RU2056022C1 - Metallurgy unit - Google Patents
Metallurgy unit Download PDFInfo
- Publication number
- RU2056022C1 RU2056022C1 RU92005088A RU92005088A RU2056022C1 RU 2056022 C1 RU2056022 C1 RU 2056022C1 RU 92005088 A RU92005088 A RU 92005088A RU 92005088 A RU92005088 A RU 92005088A RU 2056022 C1 RU2056022 C1 RU 2056022C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- channel
- slag
- furnace
- level
- drain
- Prior art date
Links
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 title 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 39
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 5
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 3
- 238000005192 partition Methods 0.000 claims 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 3
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 2
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 238000013022 venting Methods 0.000 abstract 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 9
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 9
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 4
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 4
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 2
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005086 pumping Methods 0.000 description 2
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 230000008014 freezing Effects 0.000 description 1
- 238000007710 freezing Methods 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 238000000034 method Methods 0.000 description 1
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 238000010977 unit operation Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Furnace Charging Or Discharging (AREA)
- Vertical, Hearth, Or Arc Furnaces (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано для извлечения меди, никеля, кобальта и др. цветных металлов из шлаков. The invention relates to non-ferrous metallurgy and can be used to extract copper, nickel, cobalt and other non-ferrous metals from slag.
Известен металлургический агрегат для обеднения конвертерных шлаков, включающий руднотермические печи с заливочным окном для конвертерного шлака, расположенным у торца печи, в котором размещены шпуровые отверстия для выпуска штейна и с отверстиями для выдачи и приемки промежуточного шлака из одной печи в другую и устройство для выдачи отвального шлака. Known metallurgical unit for the depletion of converter slag, including ore-thermal furnaces with a pouring window for converter slag located at the end of the furnace, in which there are hole openings for releasing matte and with holes for issuing and receiving intermediate slag from one furnace to another and a device for issuing dump slag.
Недостатком известного агрегата является малоэффективное обеднение конвертерных шлаков. A disadvantage of the known unit is the ineffective depletion of converter slag.
Прототипом изобретения является металлургический агрегат, включающий в себя две электротермические печи, соединенные между собой соединительным каналом в верхней части агрегата таким образом, что верхняя часть канала расположена на уровне сводов и является их продолжением. The prototype of the invention is a metallurgical unit, which includes two electrothermal furnaces connected to each other by a connecting channel in the upper part of the unit so that the upper part of the channel is located at the level of the arches and is their continuation.
Недостатком известного агрегата является недостаточно высокая эффективность обеднения шлаков, так как процессы восстановления при спокойной ванне идут медленно, а восстановленные металлы находятся в расплаве в дисперсном состоянии и их осаждение в штейновую часть почти не происходит, т.е. потери металлов со шлаком не уменьшаются. Кроме того, при плавке шихты (извлекающая фаза) на поверхности шлака постоянно плавают куски неусвоенной шихты, которые могут по движению шлака заходить в переточный канал и при незначительном снижении температуры под сводом вероятность замерзания канала, т.е. прекращается работа агрегата. Низкая стойкость агрегата к перегрузкам, которая приводит к частым остановкам печей для их замены, снижает его производительность. A disadvantage of the known aggregate is the insufficiently high efficiency of slag depletion, since the recovery processes during a calm bath are slow, and the reduced metals are dispersed in the melt and their deposition into the matte part almost does not occur, i.e. metal losses with slag are not reduced. In addition, during melting of the charge (extracting phase), pieces of undigested charge constantly float on the surface of the slag, which can move into the transfer channel by the movement of the slag and, with a slight decrease in temperature under the roof, the probability of freezing of the channel, i.e. unit operation stops. The low resistance of the unit to overloads, which leads to frequent stops of furnaces for their replacement, reduces its productivity.
Целью изобретения является увеличение извлечения цветных металлов из шлаков. The aim of the invention is to increase the extraction of non-ferrous metals from slag.
Поставленная цель достигается тем, что в металлургическом агрегате для переработки рудного сырья, содержащем по крайней мере две электротермические печи с заливочными окнами для жидкого шлака, выпускными отверстиями для выдачи отвального шлака и штейна, отверстиями в своде для газоходов, загрузочных течек, электродов, вертикальную колонну с дутьевой фурмой и сливным каналом, сообщающимся с вертикальной колонной через сифонный канал, согласно изобретению вертикальная колонна выполнена сообщающейся с электротермической печью каналом возврата с возможностью циркулирования расплава, а в сливном канале установлен шибер. Канал возврата расположен выше уровня сливного канала. Сифонный канал соединен с электротермической печью выше уровня соединения с вертикальной колонной, а уровень горизонтальной части сифонного канала расположен на высоте 0,5-0,7 от общего уровня расплава в печи. This goal is achieved by the fact that in a metallurgical unit for processing ore raw materials containing at least two electrothermal furnaces with filling windows for liquid slag, outlet openings for dispensing dump slag and matte, openings in the roof for gas ducts, loading leaks, electrodes, a vertical column with a blowing lance and a drain channel communicating with the vertical column through the siphon channel, according to the invention, the vertical column is made communicating with the electrothermal furnace channel Return it with the possibility of circulation of the melt, and in the discharge channel is set gate. The return channel is located above the level of the drain channel. The siphon channel is connected to the electrothermal furnace above the level of connection with the vertical column, and the level of the horizontal part of the siphon channel is located at a height of 0.5-0.7 of the total melt level in the furnace.
Такое конструктивное решение позволяет увеличить степень извлечения цветных металлов за счет того, что при передаче шлака из одной печи в другую происходит его активное перемешивание (барботирование), восстановленные металлы коагулируют, т. е. идет из укрупнение, и осаждение в штейновую ванну происходит легко, тем самым повышая извлечение металлов и снижая их содержание в отвальном шлаке, т.е. уменьшая потери. This constructive solution allows to increase the degree of extraction of non-ferrous metals due to the fact that when the slag is transferred from one furnace to another, it is actively mixed (sparging), the reduced metals coagulate, i.e., it coarsens, and precipitation into the matte bath is easy, thereby increasing the extraction of metals and lowering their content in dump slag, i.e. reducing losses.
На чертеже изображен предлагаемый агрегат в разрезе, который содержит электротермические обеднительные печи 1 и 2, вертикальную колонну 3, сливной канал 4, канал возврата 5, снабженный шибером 6, сифон 7, соединенный с вертикальной колонной окном 8, дутьевую фурму 9, штейновые шпуры 10, окно под заливку шлака 11, загрузочное отверстие 12. The drawing shows the proposed unit in section, which contains electrothermal depletion furnaces 1 and 2, a vertical column 3, a drain channel 4, a return channel 5 provided with a gate 6, a siphon 7 connected to the vertical column by a window 8, a blow lance 9, matte holes 10 , a window for pouring slag 11, a loading hole 12.
Металлургический агрегат для переработки рудного сырья работает следующим образом. Metallurgical unit for processing ore raw materials works as follows.
Жидкий оборотный шлак через заливочное окно 11 поступает непрерывно или периодически в электротермическую печь 1, где подвергается первичному обеднению, затем через сливной канал 4 и сифон 7 поступает в вертикальную колонну 3, где под воздействием фурмы 9 поднимается в электротермическую печь 2. При перекачивании шлака из печи 1 в печь 2 происходит активный барботаж шлака и восстановленные металлы в печи 1 коагулируют, а затем в печи 2 происходит их интенсивное осаждение в штейновую зону. Проходя через шлак печи 2 этот эффект усиливается. Для получения извлекающей фазы в печи загружаются руда, флюсы, твердый восстановитель, твердые обороты. The liquid circulating slag through the pouring window 11 enters continuously or periodically into the electrothermal furnace 1, where it is subjected to primary depletion, then through the drain channel 4 and the siphon 7 it enters the vertical column 3, where it rises into the electrothermal furnace 2 under the influence of the tuyere 9. When pumping slag from furnace 1 into furnace 2, an active bubbling of slag occurs and the reduced metals in furnace 1 coagulate, and then in furnace 2 they are intensively deposited in the matte zone. Passing through the slag of furnace 2, this effect is enhanced. To obtain the extracting phase, ore, fluxes, a solid reducing agent, and solid revolutions are loaded in the furnace.
Кроме того, при транспортировании шлака газообразным восстановителем (природным газом) восстановительный процесс идет также в вертикальной колонне 3 агрегата, что также повышает эффект обеднения шлаков. После перекачки определенной порции шлака в печь 2 производится его отстой путем закрытия шибера 6, после чего шлак циркулирует через канал возврата 5. In addition, when transporting the slag with a gaseous reducing agent (natural gas), the recovery process also occurs in the vertical column 3 of the unit, which also increases the effect of depletion of slag. After pumping a certain portion of slag into the furnace 2, it settles by closing the gate 6, after which the slag circulates through the return channel 5.
По мере накопления штейна последний выпускается через штейновые шпуры 10 каждой печи. Отвальный шлак выпускается из печи 2 через шлаковую летку. Горизонтальная часть сифонного канала расположена на уровне 0,5-0,7 от общего уровня расплава, находящегося в печи и определяется стабильностью поступления шлака из печи 1 в вертикальную колонну 3. Снижение уровня горизонтальной части сифонного канала менее 0,5 увеличивает поступление шлака в вертикальную колонну, что повышает дутьевые нагрузки на фурмы, и возникает возможность их заливки. Увеличение уровня выше 0,7 дает возможность кусочкам непроплавленной твердой шихты увлекаться потоком шлака в вертикальную колонну 3 и закупоривать ее шихтой. As the matte accumulates, the latter is released through the matte holes 10 of each furnace. The dump slag is discharged from the furnace 2 through a slag notch. The horizontal part of the siphon channel is located at a level of 0.5-0.7 of the total level of the melt in the furnace and is determined by the stability of the flow of slag from furnace 1 to the vertical column 3. A decrease in the level of the horizontal part of the siphon channel less than 0.5 increases the flow of slag into the vertical a column, which increases the blow load on the tuyeres, and there is the possibility of filling them. An increase in the level above 0.7 enables the pieces of the unmelted solid charge to be carried away by the slag stream into the vertical column 3 and clog it with the charge.
После отстоя и выпуска отвального шлака из печи 2 новая порция шлака перекачивается из печи 1 в печь 2 и производится отстой шлака, как указано выше. After sedimentation and discharge of slag from furnace 2, a new portion of slag is pumped from furnace 1 to furnace 2 and slag is sedimented, as described above.
Внедрение предлагаемого агрегата по сравнению с известными устройствами позволяет снизить потери цветных металлов в шлаках путем повышения их извлечения, т.е. повысить эффективность процесса обеднения. Кроме того, агрегат позволяет более оперативно регулировать технологические режимы в каждой из электротермических печей. The introduction of the proposed unit in comparison with known devices can reduce the loss of non-ferrous metals in slag by increasing their recovery, i.e. increase the efficiency of the depletion process. In addition, the unit allows you to more quickly adjust the technological conditions in each of the electrothermal furnaces.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU92005088A RU2056022C1 (en) | 1992-11-24 | 1992-11-24 | Metallurgy unit |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU92005088A RU2056022C1 (en) | 1992-11-24 | 1992-11-24 | Metallurgy unit |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2056022C1 true RU2056022C1 (en) | 1996-03-10 |
| RU92005088A RU92005088A (en) | 1997-03-10 |
Family
ID=20131708
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU92005088A RU2056022C1 (en) | 1992-11-24 | 1992-11-24 | Metallurgy unit |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2056022C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2236659C1 (en) * | 2003-07-03 | 2004-09-20 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Институт Гинцветмет" | Unit for processing copper-zinc and lead-zinc materials |
-
1992
- 1992-11-24 RU RU92005088A patent/RU2056022C1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР N 1448177, кл. F 27B 3/00, 1986. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2236659C1 (en) * | 2003-07-03 | 2004-09-20 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Институт Гинцветмет" | Unit for processing copper-zinc and lead-zinc materials |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US12378614B2 (en) | Method for iron making by continuous smelting reduction | |
| RU2039106C1 (en) | Method for continuous copper smelting | |
| GB2121829A (en) | Continuous steelmaking and casting | |
| CN114182110B (en) | Side-blowing smelting device and smelting method | |
| RU2056022C1 (en) | Metallurgy unit | |
| US6210463B1 (en) | Process and apparatus for the continuous refining of blister copper | |
| US4456231A (en) | Apparatus for refining lead | |
| US3985549A (en) | Process for continuously refining molten metals | |
| US12378617B2 (en) | Device and method for continuous desulphurisation of liquid hot metal | |
| JP2007077483A (en) | Converter steelmaking | |
| WO1999041420A1 (en) | Process and apparatus for the continuous refining of blister copper | |
| RU2060286C1 (en) | Method for smelting of sulfide materials in melt | |
| KR100359138B1 (en) | Method for cleaning slag in an electric furnace | |
| SU910793A1 (en) | Method for extrafurnace treatment of steel and martin furnace | |
| RU2191210C2 (en) | Furnace unit for pyrometallurgical reprocessing of polymetallic raw material and reprocessing method | |
| RU2797794C1 (en) | Method for producing cast iron by method of continuous liquid phase reduction | |
| RU1813193C (en) | Method of treating melt and gas-lift for performing the method | |
| SU1705380A1 (en) | Electric furnace for depletion of slags | |
| RU2037757C1 (en) | Liquid bath melting furnace | |
| RU2002182C1 (en) | Furnace for continuous melting of materials in liquid bath | |
| CN114686925B (en) | Lead bullion refining device and lead bullion refining method | |
| RU2024618C1 (en) | Main chute of blast furnace | |
| US4261743A (en) | Pyrometalurgical smelting of lead and copper | |
| RU2059178C1 (en) | Furnace for continuous heat of materials in molten bath | |
| RU2068533C1 (en) | Unit for continuous impoverishment of melted slag |