RU2368673C2 - Способ и установка для извлечения металла из содержащего этот металл шлака - Google Patents
Способ и установка для извлечения металла из содержащего этот металл шлака Download PDFInfo
- Publication number
- RU2368673C2 RU2368673C2 RU2007129748A RU2007129748A RU2368673C2 RU 2368673 C2 RU2368673 C2 RU 2368673C2 RU 2007129748 A RU2007129748 A RU 2007129748A RU 2007129748 A RU2007129748 A RU 2007129748A RU 2368673 C2 RU2368673 C2 RU 2368673C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- furnace
- slag
- metal
- melt
- copper
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 132
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 52
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 52
- 238000009434 installation Methods 0.000 title claims abstract description 17
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims abstract description 8
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 32
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 76
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 70
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 68
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 30
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 29
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 25
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 claims description 23
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 21
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 claims description 21
- 239000010439 graphite Substances 0.000 claims description 21
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 21
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 11
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 9
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 8
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 6
- 239000011133 lead Substances 0.000 claims description 6
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 5
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 claims description 2
- JBQYATWDVHIOAR-UHFFFAOYSA-N tellanylidenegermanium Chemical compound [Te]=[Ge] JBQYATWDVHIOAR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 abstract description 8
- 238000012546 transfer Methods 0.000 abstract description 7
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 10
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 9
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 7
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 7
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 7
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 6
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 6
- 230000005012 migration Effects 0.000 description 5
- 238000013508 migration Methods 0.000 description 5
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 5
- 230000008569 process Effects 0.000 description 5
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 5
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000005684 electric field Effects 0.000 description 4
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 4
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 4
- 230000004927 fusion Effects 0.000 description 4
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 4
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 4
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical compound [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 3
- BERDEBHAJNAUOM-UHFFFAOYSA-N copper(I) oxide Inorganic materials [Cu]O[Cu] BERDEBHAJNAUOM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- KRFJLUBVMFXRPN-UHFFFAOYSA-N cuprous oxide Chemical compound [O-2].[Cu+].[Cu+] KRFJLUBVMFXRPN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229940112669 cuprous oxide Drugs 0.000 description 3
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 3
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 3
- 230000033001 locomotion Effects 0.000 description 3
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 3
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000033228 biological regulation Effects 0.000 description 2
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 2
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 2
- 230000006698 induction Effects 0.000 description 2
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 2
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 2
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910004283 SiO 4 Inorganic materials 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010923 batch production Methods 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 238000004581 coalescence Methods 0.000 description 1
- 238000004891 communication Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- -1 for example Substances 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 1
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000012768 molten material Substances 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 1
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 1
- 238000010791 quenching Methods 0.000 description 1
- 230000000171 quenching effect Effects 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
Images
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
-
- F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
- F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
- F27B—FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
- F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Electric arc furnaces ; Tank furnaces
- F27B3/04—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Electric arc furnaces ; Tank furnaces of multiple-hearth type; of multiple-chamber type; Combinations of hearth-type 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating
-
- 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
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
-
- 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
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/04—Working-up slag
-
- F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
- F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
- F27B—FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
- F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Electric arc furnaces ; Tank furnaces
- F27B3/08—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Electric arc furnaces ; Tank furnaces heated electrically, with or without any other source of heat
- F27B3/085—Arc furnaces
-
- F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
- F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
- F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
- F27D99/00—Subject matter not provided for in other groups of this subclass
- F27D99/0001—Heating elements or systems
- F27D99/0006—Electric heating elements or system
- F27D2099/0021—Arc heating
- F27D2099/0023—DC arc heating
-
- 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
-
- 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
- Y02P10/25—Process efficiency
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- General Engineering & Computer Science (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Curing Cements, Concrete, And Artificial Stone (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способу и установке для извлечения металла металлсодержащего шлака. Способ извлечения металла из содержащего этот металл шлака включает нагрев ожиженного металлсодержащего шлака в первой печи, выполненной в виде электропечи переменного тока, и передачу расплава из первой печи во вторую печь, выполненную в виде электропечи постоянного тока. Установка включает первую электропечь переменного тока с погружными электродами и вторую электропечь постоянного тока с расположенными горизонтально в верхней и нижней области расплава пластинчатыми электродами, соединенные средством передачи расплава из одной печи в другую, вторая печь снабжена электромагнитами для обеспечения перемешивания расплава. Обеспечивается повышение эффективности процесса извлечения металла из шлака. 2 н. и 23 з.п ф-лы, 2 ил.
Description
Изобретение относится к способу извлечения металла из содержащего этот металл шлака, при котором ожиженный металлсодержащий шлак нагревают в по меньшей мере одной электродуговой печи. Изобретение относится также к установке для извлечения металла из содержащего этот металл шлака.
При расплавлении медного концентрата получаются медный штейн и шлак. Шлак содержит медь как в растворенном виде, так и в виде механически превращенных включений штейна. Существуют два основных способа очистки шлака: флотация шлака после закалки, измельчения и размола и пирометаллургическое восстановление жидкого шлака.
Пирометаллургическая очистка шлака чаще всего реализуется в трех вариантах:
1) в электродуговой печи переменного тока путем восстановления коксом и электродами, предварительного нагрева шлака и отстаивания,
2) в горизонтальных цилиндрических вращающихся печах путем вдувания восстановителя, например в шлакоочистительной печи Тениенте,
3) в вертикальном конвертере с вдуванием восстановителя, например во вращающемся конвертере с верхним дутьем (TBRC, от англ. «Top-Blown Rotary Conventer») или по технологии «Isasmelt».
Очистка шлака требует восстановления магнетита с тем, чтобы высвободить суспендированные включения и обеспечить возможность их осаждения, а также допустить совместное восстановление медистого оксида.
Наиболее распространенная очистка медного шлака в электродуговых печах переменного тока требует относительно большой печи из-за необходимой длительности восстановления и отстаивания, которые составляют от 3 до 8 часов. Вследствие большого удельного влияния тепловых потерь это приводит к относительно большому удельному потреблению электроэнергии. Очистку шлака в электродуговой печи проводят как периодический или полунепрерывный процесс. Гибкость электродуговой печи при регулировании температуры позволяет правильно производить предварительное нагревание шлака. Однако образование диспергированных металлических включений меди в качестве продукта восстановления медистого оксида вместе с частью небольших включений медного штейна ограничивает разделение фаз и достигаемое извлечение меди.
Из US 4110107 известен способ извлечения металлов из металлсодержащих шлаков, в частности из железисто-медистого шлака, в плавильной печи. Расплавленный шлак загружают в электродуговую печь, в которой происходит расплавление. Чтобы доставить углерод в донную часть ванны расплавленного металла, применяется устройство вдувания углерода. В ванну необязательно добавляют также шлакообразователь, такой как, например, СаО. После восстановления металл отводят из печи.
Аналогичный способ извлечения, в частности, никеля и медно-никелевой смеси из шлакового расплава известен из US 4036636. Там магнетит в шлаке восстанавливают углеродсодержащими материалами. При этом во время протекания восстановления шлака осуществляется его перемешивание с помощью механической мешалки.
Из WO 01/49890 A1 известен способ получения конвертерной меди непосредственно из концентрата сульфата меди, при котором медь получают в реакторе из тонкоизмельченного и охлажденного медного штейна при обогащении кислородом. Обогащение кислородом производится путем подачи обогащенного кислородом воздуха, в котором содержание кислорода составляет 50%. Конвертерная медь, называемая также «пузыристой медью», представляет собой нерафинированную пузыристую медь. Медь в расплавленном состоянии обладает более высокой растворимостью газов, чем твердый металл. При остывании газы выделяются в меди в виде маленьких пузырьков (по-английски «blister»).
В US 4060409 представлена пирометаллургическая система, с помощью которой металл может удерживаться в расплавленном состоянии. Система включает в себя сосуд для приема материала, причем внутри этого сосуда образовано множество ячеек одинакового размера. Кроме того, предусмотрено множество механических мешалок с тем, чтобы расплавленный материал можно было перемешивать.
В US 6436169 раскрывается способ эксплуатации медеплавильной печи, при котором в печь добавляют железосодержащее вещество с более чем 80 массовыми процентами железа, плотность которого составляет от 3,0 до 8,0; при этом диаметр частиц находится в диапазоне между 0,3 и 15 миллиметрами. Железосодержащее вещество добавляют к железосодержащему медному шлаку. Тем самым проводят восстановление Fe3O4 до FeO.
Из ЕР 0487032 В1 известна установка для непрерывной выплавки меди. Она содержит плавильную печь для плавки и окисления медного концентрата с целью получения смеси штейна и шлака. Кроме того, предусмотрена разделительная печь для отделения штейна от шлака. В конвертерной печи отделенный от шлака штейн окисляется для получения черновой меди. Плавильная печь, разделительная печь и конвертерная печь соединены между собой желобами для выпуска расплава. Для рафинирования меди, полученной в конвертерной печи, предусмотрены анодные печи.
Соединение между конвертерной печью и анодными печами обеспечено с помощью желоба для черновой меди.
В ЕР 0487031 В1 раскрывается способ непрерывной выплавки меди. Здесь также предусмотрены плавильная печь, разделительная печь и конвертерная печь, которые соединены между собой проточными соединительными средствами. Кроме того, предусмотрены анодные печи, которые находятся в проточном соединении с конвертерной печью. Медный концентрат загружают в плавильную печь, где происходят плавка и окисление концентрата с получением смеси из роштейна и шлака. Затем эту смесь из роштейна и шлака подают в разделительную печь, в которой происходит отделение роштейна от шлака. После этого отделенный от шлака роштейн направляют в конвертерную печь, где он окисляется с получением черновой меди. Затем черновая медь перетекает в одну из анодных печей, где получают медь.
Другие решения частично аналогичного рода известны из US 5765489, из DE 2707578 A1 и из US 5479433.
Известные ранее способы извлечения металла из содержащего этот металл шлака в отношении их эффективности еще нуждаются в усовершенствовании. Поэтому в основу изобретения положена задача создания усовершенствованного способа извлечения, в частности, меди из шлака.
Решение этой задачи с помощью изобретения отличается тем, что металлсодержащий шлак нагревают в первой печи, выполненной в виде электропечи переменного тока, и расплав передают из первой печи во вторую печь, выполненную в виде электропечи постоянного тока.
Предпочтительно предусмотрено, что извлекаемым металлом является медь, находящаяся в медьсодержащем шлаке.
Таким образом, изобретение касается извлечения меди с помощью расплавления и преобразования медного шлака путем двухступенчатого восстановления шлака и отстаивания в электродуговой печи переменного тока и восстановительной канальной печи постоянного тока, предпочтительно, как это будет показано ниже, с использованием электромагнитного перемешивания.
Предложенный способ может быть также применен для извлечения таких металлов, как свинец, цинк, платина или никель, из соответствующих их шлаков.
В первой печи, выполненной в виде электропечи переменного тока, предпочтительно происходят предварительное восстановление шлака и осаждение металлического штейна, в частности медного штейна, причем затем во второй печи, выполненной в виде электропечи постоянного тока, происходят углубленное восстановление шлака и удаление включений.
Во второй печи, выполненной в виде электропечи постоянного тока, предпочтительно происходит электролитическое осаждение извлекаемого металла.
Существенного усовершенствования процесса извлечения удается дополнительно добиться в том случае, когда также предусматривают, что во второй печи, выполненной в виде электропечи постоянного тока, во время извлечения металла происходит электромагнитное перемешивания расплава. Для создания электромагнитного перемешивания на расплав, находящийся во второй печи, может оказывать воздействие по меньшей мере один электромагнит. Альтернативно, для этого может быть также предусмотрен по меньшей мере один постоянный магнит. Особенно предпочтительно этот по меньшей мере один магнит создает магнитное поле между 50 и 1000 гаусс, причем магнитное поле захватывает по меньшей мере часть поперечного сечения расплава и области электродов во второй печи.
В первую печь во время нагревания предпочтительно добавляют восстановитель, в частности кокс.
На поверхность расплава во второй печи может вводиться углеродсодержащий материал, в частности кокс, таким образом, что образуется слой с по существу постоянной толщиной, причем этот слой, действующий в качестве анода, находится в контакте с электрическим соединением.
В донной области под расплавом во второй печи может сохраняться слой из металлического штейна, в частности из медного штейна, с по существу постоянной толщиной, причем этот слой, действующий в качестве катода, может находиться в контакте с электрическим соединением.
Установка, которая выполнена, в частности, для осуществления способа согласно изобретению, отличается первой печью, выполненной в виде электропечи переменного тока, и второй печью, выполненной в виде электропечи постоянного тока, причем между первой и второй печами имеется соединительное средство для расплава, в частности проточный желоб.
Первая печь может иметь два электрода, которые погружаются в находящийся в первой печи расплав и подключены к источнику переменного тока. Вторая печь может иметь два выполненных пластинчатыми электрода, которые расположены простирающимися горизонтально в верхней области и в нижней области находящегося во второй печи расплава и подключены к источнику постоянного тока. Находящийся в верхней области электрод может быть выполнен в виде коксовой постели, которая соединена с электрическим контактом, в частности с графитовым электродом. Находящийся в нижней области электрод может быть выполнен в виде слоя из металлического штейна, в частности из медного штейна, который соединен с электрическим контактом, в частности с графитовым электродом. Вторая печь предпочтительно выполнена в виде канальной печи. Наконец, установка предпочтительно имеет магниты, в частности электромагниты, в боковых областях второй печи, магнитные силовые линии которых проходят по меньшей мере частично под прямым углом к направлению тока в по меньшей мере некоторых из этих токопроводящих элементов. Таким образом, может возникнуть сила Лоренца, создающая эффект электромагнитного перемешивания.
Таким образом, в изобретении предлагаются двухступенчатое восстановление шлака и извлечение меди в двух электродуговых печах. Первая печь - электродуговая печь трехфазного переменного тока - служит для предварительного восстановления шлака и осаждения медного штейна с последующими углубленным восстановлением шлака и удалением включений в восстановительной канальной печи постоянного тока с электромагнитным перемешиванием. Применение электромагнитного перемешивания, улучшающего массопередачу на поверхности восстановления и слияние включений, совместно с электролизом шлака и электрокинетическими явлениями обеспечивает эффективную очистку шлака и высокий уровень извлечения меди.
На чертежах представлен пример реализации изобретения, где изображены:
на фиг.1 - схематическое изображение электродуговой печи трехфазного переменного тока и находящейся ниже по технологической цепочке восстановительной канальной электропечи постоянного тока и
на фиг.2а и фиг. 2b - соответственно вид спереди в разрезе и вид сбоку в разрезе восстановительной канальной электропечи постоянного тока для углубленного восстановления шлака и удаления включений с использованием коксовой постели и жидкого медного штейна в качестве электродов.
На фиг.1 показана первая печь 1 в виде электропечи переменного тока, к которой подсоединена вторая печь 2 в виде электропечи постоянного тока. Приготовленный в печи 1 расплав медного шлака по соединительному средству 8 в виде желоба для расплава направляют во вторую печь 2.
В первую печь 1, а именно в находящийся в этой печи шлаковый расплав, опущены два электрода 9 и 10 в виде графитовых электродов, подключенных к источнику переменного тока 11.
Вторая печь 2 имеет шлаковый впуск 16, а также шлаковый выпуск 17 для шлака 15. Во второй печи находятся два электрода 4 и 5, которые образованы пластинчатыми по форме. Оба электрода 4, 5 через электрические соединения в виде графитовых контактных электродов 6 и 7 соответственно подключены к источнику 12 постоянного тока. Горизонтально расположенный верхний электрод 4 соединен с положительным полюсом источника 12 постоянного тока и служит анодом. Соответственно, также горизонтально расположенный нижний электрод 5 соединен с отрицательным полюсом источника 12 постоянного тока и служит, таким образом, катодом. Посредством электролитического процесса выделяют медь.
Как можно видеть из фиг.2, вторая печь 2 выполнена как канальная печь. По бокам установлены электрические катушки 13 и 14 на металлических сердечниках, которые образуют тем самым электромагниты 3. С помощью этих магнитов создается эффект электромагнитного перемешивания, в результате которого расплав во второй печи перемешивается (см. ниже).
В соответствии с процессом согласно изобретению жидкий расплав обрабатывается в основном в электродуговой печи 1 переменного тока. Магнетит и медистый оксид в шлаке реагируют с углеродом графитовых электродов 9, 10 и с добавленным коксом согласно уравнениям:
Fe3O4+CO=3FeO+CO2
Cu2O+CO=2Cu+CO2
CO2+C=2CO
Восстановление медистого оксида ограничивается совместным восстановлением магнетита. Условия совместного восстановления определяются равновесием следующей реакции:
(Cu2O)шлак+3(FeO)шлак⇔2(Cu)металл+(Fe3O4)шлак
Содержание меди в расплавленном шлаке находится межу 2 и 10%, а содержание магнетита - между 10 и 20% в зависимости от способа выплавки и качества произведенного штейна.
Первый этап переработки шлака в электродуговой печи 1 переменного тока концентрируется на восстановлении магнетита до уровня от 7 до 8% и до содержания меди от 0,8 до 1,2%, что требует удельного потребления электроэнергии от 50 до 70 кВт·ч/т в зависимости от первоначального состава шлака. Вышеуказанная степень восстановления шлака позволяет сократить время восстановления примерно на 50%, что соответствует двукратному повышению производительности печи. Шлак выпускают непрерывно или с регулярными интервалами во вторую восстановительную канальную печь 2 постоянного тока.
Коксовая постель 4 на поверхности шлака, которую графитовый электрод 6 соединяет с источником 12 постоянного тока, выполняет функцию анода, а катодом в восстановительной канальной печи 2 постоянного тока является жидкий штейн 5 в контакте с графитовым блоком 7.
Со стороны впуска в печь в окне печного тигеля, а именно на половине высоты шлакового слоя, установлены два блока постоянных магнитов. Взаимодействие неоднородного горизонтального магнитного поля с неоднородным вертикальным постоянным электрическим полем создает градиент силы Лоренца, действующей на шлак.
Сила Лоренца, действующая в любом элементарном объеме токопроводящей жидкости, такой как, например, жидкий шлак, в накладываемых друг на друга постоянных электрических и магнитных полях, очевидно, изменяет относительную плотность жидкости:
γА=γ±j+B,
где γА - кажущаяся относительная плотность в Н·м-3,
γ - относительная плотность в Н·м-3,
j - плотность тока в жидкости в А·м-2,
В - магнитная индукция в Тл.
При вышеупомянутой силе и плотности тока от 200 до 2000 А/м2, а также при напряженности магнитного поля от 0,005 до 0,1 тесла скорость шлака является на 1-2 порядка величины большей по сравнению с естественными скоростями конвекции. Она приводит шлак в области магнита в интенсивное вращение, в результате чего улучшается перенос магнетита на поверхность кокса и ускоряется восстановление. Поскольку при высокой температуре восстановления шлака (1200-1300°С) реакции восстановления магнетита и совместного восстановления медистого оксида лимитируются массопереносом, перемешивание шлака существенно повышает скорость восстановления.
Кроме того, перемешивание шлака препятствует застою жидкости и гомогенизирует шлак. Перемешивание шлака на первом этапе способа имеет положительное значение для удаления включений, поскольку повышается вероятность их столкновения и их слияния.
Движение шлака увеличивает вероятность столкновения включений штейна и металлической меди, в результате чего улучшаются их слияние и осаждение. Вторая часть канальной печи 2 не испытывает никакого интенсивного движения шлака и обеспечивает спокойное осаждение включений.
Благодаря ионной структуре жидкого шлака постоянный ток вызывает электролиз шлака. Катодное восстановление и анодное окисление приводят к восстановлению магнетита, осаждению меди и образованию монооксида углерода на электродах в соответствии со следующими реакциями:
| На катоде: | Fe3++e=Fe2+ |
| Cu++e=Cu0 | |
| На аноде: | SiO4 -4+2C=SiO2+2[CO]+4e |
| O2-+C=[CO]+2e |
Катодные разложение магнетита и осаждение меди повышают общую скорость восстановления магнетита и извлечения меди. Выделение СО как анодного продукта дает дополнительные центры восстановления магнетита.
Дополнительная сила, действующая на металлические включения в результате кажущегося изменения относительной плотности шлака и взаимодействия тока в металле и магнитного поля, равна:
FEMB=2πjBr3,
где FEМВ - подъемная сила в Н,
j - плотность тока в А/м2,
В - индуктивность магнитного поля в Тл,
r - радиус включения в м.
Взаимодействие электрического поля с поверхностным электрическим зарядом на поверхности включений заставляет капли металла мигрировать вдоль силовых линий электрического поля; скорость такой миграции, известной как явление электрокапиллярного движения, описывается формулой Левича:
где VEM - скорость миграции в м·с-1,
ε - поверхностный заряд в кулон·м-2,
Е - напряженность электрического поля в В·м-1,
ηs - вязкость шлака в Па·с,
k - удельная проводимость шлака в Ом-1·м-1,
w - сопротивление границы раздела металл/шлак в Ом·м2.
Исходя из плотности электрических зарядов скорость миграции металла или включений штейна согласно вышеприведенной формуле с увеличением радиуса капли падает. Скорость миграции у более мелких включений существенно выше, чем при осаждении под действием силы тяжести.
Обработка шлака в наложенных друг на друга электрическом и магнитном полях использует ряд явлений, под действием которых процесс очистки шлака становится очень интенсивным и эффективным. Электромагнитное перемешивание шлака усиливает массоперенос, в результате чего ускоряется восстановление шлака и улучшается слияние включений. Одновременный электролиз шлака с катодным восстановлением магнетита и оксида меди и с анодным образованием монооксида углерода действует как дополнительный восстановитель. Электрокапиллярная миграция включений благоприятствует их слиянию и способствует удалению включений из шлака.
Пример:
Шлак из расплава концентрата в пламенном плавильном агрегате содержит 4% Cu и 15% Fe3O4. Шлак выпускают каждые 3 часа и транспортируют по желобу в электродуговую печь 1 трехфазного тока мощностью 9,5 МВт. Количество произведенного шлака составляет 30 т/ч, что соответствует переработке 90 т за каждый цикл. Расход кокса составляет примерно 8 кг/т, а потребление электроэнергии - примерно 70 кВт·ч/т, соответствующее средней потребляемой мощности 6,3 МВт. Через один час начинается выпуск шлака из электродуговой печи в течение двухчасового периода времени. Шлак с содержанием Cu 1,1% и 7% Fe3O4 по желобу 8 транспортируют в электродуговую печь 2 постоянного тока с камерой длиной 4 м и шириной 1 м. Восстановительная канальная печь для полунепрерывной очистки шлака изображена на фиг.2. Шлак в течение двух часов непрерывно течет через восстановительную канальную печь 2. При уровне шлака 1 м средняя длительность обработки составляет примерно 30 минут. При тепловых потерях в печи порядка 1 ГДж/ч удельное потребление электроэнергии составляет примерно 35 кВт·ч/т, а необходимая потребляемая мощность - 1 МВт. При оценочном напряжении 100 В сила тока составляет по порядку величины 10 кА. Оценочный расход кокса равен примерно 2 кг/т. Готовый шлак содержит 0,5% Cu и 4% магнетита. Общее потребление электроэнергии составдяет 105 кВт·ч/т, а расход кокса - 10 кг/т.
Таким образом, способ в соответствии с изобретением работает согласно примеру его реализации как двухступенчатая очистка медного шлака в электродуговых печах.
Загрузка шлака в первую электродуговую печь 1 может производиться периодически или непрерывно. В этой печи 1 в расплавленный шлак вводят графитовые или угольные электроды и по ним осуществляют подачу тока. На поверхность шлака подают кокс или какой-либо другой восстановитель. Регулирование температуры шлака в шлакоочистительной печи происходит за счет регулирования потребляемой мощности. Наконец, выпуск извлеченных металлов происходит в виде медного штейна и металлической меди.
Периодический или непрерывный выпуск шлака может производиться также и в канальной печи 2 постоянного тока. Постоянный ток подается между функционирующим в качестве анода слоем кокса на поверхности шлака и функционирующим в качестве катода жидким штейном. Наложенное, локально ограниченное магнитное поле, создаваемое электромагнитами или постоянными магнитами, используется для приведения шлака в движение. Для того чтобы толщина слоя кокса оставалась постоянной и чтобы поддерживались благоприятные условия электрического контакта с графитовым или угольным электродом, на поверхность шлака загружают кокс. Здесь также может производиться непрерывный или периодический выпуск готового очищенного шлака. Равным образом периодически может осуществляться выпуск медного штейна или медного штейна вместе с металлической медью. Кроме того, в качестве жидкого катода на дне печи сохраняется слой медного штейна (меди), причем этот катод находится в контакте с графитовым блоком.
Медный шлак может являться тем самым шлаком, который был получен при переплавке медного концентрата на медный штейн или прямо в конверторную медь, а также тем шлаком, который был получен при конверсии медного штейна.
В качестве первой электродуговой печи 1 может быть использована классическая электродуговая печь трехфазного переменного тока или электродуговая печь постоянного тока.
Индукция наведенного постоянными магнитами или электромагнитами магнитного поля предпочтительно находится в диапазоне от 50 до 1000 гаусс, причем постоянное магнитное поле перекрывает часть поперечного сечения жидкого шлака в области электрода или электродов в контакте с коксовой постелью.
В качестве электродов предпочтительно применяют графитовые или угольные электроды. Место расположения электродов позволяет линиям тока пересекать силовые линии магнитного поля. Оптимальное расположение электродов приводит к тому, что линии тока проходят перпендикулярно силовым линиям магнитного поля.
Как было выяснено, слой жидкого металла или металлического штейна под шлаком контактирует с графитовым или другим электродом, который выполняет функцию катода; углерод или слой кокса на поверхности шлака контактирует с графитовым или другим электродом, который выполняет функцию анода.
Сила постоянного тока предпочтительно составляет в диапазоне между 500 и 50000 А в зависимости от величины шлакоочистительного агрегата, количества шлака и температуры.
Хотя предлагаемый способ препочтительно предназначен для извлечения меди, он может быть использован также и для других металлов, таких как свинец (Pb), цинк (Zn), платина (Pt) или никель (Ni).
Благодаря двухступенчатому восстановлению шлака и извлечению меди в двух электродуговых печах добиваются того, что первая электродуговая печь трехфазного тока может применяться для предварительного восстановления шлака и осаждения медного штейна с последующими углубленным восстановлением шлака и удалением включений в восстановительной канальной электропечи постоянного тока с электромагнитным перемешиванием. Использование электромагнитного перемешивания, улучшающего массоперенос на поверхности восстановления и слияние включений, совместно с электролизом шлака и электролитическими явлениями обеспечивает эффективную очистку шлака и высокую степень извлечения меди.
Список ссылочных позиций
| 1 | первая печь (печь переменного тока) |
| 2 | вторая печь (печь постоянного тока) |
| 3 | электромагнит |
| 4 | электрод (анод) |
| 5 | электрод (катод) |
| 6 | электрическое соединение (графитовый электрод) |
| 7 | электрическое соединение (графитовый электрод) |
| 8 | соединительное средство |
| 9 | электрод |
| 10 | электрод |
| 11 | источник переменного тока |
| 12 | источник постоянного тока |
| 13 | электрическая катушка |
| 14 | электрическая катушка |
| 15 | шлак |
| 16 | впуск шлака |
| 17 | выпуск шлака |
Claims (25)
1. Способ извлечения металла из содержащего этот металл шлака, при котором ожиженый металлсодержащий шлак нагревают в по меньшей мере одной восстановительной электродуговой печи (1, 2), отличающийся тем, что металлсодержащий шлак нагревают в первой восстановительной печи (1), выполненной в виде электропечи переменного тока, и расплав передают из первой печи (1) во вторую восстановительную печь (2), выполненную в виде электропечи постоянного тока.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что извлекаемым металлом является медь (Cu), находящаяся в медьсодержащем шлаке.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что извлекаемым металлом является свинец (Pb), цинк (Zn), платина (Pt) или никель (Ni), находящий(ая)ся в шлаке.
4. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что в первой печи (1), выполненной в виде электропечи переменного тока, осуществляют предварительное восстановление шлака и осаждение металлического штейна, в частности медного штейна, и тем, что во второй печи (2), выполненной в виде электропечи постоянного тока, осуществляют углубленное восстановление шлака и удаление включений.
5. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что во второй печи (2), выполненной в виде электропечи постоянного тока, осуществляют электролитическое осаждение извлекаемого металла.
6. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что во второй печи (2), выполненной в виде электропечи постоянного тока, во время извлечения металла осуществляют электромагнитное перемешивание расплава.
7. Способ по п.6, отличающийся тем, что для создания электромагнитного перемешивания на находящийся во второй печи (2) расплав воздействуют по меньшей мере одним электромагнитом (3).
8. Способ по п.6, отличающийся тем, что для создания электромагнитного перемешивания на находящийся во второй печи (2) расплав воздействуют по меньшей мере одним постоянным магнитом.
9. Способ по п.7 или 8, отличающийся тем, что упомянутый по меньшей мере один магнит создает магнитное поле между 50 и 1000 Гс, и это магнитное поле захватывает по меньшей мере часть поперечного сечения расплава и области электродов (4, 5) во второй печи (2).
10. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что в первую печь (1) во время нагрева добавляют восстановитель, в частности кокс.
11. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что на поверхность расплава во второй печи (2) вводят углеродсодержащий материал, в частности кокс, таким образом, что образуется слой углеродсодержащего материала с, по существу, постоянной толщиной, причем этот слой, действующий в качестве анода (4), находится в контакте с электрическим соединением (6).
12. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что в донной области под расплавом во второй печи (2) сохраняется слой из металлического штейна, в частности из медного штейна, с, по существу, постоянной толщиной, причем этот слой, действующий в качестве катода (5), находится в контакте с электрическим соединением (7).
13. Установка для извлечения металла из содержащего этот металл шлака, в частности, для осуществления способа по любому из пп.1-12, характеризующаяся тем, что имеет первую восстановительную печь (1), выполненную в виде электропечи переменного тока, и вторую восстановительную печь (2), выполненную в виде электропечи постоянного тока, причем между первой печью (1) и второй печью (2) имеется соединительное средство (8) для расплава.
14. Установка по п.13, отличающаяся тем, что первая печь (1) имеет два электрода (9, 10), которые погружаются в расплав, находящийся в первой печи (1), и подключены к источнику переменного тока (11).
15. Установка по п.13, отличающаяся тем, что вторая печь (2) имеет два пластинчатых электрода (4, 5), которые простираются горизонтально в верхней области и в нижней области расплава, находящегося во второй печи (2), и подключены к источнику постоянного тока (12).
16. Установка по п.14, отличающаяся тем, что вторая печь (2) имеет два пластинчатых электрода (4, 5), которые простираются горизонтально в верхней области и в нижней области расплава, находящегося во второй печи (2), и подключены к источнику постоянного тока (12).
17. Установка по п.15, отличающаяся тем, что находящийся в верхней области электрод (4) выполнен в виде коксовой постели, которая соединена с электрическим контактом (6), в частности с графитовым электродом.
18. Установка по п.16, отличающаяся тем, что находящийся в верхней области электрод (4) выполнен в виде коксовой постели, которая соединена с электрическим контактом (6), в частности с графитовым электродом.
19. Установка по п.15, отличающаяся тем, что находящийся в нижней области электрод (5) выполнен в виде слоя из металлического штейна, в частности из медного штейна, который соединен с электрическим контактом (7), в частности с графитовым электродом.
20. Установка по п.16, отличающаяся тем, что находящийся в нижней области электрод (5) выполнен в виде слоя из металлического штейна, в частности из медного штейна, который соединен с электрическим контактом (7), в частности с графитовым электродом.
21. Установка по п.17, отличающаяся тем, что находящийся в нижней области электрод (5) выполнен в виде слоя из металлического штейна, в частности из медного штейна, который соединен с электрическим контактом (7), в частности с графитовым электродом.
22. Установка по п.18, отличающаяся тем, что находящийся в нижней области электрод (5) выполнен в виде слоя из металлического штейна, в частности из медного штейна, который соединен с электрическим контактом (7), в частности с графитовым электродом.
23. Установка по любому из пп.13-22, отличающаяся тем, что вторая печь (2) выполнена в виде канальной печи.
24. Установка по любому из пп.13-22, отличающаяся тем, что в боковых областях второй печи (2) расположены магниты, в частности электромагниты (3), магнитные силовые линии которых, по меньшей мере, частично проходят под прямым углом к направлению тока в, по меньшей мере, некоторых из электродов (4, 5).
25. Установка по п.23, отличающаяся тем, что в боковых областях второй печи (2) расположены магниты, в частности электромагниты (3), магнитные силовые линии которых, по меньшей мере, частично проходят под прямым углом к направлению тока в, по меньшей мере, некоторых из электродов (4, 5).
Applications Claiming Priority (4)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DE102005026589 | 2005-06-08 | ||
| DE102005026589.8 | 2005-06-08 | ||
| DE200610022779 DE102006022779A1 (de) | 2005-06-08 | 2006-05-16 | Verfahren und Vorrichtung zur Gewinnung eines Metalls aus einer das Metall enthaltenden Schlacke |
| DE102006022779.4 | 2006-05-16 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2007129748A RU2007129748A (ru) | 2009-02-10 |
| RU2368673C2 true RU2368673C2 (ru) | 2009-09-27 |
Family
ID=36686090
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007129748A RU2368673C2 (ru) | 2005-06-08 | 2006-06-08 | Способ и установка для извлечения металла из содержащего этот металл шлака |
Country Status (15)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US9733016B2 (ru) |
| EP (1) | EP1807671B1 (ru) |
| JP (1) | JP5094411B2 (ru) |
| KR (1) | KR101139304B1 (ru) |
| AT (1) | ATE387616T1 (ru) |
| AU (1) | AU2006256916B2 (ru) |
| BR (1) | BRPI0614020B1 (ru) |
| CA (1) | CA2598571C (ru) |
| DE (2) | DE102006022779A1 (ru) |
| ES (1) | ES2301153T3 (ru) |
| MX (1) | MX2007015380A (ru) |
| NO (1) | NO339493B1 (ru) |
| PL (1) | PL1807671T3 (ru) |
| RU (1) | RU2368673C2 (ru) |
| WO (1) | WO2006131372A1 (ru) |
Families Citing this family (15)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP2053137A1 (fr) * | 2007-10-19 | 2009-04-29 | Paul Wurth S.A. | Valorisation de résidus contenant du cuivre et d'autres métaux de valeur |
| DE102008058605A1 (de) | 2007-12-18 | 2009-07-02 | Sms Demag Ag | Vorrichtung zur Gewinnung von Metallen oder Metallverbindungen, aus einem das Metall oder die Metallverbindung enthaltenden Material |
| ES2377698B1 (es) | 2009-02-27 | 2013-02-14 | Corrugados Azpeitia S.L. | Procedimiento secuencial para la gestión ecológica y limpia de la escoria blanca de acerías en estado pulverulento y equipo para la realización de dicho procedimiento. |
| JP5878166B2 (ja) * | 2010-04-30 | 2016-03-08 | アゲリス グループ アクチエボラグＡｇｅｌｌｉｓ Ｇｒｏｕｐ Ａｂ | 冶金容器内での測定 |
| CN102242231B (zh) * | 2010-09-27 | 2013-04-24 | 山东焦化集团有限公司 | 利用熔融炉渣生产平板型无机非金属材料的方法 |
| DE102011090072A1 (de) | 2011-12-29 | 2013-07-04 | Sms Siemag Ag | Verfahren zur Gewinnung eines Metalls aus einer das Metall enthaltenden Schlacke sowie Vorrichtung zur Gewinnung des Metalls |
| SE1250215A1 (sv) * | 2012-03-08 | 2013-08-06 | Valeas Recycling Ab | Järnreduktionsprocess och anordning därför |
| FI126583B (fi) * | 2014-03-31 | 2017-02-28 | Outotec Finland Oy | Menetelmä ja kantoaine pelkistimen kuten koksin kuljettamiseksi metallurgiseen uuniin ja kantoaineen tuotantomenetelmä |
| DE102014010442A1 (de) * | 2014-07-11 | 2016-01-14 | Aurubis Ag | Verfahren und Vorrichtung zur Aufbereitung von Eisensilikatgestein |
| DE102014019133A1 (de) | 2014-08-26 | 2016-03-17 | Sms Group Gmbh | Verfahren zur Rückgewinnung von Metallen aus der Schlacke |
| EP3521460A1 (en) * | 2014-09-09 | 2019-08-07 | MetOxs Pte. Ltd | A system, apparatus, and process for leaching metal and storing thermal energy during metal extraction |
| CN104928484B (zh) * | 2015-05-21 | 2016-06-15 | 东营方圆有色金属有限公司 | 一种铜冶炼渣处理装置及其方法 |
| DE102016207798A1 (de) * | 2015-11-19 | 2017-05-24 | Sms Group Gmbh | Absetzofen und Verfahren zu seinem Betrieb |
| CN106051776A (zh) * | 2016-07-13 | 2016-10-26 | 北京保利洁科技发展有限公司 | 一种焚烧处理固体废弃物的方法 |
| CN107663589A (zh) * | 2017-10-10 | 2018-02-06 | 东北大学 | 一种由含镍与铁的混合熔渣回收有价组分的方法 |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU574478A1 (ru) * | 1971-10-18 | 1977-09-30 | Предприятие П/Я Г-4911 | Установка дл комплексной переработки полиметаллического сырь |
| WO1997000333A1 (en) * | 1995-06-15 | 1997-01-03 | Mintek | The processing of zinc bearing materials in a dc arc furnace |
| US5765489A (en) * | 1994-11-25 | 1998-06-16 | Von Roll Umwelttechnik Ag | Process for the treatment of solid residue from refuse incineration plants, and apparatus for performing the process |
| RU2121518C1 (ru) * | 1997-05-21 | 1998-11-10 | Открытое акционерное общество "Институт Гинцветмет" | Способ переработки оксидного сырья, содержащего цветные металлы |
Family Cites Families (14)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4036636A (en) * | 1975-12-22 | 1977-07-19 | Kennecott Copper Corporation | Pyrometallurgical process for smelting nickel and nickel-copper concentrates including slag treatment |
| FI63441C (fi) * | 1976-02-23 | 1983-06-10 | Outokumpu Oy | Foerfarande foer framstaellning av raokoppar fraon kopparmalm eller -koncentrat innehaollande skadliga eller ekonomiskt sinifikanta maengder andra icke-jaernmetaller |
| US4060409A (en) | 1976-02-23 | 1977-11-29 | Kennecott Copper Corporation | Mechanically stirred furnace for pyrometallurgical operations and processes |
| US4110107A (en) | 1977-06-16 | 1978-08-29 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Process for reducing molten furnace slags by carbon injection |
| JPS60208489A (ja) * | 1984-04-03 | 1985-10-21 | Nippon Mining Co Ltd | 銅スラグからの有価金属の回収法 |
| PL169695B1 (pl) | 1990-11-20 | 1996-08-30 | Mitsubishi Materials Corp | Sposób ciaglego wytopu miedzi PL PL PL |
| MY110307A (en) | 1990-11-20 | 1998-04-30 | Mitsubishi Materials Corp | Apparatus for continuous copper smelting |
| JPH06174382A (ja) * | 1992-12-07 | 1994-06-24 | Nkk Corp | 直流アーク炉 |
| JP2000501168A (ja) | 1995-11-10 | 2000-02-02 | エムゲーツェー・プラズマ・アクチェンゲゼルシャフト | 熱分解、溶融及びガラス化するため並びに異なった種類の廃棄物及び残滓から有用物質を回収するための装置と方法 |
| WO2000050652A1 (en) * | 1999-02-26 | 2000-08-31 | Mintek | Treatment of metal sulphide concentrates by roasting and arc furnace smelt reduction |
| JP2000337776A (ja) * | 1999-05-25 | 2000-12-08 | Nkk Corp | 溶解炉等における二次燃焼率及び着熱効率の向上方法 |
| TR200201715T2 (tr) | 2000-01-04 | 2002-10-21 | Outokumpu Oyj | Süspansiyon reaktöründe blister bakırı üretimi için yöntem |
| JP3529317B2 (ja) | 2000-03-03 | 2004-05-24 | 日鉱金属株式会社 | 銅製錬炉の操業方法 |
| CA2510506A1 (en) * | 2002-12-16 | 2004-07-15 | Irving I. Dardik | Systems and methods of electromagnetic influence on electroconducting continuum |
-
2006
- 2006-05-16 DE DE200610022779 patent/DE102006022779A1/de not_active Withdrawn
- 2006-06-08 US US11/921,885 patent/US9733016B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2006-06-08 JP JP2007549880A patent/JP5094411B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 2006-06-08 MX MX2007015380A patent/MX2007015380A/es active IP Right Grant
- 2006-06-08 AT AT06754232T patent/ATE387616T1/de active
- 2006-06-08 BR BRPI0614020-3A patent/BRPI0614020B1/pt not_active IP Right Cessation
- 2006-06-08 RU RU2007129748A patent/RU2368673C2/ru not_active IP Right Cessation
- 2006-06-08 DE DE200650000401 patent/DE502006000401D1/de active Active
- 2006-06-08 EP EP20060754232 patent/EP1807671B1/de not_active Not-in-force
- 2006-06-08 KR KR20077014427A patent/KR101139304B1/ko not_active Expired - Fee Related
- 2006-06-08 AU AU2006256916A patent/AU2006256916B2/en not_active Ceased
- 2006-06-08 ES ES06754232T patent/ES2301153T3/es active Active
- 2006-06-08 WO PCT/EP2006/005497 patent/WO2006131372A1/de not_active Ceased
- 2006-06-08 CA CA 2598571 patent/CA2598571C/en not_active Expired - Fee Related
- 2006-06-08 PL PL06754232T patent/PL1807671T3/pl unknown
-
2007
- 2007-06-25 NO NO20073255A patent/NO339493B1/no not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU574478A1 (ru) * | 1971-10-18 | 1977-09-30 | Предприятие П/Я Г-4911 | Установка дл комплексной переработки полиметаллического сырь |
| US5765489A (en) * | 1994-11-25 | 1998-06-16 | Von Roll Umwelttechnik Ag | Process for the treatment of solid residue from refuse incineration plants, and apparatus for performing the process |
| WO1997000333A1 (en) * | 1995-06-15 | 1997-01-03 | Mintek | The processing of zinc bearing materials in a dc arc furnace |
| RU2121518C1 (ru) * | 1997-05-21 | 1998-11-10 | Открытое акционерное общество "Институт Гинцветмет" | Способ переработки оксидного сырья, содержащего цветные металлы |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| US20090211398A1 (en) | 2009-08-27 |
| EP1807671B1 (de) | 2008-02-27 |
| EP1807671A1 (de) | 2007-07-18 |
| JP5094411B2 (ja) | 2012-12-12 |
| RU2007129748A (ru) | 2009-02-10 |
| KR101139304B1 (ko) | 2012-04-26 |
| DE102006022779A1 (de) | 2006-12-21 |
| PL1807671T3 (pl) | 2008-07-31 |
| KR20080015383A (ko) | 2008-02-19 |
| DE502006000401D1 (de) | 2008-04-10 |
| CA2598571C (en) | 2012-08-28 |
| ATE387616T1 (de) | 2008-03-15 |
| MX2007015380A (es) | 2008-02-11 |
| NO339493B1 (no) | 2016-12-19 |
| AU2006256916B2 (en) | 2009-02-19 |
| ES2301153T3 (es) | 2008-06-16 |
| BRPI0614020B1 (pt) | 2015-07-21 |
| AU2006256916A1 (en) | 2006-12-14 |
| JP2008527168A (ja) | 2008-07-24 |
| NO20073255L (no) | 2007-08-07 |
| US9733016B2 (en) | 2017-08-15 |
| WO2006131372A1 (de) | 2006-12-14 |
| CA2598571A1 (en) | 2006-12-14 |
| BRPI0614020A2 (pt) | 2011-03-01 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2371490C1 (ru) | Способ непрерывного или периодического получения металла или нескольких металлов из шлака, содержащего указанный металл или соединение указанного металла | |
| RU2368673C2 (ru) | Способ и установка для извлечения металла из содержащего этот металл шлака | |
| US8088192B2 (en) | Recovery of residues containing copper and other valuable metals | |
| CA1198079A (en) | Refining copper-bearing material contaminated with nickel, antimony and/or tin | |
| CN101238343B (zh) | 从含有金属的炉渣中提取金属的方法和装置 | |
| US11981979B2 (en) | Device and method for preparing low-impurity regenerated brass alloy through step-by-step insertion of electrode | |
| JPS60208489A (ja) | 銅スラグからの有価金属の回収法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20190609 |