[go: up one dir, main page]

RU2048555C1 - Method for processing copper sulfide feedstock - Google Patents

Method for processing copper sulfide feedstock Download PDF

Info

Publication number
RU2048555C1
RU2048555C1 RU93035623/02A RU93035623A RU2048555C1 RU 2048555 C1 RU2048555 C1 RU 2048555C1 RU 93035623/02 A RU93035623/02 A RU 93035623/02A RU 93035623 A RU93035623 A RU 93035623A RU 2048555 C1 RU2048555 C1 RU 2048555C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
copper
matte
slag
melt
magnetite
Prior art date
Application number
RU93035623/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU93035623A (en
Inventor
В.М. Парецкий
Е.И. Калнин
Л.Д. Шишкина
А.В. Гречко
В.С. Чахотин
Original Assignee
Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов "Гинцветмет"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов "Гинцветмет" filed Critical Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов "Гинцветмет"
Priority to RU93035623/02A priority Critical patent/RU2048555C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2048555C1 publication Critical patent/RU2048555C1/en
Publication of RU93035623A publication Critical patent/RU93035623A/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: charge containing copper concentrate and quartz flux is melted to form alloys of matte and slag, then matte is converted to produce rough copper and converter slags. Before pouring off the slag, the melt is treated with liquid rough copper at the rate of 0.5-0.8 kg copper per 1 kg magnetite in the melt. EFFECT: higher efficiency. 2 tbl

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано в процессах переработки сульфидного медного сырья плавкой в расплаве и плавкой в факеле. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used in the processing of sulfide copper raw materials by melt-smelting and torch-smelting.

Известен способ переработки сульфидного медного сырья, включающий плавку шихты в жидкой ванне с получением расплава штейна и шлака, конвертирование штейна с получением жидкой черновой меди и конвертерных шлаков, в котором для повышения извлечения меди в штейн в шихту добавляют цементную медь. A known method of processing sulfide copper raw materials, including melting the charge in a liquid bath to obtain a matte and slag melt, converting the matte to produce liquid blister copper and converter slag, in which cement copper is added to the charge to increase copper recovery to matte.

Способ позволяет повысить извлечение меди в штейн только на промежуточной стадии переработки сульфидного медного сырья. Однако на завершающей стадии, при конвертировании штейна, извлечение меди в черновую медь будет неизбежно снижаться за счет ее высокой растворимости в магнетитсодержащих конвертерных шлаках. Таким образом, прямое извлечение меди из сырья в конечном итоге снизится. The method allows to increase the extraction of copper in matte only at the intermediate stage of processing sulfide copper raw materials. However, at the final stage, when converting matte, the extraction of copper into blister copper will inevitably decrease due to its high solubility in magnetite-containing converter slags. Thus, direct copper recovery from raw materials will ultimately decline.

Ближайшим техническим решением, принятым за прототип, является способ переработки сульфидного медного сырья, включающий плавку шихты с получением расплава штейна и шлака, конвертирование штейна с получением черновой меди и конвертерных шлаков. The closest technical solution adopted for the prototype is a method for processing sulfide copper raw materials, including melting the mixture to produce a matte and slag melt, converting the matte to produce blister copper and converter slag.

Основным недостатком известного способа является недостаточное извлечение меди из сырья. The main disadvantage of this method is the insufficient extraction of copper from raw materials.

Заявляемый способ позволяет повысить прямое извлечение меди из сырья за счет снижения ее растворимости в магнетитсодержащих шлаках, образующихся на стадиях конвертирования. The inventive method allows to increase the direct extraction of copper from raw materials by reducing its solubility in magnetite-containing slag formed at the stages of conversion.

Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки сульфидного медного сырья, включающем плавку шихты с получением расплава штейна и шлака, конвертирование штейна с получением черновой меди и конвертерных шлаков, согласно изобретению, при конвертировании штейна в расплав до слива шлака вводят жидкую черновую медь при расходе 0,5-0,8 кг меди на 1 кг магнетита в расплаве. The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing sulfide copper raw materials, including smelting the mixture to produce a matte and slag melt, converting the matte to produce blister copper and converter slags, according to the invention, when converting the matte into a melt before draining the slag, liquid blister copper is introduced at flow rate of 0.5-0.8 kg of copper per 1 kg of magnetite in the melt.

Способ осуществляют следующим образом. The method is as follows.

В плавильную печь (КФП, ВП, ПВ) загружают шихту, содержащую медный концентрат, кварцевый флюс, оборотные продукты, и ведут плавку с подачей кислородсодержащего газа. В процессе плавки образуются газообразные продукты и штейно-шлаковый расплав, после отстаивания которого осуществляют раздельный слив штейна и шлака. В шлаках на стадии плавки растворяется 1,95% меди, поступившей с сырьем. Эти шлаки направляют в отвал или на доработку. Продукт плавки штейн, состава, мас. 35-40 меди; 25-35 железа; 22-26 серы, заливают в конверте и осуществляют его конвертирование в несколько стадий до получения черновой меди. При этом образуются богатые по меди шлаки. Повышенная растворимость меди в конвертерных шлаках обусловлена наличием в них 20-25% магнетита (Fe3O4).In the melting furnace (CFP, VP, PV) load a mixture containing copper concentrate, quartz flux, recycled products, and lead to smelting with the supply of oxygen-containing gas. During the melting process, gaseous products and matte-slag melt are formed, after settling of which separate matte and slag are drained. In the slag at the smelting stage, 1.95% of the copper received from the feed is dissolved. These slags are sent to the dump or for revision. The product of the melting matte, composition, wt. 35-40 copper; 25-35 iron; 22-26 sulfur, poured into an envelope and carry out its conversion in several stages to obtain blister copper. In this case, copper-rich slags are formed. The increased solubility of copper in converter slags is due to the presence of 20–25% magnetite (Fe 3 O 4 ) in them.

По предлагаемому способу для разрушения магнетита после каждой стадии конвертирования в штейно-шлаковый расплав вводят расплавленную черновую медь в количестве 0,5-0,8 кг на 1 кг магнетита в расплаве. According to the proposed method for the destruction of magnetite after each stage of conversion into matte-slag melt, molten blister copper is introduced in an amount of 0.5-0.8 kg per 1 kg of magnetite in the melt.

За счет протекания реакции:
2Cu+FeS+Fe3O4 ->>Cu2S+4FeO (1)
растворимость меди в конвертерных шлаках снижается с 1,5-4,5 до 0,5-1,0% Образующийся по реакции (1) сульфид меди извлекается прямо в штейн конвертирования. Обедненный конвертерный шлак сливают и продолжают конвертирование штейна, добавляя в расплав жидкую черновую медь перед сливом очередной порции шлака. Обработку штейно-шлакового расплава черновой медью ведут до остаточного содержания 2-3% сульфида железа в штейне. В конечном итоге получают черновую медь и конвертерные шлаки, не содержащие магнетит. Соотношение концентраций меди в штейне и шлаке составляет (95-100):1, т.е. становится близким к равновесному.
Due to the reaction:
2Cu + FeS + Fe 3 O 4 - >> Cu 2 S + 4FeO (1)
the solubility of copper in converter slags decreases from 1.5-4.5 to 0.5-1.0%. Copper sulfide formed by reaction (1) is extracted directly into the matte of conversion. The lean converter slag is poured off and the matte continues to be converted by adding liquid blister copper to the melt before draining another portion of the slag. Processing matte-slag melt blister copper lead to a residual content of 2-3% iron sulfide in matte. Ultimately, blister copper and converter slags containing no magnetite are obtained. The ratio of copper concentrations in matte and slag is (95-100): 1, i.e. becomes close to equilibrium.

Проверку предлагаемого способа осуществляли на полупромышленной установке. Verification of the proposed method was carried out on a semi-industrial installation.

П р и м е р 1. В опытную печь кислородно-факельной плавки (КФП) загружали шихту, содержащую 100,0 т концентрата состава, мас. 20,34 меди; 35,1 железа; 32,2 серы, 5,0 диоксида кремния, и 17,32 т кварцевого флюса и осуществляли ее плавку на дутье, обогащенном кислородом с расходом кислорода 27,38 т. На стадии плавки получили следующие конечные продукты:
1) 49,03 т штейна, состава, мас. 40,7 меди; 29,2 железа; 24,1 серы; 3,0 кислорода;
2) 56,23 г шлака, содержащего, мас. 0,7 меди; 36,9 железа; 1,0 серы; 32,1 диоксида кремния;
3) отходящие газы, содержащие 39,44 т диоксида серы.
PRI me R 1. In the experimental furnace of oxygen-flare smelting (CFP) was loaded with a mixture containing 100.0 tons of concentrate composition, wt. 20.34 copper; 35.1 iron; 32.2 sulfur, 5.0 silicon dioxide, and 17.32 tons of quartz flux and it was melted on a blast enriched with oxygen with an oxygen consumption of 27.38 tons. The following end products were obtained at the melting stage:
1) 49.03 tons of matte, composition, wt. 40.7 copper; 29.2 iron; 24.1 sulfur; 3.0 oxygen;
2) 56.23 g of slag containing, by weight. 0.7 copper; 36.9 iron; 1.0 sulfur; 32.1 silicon dioxide;
3) exhaust gases containing 39.44 tons of sulfur dioxide.

Штейн загружали в конвертер, добавляли к нему 10,59 т кварцевого флюса и осуществляли первую стадию конвертирования при расходе воздуха 29400 м3. При этом получили отходящие сернистые газы и расплав, включающий:
1) 28,0 т шлака, состава, мас. 2,64 меди; 1,1 серы; 25,0 диоксида кремния; 17,0 магнетита;
2) 28,3 т штейна, содержащего, мас. 67,9 меди; 3,5 магнетита.
Matte was loaded into the converter, 10.59 tons of quartz flux were added to it and the first stage of conversion was carried out at an air flow rate of 29,400 m 3 . In this case, exhaust sulfur gases and a melt were obtained, including:
1) 28.0 tons of slag, composition, wt. 2.64 copper; 1.1 sulfur; 25.0 silicon dioxide; 17.0 magnetite;
2) 28.3 tons of matte containing, by weight. 67.9 copper; 3.5 magnetite.

В штейно-шлаковый расплав ввели 3,6 т жидкой черновой меди и получили:
1) 29,3 т шлака, состава, мас. 0,70 меди; 48,1 железа; 0,7 серы; 24,5 диоксида кремния;
2) 30,7 т штейна, содержащего, мас. 76,07 меди; 20,1 серы; 3,5 сульфида железа. Полученный штейн направляли на следующую стадию конвертирования.
3.6 tons of liquid blister copper were introduced into the matte slag melt and received:
1) 29.3 tons of slag, composition, wt. 0.70 copper; 48.1 iron; 0.7 sulfur; 24.5 silicon dioxide;
2) 30.7 tons of matte containing, by weight. 76.07 copper; 20.1 sulfur; 3.5 iron sulfide. The resulting matte was sent to the next stage of conversion.

Расход черновой меди на 1 т магнетита, содержащегося в штейно-шлаковом расплаве, составил 0,63 т. Извлечение меди из конвертерного шлака прямо в штейн на первой стадии конвертирования равнялось 0,534 т или 2,52% от меди, загруженной с исходным сырьем. The blister copper consumption per 1 ton of magnetite contained in the matte slag melt amounted to 0.63 tons. The extraction of copper from converter slag directly to matte at the first stage of conversion was 0.534 tons or 2.52% of the copper loaded with the feedstock.

П р и м е р 2. Проводили плавку шихты в опытной печи КФП по аналогии с примером 1. Составы и навески исходных и конечных продуктов плавки соответствовали описанным в примере 1. Конвертирование штейна осуществляли по аналогии с примером 1 и получили аналогичные количественные выходы и составы штейна и шлака конвертирования. В полученный штейно-шлаковый расплав загрузили 3,81 т жидкой черновой меди и получили 29,3 шлака, состава, мас. 0,75 меди; 47,9 железа; 0,6 серы; 23,9 диоксида кремния, и 30,9 т штейна, содержащего, мас. 76,23 меди. 20,2 серы; 3,1 сульфида железа. Расход черновой меди составил 0,80 т на 1 т магнетита в расплаве. Прямое извлечение меди из шлака в штейн конвертирования равнялось 0,52 т, что составляло 2,6% от меди исходного сырья. Шлак сливали, а полученный штейн конвертировали до получения черновой меди. PRI me R 2. Conducted smelting the charge in the experimental furnace KFP by analogy with example 1. The compositions and weighed samples of the initial and final products of smelting were as described in example 1. The conversion of matte was carried out by analogy with example 1 and received similar quantitative yields and compositions matte and slag conversion. 3.81 tons of liquid blister copper were loaded into the obtained matte-slag melt and 29.3 slag, composition, wt. 0.75 copper; 47.9 iron; 0.6 sulfur; 23.9 silicon dioxide, and 30.9 tons of matte containing, by weight. 76.23 copper. 20.2 sulfur; 3.1 iron sulfide. Blister copper consumption was 0.80 tons per 1 ton of magnetite in the melt. Direct copper recovery from slag to matte conversion was 0.52 tons, which amounted to 2.6% of the copper of the feedstock. The slag was poured off, and the resulting matte was converted to blister copper.

В табл.1 приведены результаты серии экспериментов по уточнению рационального расхода жидкой черновой меди для осуществления способа. Table 1 shows the results of a series of experiments to clarify the rational flow rate of liquid blister copper for the implementation of the method.

Из табл. 1 следует, что с увеличением расхода черновой меди от 0,40 до 0,80 т на 1 т магнетита, прямое извлечение меди из конвертерного шлака в штейн возрастает в пределах от 1,6 до 2,6% соответственно, причем наиболее эффективный (0,35%) прирост извлечения меди в штейн устанавливается в пределах расхода черновой меди от 0,50 до 0,55 т на 1 т магнетита. Поэтому нижним пределом рационального расхода меди было выбрано значение 0,50 т на 1 т магнетита в расплаве. From the table. 1 it follows that with an increase in blister copper consumption from 0.40 to 0.80 tons per 1 ton of magnetite, the direct extraction of copper from converter slag to matte increases in the range from 1.6 to 2.6%, respectively, and the most efficient (0 , 35%) the increase in the extraction of copper into matte is established within the consumption of blister copper from 0.50 to 0.55 tons per 1 ton of magnetite. Therefore, the lower limit of the rational consumption of copper was chosen to be 0.50 tons per 1 ton of magnetite in the melt.

Как видно из табл.1, увеличение расхода жидкой черновой меди от 0,80 до 0,95 т на тонну магнетита становится неэффективным вследствие снижения извлечения меди в донную фазу. Поэтому в качестве верхнего предела расхода жидкой черновой меди была выбрана величина 0,80 т на тонну магнетита. As can be seen from table 1, an increase in the flow rate of liquid blister copper from 0.80 to 0.95 tons per tonne of magnetite becomes ineffective due to a decrease in the extraction of copper into the bottom phase. Therefore, the value 0.80 tons per ton of magnetite was chosen as the upper limit for the consumption of liquid blister copper.

Таким образом, при расходе жидкой черновой меди в выбранном диапазоне 0,50-0,80 т на 1 т магнетита достигается прямое извлечение меди из конвертерных шлаков прямо в штейн в пределах 2,0-2,6%
В табл.2 приведены результаты опытных плавок, посвященных сравнению предлагаемого способа с прототипом.
Thus, with the consumption of liquid blister copper in the selected range of 0.50-0.80 tons per 1 ton of magnetite, direct extraction of copper from converter slags directly to matte is achieved in the range of 2.0-2.6%
Table 2 shows the results of experimental swimming trunks dedicated to comparing the proposed method with the prototype.

Как видно из представленных в табл.2 данных, по предлагаемому способу доизвлекается прямо из конвертерных шлаков в черновую медь 2,6% меди из загружаемого исходного сырья. При этом не требуются затраты на приобретение дополнительных агентов, так как используется жидкая медь конечный продукт конвертирования. As can be seen from the data presented in table 2, according to the proposed method, 2.6% of copper is extracted directly from the converter slag into blister copper from the feedstock. At the same time, the cost of acquiring additional agents is not required, since liquid copper is the final product of conversion.

Claims (1)

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНОГО МЕДНОГО СЫРЬЯ, включающий плавку шихты с получением расплава штейна и шлака, конвертирование штейна в две стадии, слив магнититсодержащего шлака и получение черновой меди, отличающийся тем, что при конвертировании штейна в расплав до слива шлака вводят жидкую черновую медь при расходе 0,5-0,8 кг меди на 1 кг магнетита в расплаве шлака. METHOD FOR PROCESSING SULPHIDE COPPER RAW MATERIALS, including smelting the mixture to produce a matte and slag melt, converting the matte in two stages, draining the magnetically containing slag and producing blister copper, characterized in that when converting the matte to the melt, liquid blister is introduced into the blister, 0 5-0.8 kg of copper per 1 kg of magnetite in the molten slag.
RU93035623/02A 1993-07-15 1993-07-15 Method for processing copper sulfide feedstock RU2048555C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93035623/02A RU2048555C1 (en) 1993-07-15 1993-07-15 Method for processing copper sulfide feedstock

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93035623/02A RU2048555C1 (en) 1993-07-15 1993-07-15 Method for processing copper sulfide feedstock

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2048555C1 true RU2048555C1 (en) 1995-11-20
RU93035623A RU93035623A (en) 1996-11-20

Family

ID=20144805

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU93035623/02A RU2048555C1 (en) 1993-07-15 1993-07-15 Method for processing copper sulfide feedstock

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2048555C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2225455C2 (en) * 2002-03-26 2004-03-10 Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН Method of autogenous smelting of sulfide copper concentrates
RU2244033C2 (en) * 2002-11-19 2005-01-10 Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН Method for fire refinement of white matt

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Мечев В.В. и др. Автогенные процессы в цветной металлургии. М.: Металлургия, 1991, с.179-182. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2225455C2 (en) * 2002-03-26 2004-03-10 Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН Method of autogenous smelting of sulfide copper concentrates
RU2244033C2 (en) * 2002-11-19 2005-01-10 Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН Method for fire refinement of white matt

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2008337430B2 (en) Method for refining copper concentrate
US3281236A (en) Method for copper refining
US4349383A (en) Method for the pyrometallurgical production of copper
CA2395995C (en) Method for the production of blister copper in suspension reactor
US4415356A (en) Process for autogenous oxygen smelting of sulfide materials containing base metals
JPH021897B2 (en)
RU2126455C1 (en) Method of producing high-grade nickel matte
CA1218238A (en) Method of processing sulphide copper and/or sulphide copper-zinc concentrates
RU2048555C1 (en) Method for processing copper sulfide feedstock
US3506435A (en) Liquid-liquid extraction of reverberatory and converter slags by iron sulphide solutions
US4521245A (en) Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates
US3437475A (en) Process for the continuous smelting and converting of copper concentrates to metallic copper
US5180422A (en) Copper smelting process
US10428404B2 (en) Method of converting copper containing material
KR20050007600A (en) Method for producing blister copper
US5849061A (en) Process for refining high-impurity copper to anode copper
JP2006509103A (en) Slag processing method
US4108638A (en) Process for separating nickel, cobalt and copper
JPS61531A (en) Method for smelting copper sulfide ore
US4334925A (en) Combined carburization and sulfurization/desulfurization of molybdenum-rich matte
CN114058878A (en) Method for effectively reducing tin content in copper slag in smelting process of tin-containing material
SU1557183A1 (en) Charge for melting sulfide copper materials in liquid bath
RU2255996C1 (en) Copper - nickel sulfide concentrate processing method
SU1406196A1 (en) Method of producing blister copper
RU2061771C1 (en) Method of intrafurnace stripping of slags in vanuykoff's furnace

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20050716