilmaa, jonka paine oli 0,8 kg per cm2, erillisen ilmaputken läpi ja poltettiin uunissa. Raakametalliuunin kuonaa syötettiin samalla jatkuvasti sulatusuuniin siinä olevan raakauunin kuonan syöttöportin läpi. Näin syntynyt metallikivi ja kuona johdettiin erottimeen, joka oli muodostettu samana laitteena sulatusuunin kanssa, kuten kuviossa 3, metalli-kiven ja kuonan erottamiseksi toisistaan. Sulatusuunissa pidettiin kuonakerroksen paksuus 20 mm:nä. Myös polttoaineen syöttönopeutta säädettiin niin, että uunin lämpötila pysyi välillä 1220-1270°C. Sulatusuunin poistokaasujen havaittiin sisältävän 13-16 % rikkidioksidia.The smelting furnace was fed 5000 kg per hour of copper concentrate containing 18.9% copper, 33.8% iron, 36.5% sulfur, and 1.5% silicon appo, 1400 kg per hour of silicon sand containing 89% SiO 2, 570 kg per hour of limestone containing 53.4% CaO, and 200 Nm · * per hour of air at a pressure of 2 kg per cm2. The feeds were passed directly to a molten bath of reaction products from the furnace through an air tube arranged in the furnace and at the same time 3000 Nm ^ per hour of air at a pressure of 0.8 kg per cm 2 and 510 Nm ^ per hour of industrial oxygen gas were fed. At the same time, 160 l per hour of fuel oil and 1700 Nm ^ per hour of air at a pressure of 0.8 kg per cm2 were blown into the furnace through a separate air tube and burned in the furnace. At the same time, the slag of the crude metal furnace was continuously fed to the melting furnace through the feed port of the crude furnace slag therein. The metal rock and slag thus formed were passed to a separator formed in the same apparatus as the melting furnace, as in Fig. 3, to separate the metal rock and slag from each other. The thickness of the slag layer in the melting furnace was kept at 20 mm. The fuel feed rate was also adjusted so that the furnace temperature remained between 1220-1270 ° C. Melting furnace exhaust gases were found to contain 13-16% sulfur dioxide.
Erottimessa asetettiin metallikiven ylisyöksy tietylle tasolle, joka oli 70 mm alempana kuin kuonan poistoaukon korkeus, jolloin kuonakerroksen paksuus pysyi uunissa noin 300 mm:nä. Näin muodostettu kuona saatettiin virtaamaan jatkuvasti ulos uunista kuonan poistoaukon kautta ja granuloitiin sen jälkeen vedellä. Kuonan koostumusta säädettiin niin, että se sisälsi 32-34 % Si02 ja 5-6 % CaO. Kuona sisälsi 0,30-0,45 % kuparia ja sitä syntyi 5900 kg per tunti. Muodostunut metallikivi taas saatettiin virtaamaan jatkuvasti ulos uunista metallikiven laskuaukon viereen tehdyn lapon kautta ja syötettiin sen jälkeen raakametallluuniin. Metallikivi saatiin sisältämään säätämällä 39-42 % kuparia.In the separator, the overhang of the metal rock was set at a certain level which was 70 mm lower than the height of the slag outlet, whereby the thickness of the slag layer remained in the furnace at about 300 mm. The slag thus formed was continuously flowed out of the furnace through the slag outlet and then granulated with water. The composition of the slag was adjusted to contain 32-34% SiO 2 and 5-6% CaO. The slag contained 0.30-0.45% copper and generated 5900 kg per hour. The formed metal rock, on the other hand, was made to flow continuously out of the furnace through a paddle made next to the metal stone landing opening and was then fed to the raw metal furnace. The metal rock was made to contain 39-42% copper by adjustment.
641 89 20641 89 20
Raakametalliuuniin syötettiin edellä mainittua raakamalmia 100 kg per tunti ja piihiekkaa 500 kg per tunti sekä 3040 Nm·* per tunti ilmaa, jonka paine oli 2 kg per cm^. Syötöt johdettiin suoraan sulahautee-seen, joka muodostui uunissa syntyneistä reaktiotuotteista. Reaktio-tuotteet muodostuivat valkokivestä ja kuonasta, ja kuonakerroksen paksuus uunissa pidettiin 100 mm:nä. Muodostunut kuona saatettiin virtaamaan jatkuvasti ulos uunista siinä olevan kuonan poistoaukon kautta ja kierrätettiin sen jälkeen sulatusuuniin kuplapumpun avulla. Kuona sisälsi 22-24 % Si02 ja 2-6 % kuparia. Laskelmien mukaan kuonaa muodostui noin 2300 kg per tunti. Valkokivi taas saatettiin virtaamaan jatkuvasti ulos uunista valkokiven laskuaukon viereen järjestetyn lapon kautta ja johdettiin sen jälkeen tunnetun tyyppiseen kuparin raffi-nointiprosessiin. Metallikiven kuparipitoisuus säädettiin 77-79 %:iin. Rikkipitoisuus oli 19-20 S, ja uunin lämpötila 1250-1300°C. Uunin poistokaasut sisälsivät 13,5-15,0 % rikkidioksidia. Jokaisen uunin poistokaasut käsiteltiin samalla tavoin kuin esimerkissä 1.The above-mentioned crude ore was fed 100 kg per hour and silicon sand 500 kg per hour and 3040 Nm · * per hour of air at a pressure of 2 kg per cm 2 into the crude metal furnace. The feeds were passed directly to a melt bath consisting of reaction products generated in the furnace. The reaction products consisted of white stone and slag, and the thickness of the slag layer in the furnace was kept at 100 mm. The slag formed was continuously flowed out of the furnace through the slag outlet therein and then recycled to the melting furnace by means of a bubble pump. The slag contained 22-24% SiO 2 and 2-6% copper. According to calculations, about 2300 kg of slag was formed per hour. The white stone, on the other hand, was made to flow continuously out of the furnace through a blade arranged next to the white stone landing opening, and was then subjected to a copper refining process of a known type. The copper content of the metal rock was adjusted to 77-79%. The sulfur content was 19-20 S, and the furnace temperature was 1250-1300 ° C. The furnace exhaust gases contained 13.5-15.0% sulfur dioxide. The exhaust gases from each furnace were treated in the same manner as in Example 1.
Raffinaatiomenetelmään voidaan tehdä luonnollisesti erilaisia muunnelmia käyttämällä jo olemassa olevia kuparin raffinaatiolaitoksia muuttamatta oheisen keksinnön perusperiaatteita. Esimerkiksi ensimmäisessä menetelmävaiheessa voidaan keksinnön mukaisesti käyttää edellä mainitun sulatusuunin asemesta tunnettua lieskauunia tai sähköuunia. Tässä tapauksessa siihen tehdään, kuten asianlaita jo voi ollakin, palautuskuonan syöttöaukko, jonka läpi uuniin syötetään raakametalli-uunin kuona. Edelleen, jotta voitaisiin säätää muodostuneen metallikiven laatua, näihin korvikeuuneihin voidaan järjestää ilmaputki samalla tavoin kuin edellä olevassa oheisen keksinnön mukaisessa sulatusuunissa ilman syöttämiseksi sen läpi uunin sulaan hauteeseen, tai osa tai kaikki siihen syötetty malmi voidaan etukäteen pasuttaa.Of course, various modifications can be made to the refining process using existing copper refining plants without altering the basic principles of the present invention. For example, in the first process step, according to the invention, a known flame furnace or electric furnace can be used instead of the above-mentioned melting furnace. In this case, it is made, as may already be the case, a feed slag feed opening through which the slag of the crude metal furnace is fed to the furnace. Further, in order to control the quality of the metal rock formed, these substitute furnaces may be provided with an air tube in the same manner as in the above smelting furnace of the present invention for feeding air therethrough into the furnace molten bath, or some or all of the ore fed therewith.
Ensimmäisessä menetelmävaiheessa voidaan käyttää tähän mennessä tunnettua slush-eulatusuunia tai masuunia joko yksin tai yhdistelmänä oheisen keksinnön mukaisen sulatusuunin kanssa. Jälkimmäisessä tapauksessa kaikki näissä kahdessa uunissa muodostuneet tuotteet syötetään ennen ensimmäistä uunia tehtyyn erottimeen, kun taas raakametalliuunin kuona syötetään oheisen keksinnön mukaiseen sulatusuuniin, jolloin kuona voidaan käsitellä tehokkaasti.In the first process step, a hitherto known slush melting furnace or blast furnace can be used either alone or in combination with the melting furnace according to the present invention. In the latter case, all the products formed in the two furnaces are fed to a separator made before the first furnace, while the slag of the crude metal furnace is fed to the melting furnace of the present invention, whereby the slag can be treated efficiently.
Claims (19)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP4430272 | 1972-05-04 | ||
| JP4430272A JPS5143015B2 (en) | 1972-05-04 | 1972-05-04 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| FI64189B FI64189B (en) | 1983-06-30 |
| FI64189C true FI64189C (en) | 1983-10-10 |
Family
ID=12687690
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| FI1397/73A FI64189C (en) | 1972-05-04 | 1973-05-03 | FRAMEWORK FOR CONTAINING CONTAINER FRAMSTAELLNING AV RAOKOPPAR UR SULFIDKOPPARMALM |
Country Status (13)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US3890139A (en) |
| JP (1) | JPS5143015B2 (en) |
| AU (1) | AU475965B2 (en) |
| BE (1) | BE800346A (en) |
| BR (1) | BR7303200D0 (en) |
| CA (1) | CA1015943A (en) |
| DE (1) | DE2322516C2 (en) |
| FI (1) | FI64189C (en) |
| FR (1) | FR2187925B1 (en) |
| GB (1) | GB1406153A (en) |
| PH (2) | PH10591A (en) |
| ZA (1) | ZA732837B (en) |
| ZM (1) | ZM8273A1 (en) |
Families Citing this family (28)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS5230259B2 (en) * | 1974-03-30 | 1977-08-06 | ||
| US4036636A (en) * | 1975-12-22 | 1977-07-19 | Kennecott Copper Corporation | Pyrometallurgical process for smelting nickel and nickel-copper concentrates including slag treatment |
| SE397689B (en) * | 1976-03-12 | 1977-11-14 | Boliden Ab | PROCEDURE FOR THE MANUFACTURE OF BLISTER COPPER INCLUDING THE MELTING OF SULFID-CONTAINING COPPER MATERIAL IN A ROTATING OVEN AND CONVERSION OF THE CHIMNEY PA IN A PERSONALLY |
| JPS5839214B2 (en) * | 1977-12-30 | 1983-08-29 | 三菱マテリアル株式会社 | Non-ferrous metal smelting method |
| DE2807964A1 (en) * | 1978-02-24 | 1979-08-30 | Metallgesellschaft Ag | METHOD FOR THE CONTINUOUS CONVERSION OF NON-METAL SULFID CONCENTRATES |
| US4300949A (en) * | 1980-03-07 | 1981-11-17 | Ushakov Konstantin I | Method for treating sulfide raw materials |
| SE444184B (en) | 1980-12-01 | 1986-03-24 | Boliden Ab | PROCEDURE FOR EXPLOITING LEAD FROM SULFIDIC MATERIAL BLYRAM MATERIALS CONTAINING POLLUTANTS OF BISMUT, ARSENIC, ANTIMON OR TIN |
| JPS5798975A (en) * | 1980-12-11 | 1982-06-19 | Nippon Glass Seni Kk | Mat for bag type separator |
| CA1190751A (en) * | 1982-06-18 | 1985-07-23 | J. Barry W. Bailey | Process and apparatus for continuous converting of copper and non-ferrous mattes |
| FI84368B (en) * | 1989-01-27 | 1991-08-15 | Outokumpu Osakeyhtioe | Process and equipment for producing nickel fine matte |
| PL169695B1 (en) * | 1990-11-20 | 1996-08-30 | Mitsubishi Materials Corp | Continuous copper smelting method PL PL PL |
| MY110307A (en) * | 1990-11-20 | 1998-04-30 | Mitsubishi Materials Corp | Apparatus for continuous copper smelting |
| JP2811956B2 (en) * | 1990-11-20 | 1998-10-15 | 三菱マテリアル株式会社 | Metallurgical furnace bottoming equipment |
| JPH0657609U (en) * | 1990-12-07 | 1994-08-09 | 有限会社本荘鉄工所 | Bow-cutting device for ceramic raw molded products |
| TR25981A (en) * | 1991-12-17 | 1993-11-01 | Mitsubishi Materials Corp | PROCESS TO REMOVE COPPER IN A CONTINUOUS WAY. |
| FI97396C (en) * | 1993-12-10 | 1996-12-10 | Outokumpu Eng Contract | Method for the production of nickel fine stone from nickel-containing raw materials at least partially pyrometallurgically processed |
| AUPM657794A0 (en) * | 1994-06-30 | 1994-07-21 | Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation | Copper converting |
| AU2488399A (en) * | 1998-02-12 | 1999-08-30 | Kennecott Utah Copper Corporation | Process and apparatus for the continuous refining of blister copper |
| US6210463B1 (en) | 1998-02-12 | 2001-04-03 | Kennecott Utah Copper Corporation | Process and apparatus for the continuous refining of blister copper |
| DE10205660B4 (en) * | 2002-02-12 | 2010-11-25 | Sms Siemag Aktiengesellschaft | Process and apparatus for continuous steelmaking using metallic feedstock |
| RU2243275C1 (en) * | 2003-12-24 | 2004-12-27 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Восточный научно-исследовательский углехимический институт" | Method for production of copper matte |
| US7749301B2 (en) | 2004-04-07 | 2010-07-06 | Ausmelt Limited | Process for copper converting |
| US8303890B2 (en) * | 2007-02-23 | 2012-11-06 | Alotech Ltd. Llc | Integrated quiescent processing of melts |
| US20080202644A1 (en) * | 2007-02-23 | 2008-08-28 | Alotech Ltd. Llc | Quiescent transfer of melts |
| BG66201B1 (en) * | 2008-09-23 | 2012-01-31 | Георги ГЮРОВ | METHOD FOR RECYCLING OF HONEY FROM COPPER PRODUCTION |
| JP5761258B2 (en) * | 2013-06-21 | 2015-08-12 | 三菱マテリアル株式会社 | Combustible material treatment methods and equipment |
| CN113151631A (en) * | 2021-04-21 | 2021-07-23 | 山东鑫华特钢集团有限公司 | Accurate smelting control method for converter alloy components |
| DE102022122729A1 (en) * | 2022-09-07 | 2024-03-07 | Sms Group Gmbh | Device for copper production with improved CO2 balance |
Family Cites Families (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US2735759A (en) * | 1956-02-21 | Process of smelting copper sulfide ores | ||
| US728701A (en) * | 1901-02-07 | 1903-05-19 | Garretson Furnace Company | Method of matte or pyritic smelting. |
| US1351877A (en) * | 1919-02-05 | 1920-09-07 | Int Nickel Co | Method of separating nickel and copper from copper-nickel mattes or materials |
| US2264740A (en) * | 1934-09-15 | 1941-12-02 | John W Brown | Melting and holding furnace |
| US2438911A (en) * | 1945-04-21 | 1948-04-06 | Falconbridge Nickel Mines Ltd | Process for recovering metal values from slags |
| DE1558749B2 (en) * | 1967-03-23 | 1976-06-10 | Ministerstvo cvetnoj metallurgii, Moskau | PLANT FOR ROESTING, MELTING AND SUBLIMATING ORES OR CONCENTRATES CONTAINING NON-FERROUS METALS |
| JPS523886B1 (en) * | 1968-12-07 | 1977-01-31 |
-
1972
- 1972-05-04 JP JP4430272A patent/JPS5143015B2/ja not_active Expired
-
1973
- 1973-04-26 ZA ZA732837A patent/ZA732837B/en unknown
- 1973-05-01 US US35617273 patent/US3890139A/en not_active Expired - Lifetime
- 1973-05-01 AU AU55085/73A patent/AU475965B2/en not_active Expired
- 1973-05-03 FI FI1397/73A patent/FI64189C/en active
- 1973-05-03 PH PH14578A patent/PH10591A/en unknown
- 1973-05-03 BR BR320073A patent/BR7303200D0/en unknown
- 1973-05-03 CA CA170,381A patent/CA1015943A/en not_active Expired
- 1973-05-04 FR FR7316150A patent/FR2187925B1/fr not_active Expired
- 1973-05-04 ZM ZM8273A patent/ZM8273A1/en unknown
- 1973-05-04 DE DE2322516A patent/DE2322516C2/en not_active Expired
- 1973-05-04 GB GB2126673A patent/GB1406153A/en not_active Expired
- 1973-05-30 BE BE131790A patent/BE800346A/en not_active IP Right Cessation
-
1975
- 1975-05-12 PH PH7517160A patent/PH12382A/en unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| DE2322516C2 (en) | 1986-07-31 |
| JPS493812A (en) | 1974-01-14 |
| DE2322516A1 (en) | 1973-11-22 |
| JPS5143015B2 (en) | 1976-11-19 |
| BR7303200D0 (en) | 1974-06-27 |
| ZA732837B (en) | 1974-03-27 |
| FR2187925B1 (en) | 1975-12-26 |
| PH12382A (en) | 1979-01-29 |
| FI64189B (en) | 1983-06-30 |
| ZM8273A1 (en) | 1974-01-21 |
| PH10591A (en) | 1977-07-12 |
| AU5508573A (en) | 1974-11-07 |
| CA1015943A (en) | 1977-08-23 |
| BE800346A (en) | 1973-09-17 |
| US3890139A (en) | 1975-06-17 |
| GB1406153A (en) | 1975-09-17 |
| AU475965B2 (en) | 1976-09-09 |
| FR2187925A1 (en) | 1974-01-18 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| FI64189C (en) | FRAMEWORK FOR CONTAINING CONTAINER FRAMSTAELLNING AV RAOKOPPAR UR SULFIDKOPPARMALM | |
| CN101165196B (en) | Process and device for continuously smelting copper by adopting oxygen bottom-blowing furnace | |
| FI62341C (en) | ADJUSTMENT OF CONTAINERS OF CONTAINERS OF CONVERTERING AV CONFECTIONERY | |
| FI69871C (en) | OIL ANCHORING OIL BEHANDLING AV SULFID CONCENTRATE ELLER -MALMER TILL RAOMETALLER | |
| US4252560A (en) | Pyrometallurgical method for processing heavy nonferrous metal raw materials | |
| US4470845A (en) | Continuous process for copper smelting and converting in a single furnace by oxygen injection | |
| US4294433A (en) | Pyrometallurgical method and furnace for processing heavy nonferrous metal raw materials | |
| CN101512024B (en) | Lead slag reduction | |
| US3542352A (en) | Apparatus for the continuous smelting and converting of copper concentrates to metallic copper | |
| US3901489A (en) | Continuous process for refining sulfide ores | |
| US4005856A (en) | Process for continuous smelting and converting of copper concentrates | |
| FI78506B (en) | FOERFARANDE OCH ANORDNING FOER KONTINUERLIG PYROMETALLURGISK BEHANDLING AV KOPPARBLYSTEN. | |
| Errington et al. | The ISA-YMG lead smelting process | |
| US6042632A (en) | Method of moderating temperature peaks in and/or increasing throughput of a continuous, top-blown copper converting furnace | |
| JP5480502B2 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
| CN117881802A (en) | Smelting furnace and method of operating same | |
| US4490169A (en) | Method for reducing ore | |
| RU2071982C1 (en) | Method for continuous converting of copper sulfide materials | |
| US4307872A (en) | Apparatus for reducing ore | |
| US2958597A (en) | Manufacture of steel | |
| US4274870A (en) | Smelting of copper concentrates by oxygen injection in conventional reverberatory furnaces | |
| CS214862B2 (en) | A method for continuously producing raw metal from sulfide ores and concentrates and apparatus for carrying out this process | |
| Siegmund | Modern applied technologies for primary lead smelting at the beginning of the 21st century | |
| FI68660C (en) | METALLURGICAL SHEET METAL ORGANIC FITTING BEHANDLING AV TUNGA RAOMATERIAL AV ICKEJAERNMETALLER | |
| Schlesinger | Copper Pyrometallurgy |