RU2391420C1 - Method of fire copper refinement - Google Patents
Method of fire copper refinement Download PDFInfo
- Publication number
- RU2391420C1 RU2391420C1 RU2009124157/02A RU2009124157A RU2391420C1 RU 2391420 C1 RU2391420 C1 RU 2391420C1 RU 2009124157/02 A RU2009124157/02 A RU 2009124157/02A RU 2009124157 A RU2009124157 A RU 2009124157A RU 2391420 C1 RU2391420 C1 RU 2391420C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- slag
- aegirine
- melt
- silicon oxide
- Prior art date
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 98
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 93
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 89
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 21
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 58
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 24
- 229910052641 aegirine Inorganic materials 0.000 claims abstract description 24
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 23
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 23
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 21
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 21
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 14
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 8
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 7
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 6
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims description 28
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 25
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 12
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 35
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 abstract description 17
- 239000012535 impurity Substances 0.000 abstract description 7
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 6
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 4
- 239000011701 zinc Substances 0.000 abstract description 4
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 abstract description 2
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 abstract 1
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 19
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 16
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 15
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 13
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 8
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 6
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 6
- 235000014692 zinc oxide Nutrition 0.000 description 6
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 5
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 5
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 4
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 4
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 4
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910000272 alkali metal oxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 3
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 3
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 3
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000008569 process Effects 0.000 description 3
- 238000010926 purge Methods 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- 229910017121 AlSiO Inorganic materials 0.000 description 2
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical class [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000881 Cu alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 2
- 239000006004 Quartz sand Substances 0.000 description 2
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 description 2
- 229910052586 apatite Inorganic materials 0.000 description 2
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N lead oxide Chemical compound [O-2].[Pb+2] HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 229910052664 nepheline Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010434 nepheline Substances 0.000 description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 2
- VSIIXMUUUJUKCM-UHFFFAOYSA-D pentacalcium;fluoride;triphosphate Chemical compound [F-].[Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[O-]P([O-])([O-])=O.[O-]P([O-])([O-])=O.[O-]P([O-])([O-])=O VSIIXMUUUJUKCM-UHFFFAOYSA-D 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 2
- 235000019352 zinc silicate Nutrition 0.000 description 2
- RNWHGQJWIACOKP-UHFFFAOYSA-N zinc;oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Zn+2] RNWHGQJWIACOKP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052775 Thulium Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 239000004110 Zinc silicate Substances 0.000 description 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005266 casting Methods 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
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 1
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 description 1
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- ZOIVSVWBENBHNT-UHFFFAOYSA-N dizinc;silicate Chemical compound [Zn+2].[Zn+2].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] ZOIVSVWBENBHNT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000001939 inductive effect Effects 0.000 description 1
- HEPLMSKRHVKCAQ-UHFFFAOYSA-N lead nickel Chemical compound [Ni].[Pb] HEPLMSKRHVKCAQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 229910000480 nickel oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N oxolead Chemical compound [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N oxonickel Chemical compound [Ni]=O GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- CHWRSCGUEQEHOH-UHFFFAOYSA-N potassium oxide Chemical class [O-2].[K+].[K+] CHWRSCGUEQEHOH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001950 potassium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 229910001948 sodium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052566 spinel group Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000009182 swimming Effects 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение может быть использовано в металлургии для рафинирования меди, в том числе для переработки вторичных медьсодержащих отходов, а также для разжижения шлаков черной и цветной металлургии.The invention can be used in metallurgy for the refining of copper, including for the processing of secondary copper-containing waste, as well as for liquefying slag of ferrous and non-ferrous metallurgy.
Известен способ огневого рафинирования расплава черной меди [Худяков В.И., Тихонов А.И., Деев В.И., Набойченко С.С. Металлургия меди, никеля и кобальта, часть 1. Металлургия меди, М.: Металлургия, 1977, 147-157, 185-187]. Способ включает окислительную продувку расплава черной меди в конверторе воздухом, загрузку в конвертор кокса в качестве топлива и кварцевого флюса для ошлакования окисленных примесей, раздельный слив из конвертора расплавов шлака и черновой меди. Полученная черновая медь содержит 97-98.3 мас.% меди.A known method of fire refining of a melt of black copper [Khudyakov V.I., Tikhonov A.I., Deev V.I., Naboyuchenko S.S. Metallurgy of copper, nickel and cobalt, part 1. Metallurgy of copper, M .: Metallurgy, 1977, 147-157, 185-187]. The method includes oxidative purging of the black copper melt in the converter with air, loading coke as fuel and quartz flux into the converter for slagging the oxidized impurities, separate discharge of slag and blister copper melts from the converter. The resulting blister copper contains 97-98.3 wt.% Copper.
Основным недостатком способа служит получение относительно тугоплавких шлаков (из-за содержания в них тугоплавких оксидов и силикатов цинка), высокое содержание в шлаках меди 20-30 мас.% и сравнительно невысокое ее извлечение в черновую медь.The main disadvantage of this method is the production of relatively refractory slags (due to the content of refractory zinc oxides and silicates in them), a high content of copper slags of 20-30 wt.% And its relatively low extraction into blister copper.
Известен способ огневого рафинирования черновой меди в анодной печи. Способ включает расплавление черновой меди с помощью топливной горелки, окислительную продувку расплава черновой меди воздухом или кислородовоздушной смесью, загрузку кварцевого флюса в ходе окислительной продувки для ошлакования окисленных примесей, слив шлака, восстановление (раскисление) меди природным газом, разливку полученной анодной меди. При этом для более глубокого рафинирования меди от ряда трудноудаляемых из нее оксидов - никеля, сурьмы и мышьяка, свинца в состав загружаемых флюсов дополнительно вводят соответственно оксиды трехвалентного железа - Fe2O3 (ферриты), оксид кальция - CaO (известь) и соду - Na2CO3, повышенное количество кварца - SiO2 [Ванюков А.В., Уткин Н.И. Комплексная переработка медного и никелевого сырья. М.: Металлургия, 1988, с.306-324]. Способ характеризуется получением шлаков с высоким содержанием в них меди 30-40% и невысокой степенью отделения от меди трудноудаляемых оксидов - свинца и никеля.A known method of fire refining blister copper in the anode furnace. The method includes melting blister copper with a fuel burner, oxidizing blowing molten blister copper with air or an oxygen-air mixture, loading quartz flux during oxidative blowing to slag oxidized impurities, draining slag, recovering (deoxidizing) copper with natural gas, casting the obtained anode copper. In this case, for deeper refining of copper from a number of oxides that are difficult to remove from it - nickel, antimony, arsenic, and lead, ferric oxides - Fe 2 O 3 (ferrites), calcium oxide - CaO (lime), and soda - are additionally introduced into the composition of the loaded fluxes Na 2 CO 3 , an increased amount of quartz - SiO 2 [Vanyukov A.V., Utkin N.I. Complex processing of copper and nickel raw materials. M .: Metallurgy, 1988, p. 306-324]. The method is characterized by the production of slag with a high copper content of 30-40% in them and a low degree of separation of hard-to-remove oxides of lead and nickel from copper.
Наиболее близким, выбранным за прототип, является способ огневого рафинирования меди с наведением в ванне печи железистых шлаков, включающий плавление медьсодержащих материалов с флюсом, в состав которого входит оксид кремния и железо, окисление медного расплава с добавлением флюса и отделение шлака от меди. При этом железо в результате его окисления и ошлакования оксидом кремния образует в печи железистые силикатные шлаки, в которых растворяются оксиды других примесных металлов [заявка на изобретение №2007126129]. Основными недостатками способа являются сравнительно высокое содержание меди в рафинировочных шлаках и в том числе в виде медной металлической фазы, невысокое извлечение меди в товарный продукт, относительно высокая температура плавления шлаков из-за содержания в них тугоплавких оксидов - магнетита и оксидных соединений цинка, сравнительно высокое содержание в рафинированной меди, свинца и никеля.The closest one selected for the prototype is a method of fire refining of copper by inducing iron slag in the furnace bath, including melting copper-containing materials with flux, which includes silicon oxide and iron, oxidizing the copper melt with the addition of flux and separating the slag from copper. In this case, iron, as a result of its oxidation and slagging with silicon oxide, forms ferrous silicate slags in the furnace, in which oxides of other impurity metals are dissolved [patent application No. 2007126129]. The main disadvantages of the method are the relatively high copper content in refining slags, including in the form of a copper metal phase, the low copper recovery into a marketable product, the relatively high melting point of the slag due to the content of refractory oxides such as magnetite and zinc oxide compounds, and relatively high content in refined copper, lead and nickel.
Задачами являются уменьшение содержания в рафинировочных шлаках меди и в том числе в виде металлической фазы, снижение температуры плавления шлаков при переработке полиметаллического цинксодержащего медного сырья, повышение степени рафинирования меди от примесей свинца и никеля.The objectives are to reduce the content of copper in refining slags, including in the form of a metal phase, reduce the melting point of slags during processing of polymetallic zinc-containing copper raw materials, and increase the degree of copper refining from lead and nickel impurities.
Предложен способ огневого рафинирования меди. Он включает плавление медьсодержащих материалов с флюсом, в состав которого входит оксид кремния и железо, с получением в ванне печи расплавов металлического медного сплава и шлака при температуре 1220-1240°С.A method of fire refining of copper is proposed. It includes the melting of copper-containing materials with a flux, which includes silicon oxide and iron, to obtain melts of a metallic copper alloy and slag in a bath furnace at a temperature of 1220-1240 ° C.
Затем при этой же температуре проводят окисление металлического медного расплава. Для этого медный расплав продувают кислородовоздушной газовой смесью. После расплавления и параллельно с продувкой кислородосодержащим газом дополнительно добавляют флюс, содержащий смесь эгиринового концентрата и оксида кремния - SiO2 при следующих соотношениях, мас.%: концентрат - 75-15%, оксид кремния - 25-85%. Концентрат содержит ~ 80-85 мас.% эгирина - Na, Fe [Si2 O6], ~ 5-7 мас.% нефелина - KNa3 [AlSiO4]4, ~ 3-5 мас.% сфена - CaTiSiO4, ~ 3-4 мас.% апатита - Ca10 (РО4)6, ~ 4 мас.% - примеси. Эгириновый концентрат может состоять полностью из эгирина. После завершения окисления медного расплава отключают продувку его воздухом. Затем рафинировочный шлак сливают из печи. Медный расплав далее раскисляют по известным технологиям и получают рафинированную или анодную медь. Подача в ванну печи эгиринового концентрата (ЭК), имеющего температуру расплавления (ликвидуса) Тпл ЭК ~ 1150-1160°С по сравнению с кварцевым флюсом Тпл (SiO2) ~ 1720°C обеспечивает снижение температуры расплавления шлаков, содержащих тугоплавкие составляющие и в том числе магнетит (Тпл Fe3O4 ~ 1594°С), оксид цинка (Тпл ZnO ~ 1975°С), силикат цинка ZnO·SiO2 (Тпл ZnO·SiO2 ~ 1440°C) и другие. Снижение температуры плавления шлаков происходит из-за образования в шлаке более легкоплавких силикатов и шпинелей, содержащих оксиды щелочных металлов - натрия и калия. Оксиды натрия и калия, изначально содержащиеся в эгириновом концентрате, поступают в ванну печи при его загрузке.Then, at the same temperature, metal copper melt is oxidized. To do this, the copper melt is purged with an oxygen-air gas mixture. After melting and in parallel with purging with an oxygen-containing gas, a flux is additionally added containing a mixture of aegirine concentrate and silicon oxide - SiO 2 in the following ratios, wt.%: Concentrate - 75-15%, silicon oxide - 25-85%. The concentrate contains ~ 80-85 wt.% Aegirine - Na, Fe [Si 2 O 6 ], ~ 5-7 wt.% Nepheline - KNa 3 [AlSiO 4 ] 4 , ~ 3-5 wt.% Sphene - CaTiSiO 4 , ~ 3-4 wt.% Apatite - Ca 10 (PO 4 ) 6 , ~ 4 wt.% - impurities. Aegirine concentrate may consist entirely of aegirine. After completion of the oxidation of the copper melt, blowing it off with air is turned off. Then, the refining slag is drained from the furnace. The copper melt is further deoxidized by known techniques to produce refined or anode copper. Submission of an aegirine concentrate (EC) to the furnace bath having a melting point (liquidus) of melting temperature of ~ 1150-1160 ° С compared with quartz flux of melting point (SiO 2 ) of ~ 1720 ° C provides a decrease in the melting temperature of slags containing refractory components, including including magnetite (Tm Fe 3 O 4 ~ 1594 ° C), zinc oxide (Tm ZnO ~ 1975 ° C), zinc silicate ZnO · SiO 2 (Tm ZnO · SiO 2 ~ 1440 ° C) and others. The decrease in the melting point of the slag occurs due to the formation in the slag of more fusible silicates and spinels containing alkali metal oxides - sodium and potassium. The sodium and potassium oxides originally contained in the aegirine concentrate enter the furnace bath when it is charged.
При известной для огневого рафинирования меди оптимальной температуре расплавов металла и шлака в ванне печи - Тв снижение температуры образования и расплавления шлака - Тпл приводит в процессе к относительному перегреву шлака над точкой ликвидуса или увеличению а=Т в Тпл. Это обеспечивает разжижение и уменьшение вязкости шлака. Именно разжижение и уменьшение вязкости шлаков объясняет причину снижения содержания металлической медной фазы в рафинировочных медных шлаках при использовании феррит-натриевого силиката - эгиринового концентрата в качестве компонента флюса. Поступление в ванну печи оксидов Na2O и Fe2О3 в составе эгиринового концентрата обеспечивает уменьшение содержания в шлаках оксидов меди, поскольку в ферритах щелочных металлов, а также в составляющих его оксидах медь не растворима и феррит натрия вытесняет в результате химического взаимодействия оксиды меди из шлаков в медный расплав, которые в нем растворяются. Поступление в ванну печи оксидов Na2O, K2O и SiO2 в составе эгиринового концентрата и в целом сравнительно небольшой удельный вес 3.2-3.6 г/см3 концентрата и оксидов щелочных металлов (Na2O - 2.8 г/см3 и K2О - 2.3 г/см3) обеспечивают повышение степени окислительного рафинирования меди от свинца. Это происходит в результате химического взаимодействия этих оксидов с оксидом свинца в ванне печи с образованием силикатов переменного состава x1Na2O·x2K2Ox3 PbO·x4 SiO2 (где x1, x, x3, x4 - количества молей оксидов). Эти силикаты из-за содержания в них оксидов щелочных металлов сравнительно легкоплавки (Тпл 2Na2O·SiO2 ~ 800°С и Тпл K2О·4SiO2 ~ 765°С) и обладают относительно небольшим удельным весом. С уменьшением, таким образом, удельного веса и увеличением плавкости образующихся нерастворимых химических соединений свинца в жидкой меди степень их перехода в шлак увеличивается и содержание свинца в меди уменьшается. Подача в ванну печи оксидов Fe2О3 в составе эгиринового концентрата обеспечивает повышение степени окислительного рафинирования меди от никеля. Оксиды трехвалентного железа соединяются в прочные химические соединения с оксидом никеля и образуют в шлаках ферриты никеля переменного состава xNiOyFe2О3 (где x и y - количества соответствующих молей оксидов), в которых медь не растворима. Этим объясняется снижение содержания никеля в рафинированной меди при использовании эгирина, а также уменьшение содержания оксидной медной фазы в шлаках при образовании ферритов никеля.When the optimum temperature of the melts of metal and slag in the furnace bath is known for fire refining of copper - Tv, a decrease in the temperature of formation and melting of slag - Tm leads in the process to relative overheating of the slag above the liquidus point or to increase a = T in Tm. This provides a dilution and a decrease in slag viscosity. It is the liquefaction and decrease in slag viscosity that explains the reason for the decrease in the content of the metallic copper phase in refining copper slags when using ferrite-sodium silicate - aegirine concentrate as a component of the flux. Release in the bath furnace Na 2 O oxides and Fe 2 O 3 in the composition aegirite concentrate reduces the content in the slags in copper oxides as ferrites of alkali metals, as well as its constituent oxides of copper is insoluble and sodium ferrite displaces as a result of chemical interaction between the oxides of copper from slag to copper melt, which dissolve in it. The intake of Na 2 O, K 2 O and SiO 2 oxides in the aegirine concentrate and, in general, a relatively small specific gravity of 3.2-3.6 g / cm 3 of concentrate and alkali metal oxides (Na 2 O - 2.8 g / cm 3 and K 2 O - 2.3 g / cm 3 ) provide an increase in the degree of oxidative refining of copper from lead. This occurs as a result of the chemical interaction of these oxides with lead oxide in the furnace bath with the formation of silicates of variable composition x 1 Na 2 O · x 2 K 2 Ox 3 PbO · x 4 SiO 2 (where x 1 , x, x 3 , x 4 - the number of moles of oxides). Due to the content of alkali metal oxides in them, these silicates are relatively low melting point (Tm 2Na 2 O · SiO 2 ~ 800 ° C and Tm K 2 O · 4SiO 2 ~ 765 ° C) and have a relatively small specific gravity. With a decrease in the specific gravity and an increase in the fusibility of the resulting insoluble chemical compounds of lead in liquid copper, the degree of their transition to slag increases and the lead content in copper decreases. Feeding of Fe 2 O 3 oxides to the bathtub furnace as part of an aegirine concentrate provides an increase in the degree of oxidative refining of copper from nickel. Ferric oxides are combined into strong chemical compounds with nickel oxide and form nickel ferrites of variable composition xNiOyFe 2 О 3 in slags (where x and y are the amounts of corresponding moles of oxides) in which copper is insoluble. This explains the decrease in the nickel content in refined copper when using aegirine, as well as the decrease in the content of the copper oxide phase in the slag during the formation of nickel ferrites.
При увеличении массовой доли концентрата или эгирина в флюсе более 75% происходит увеличение вязкости рафинировочных шлаков и образование в них стекловидной силикатной фазы. Это снижает степень обеднения шлака по содержанию в нем металлической медной фазы (корольков меди), а также степень рафинирования меди от свинца и никеля из-за ухудшения массопереноса в шлаке и уменьшения в данном случае массовой скорости физико-химических процессов отделения из меди в шлак свинца и никеля. При уменьшении массовой доли концентрата или эгирина в флюсе менее 15% влияние эгирина на снижение вязкости является недостаточным для уменьшения содержания меди в рафинировочных шлаках.With an increase in the mass fraction of concentrate or aegirine in the flux of more than 75%, the viscosity of refining slags increases and a glassy silicate phase forms in them. This reduces the degree of slag depletion in the content of the metallic copper phase (kings of copper) in it, as well as the degree of refining of copper from lead and nickel due to the deterioration of mass transfer in the slag and, in this case, the decrease in the mass rate of physicochemical processes of separation from copper to lead slag and nickel. With a decrease in the mass fraction of concentrate or aegirine in the flux of less than 15%, the effect of aegirine on reducing viscosity is insufficient to reduce the copper content in refining slags.
При температуре огневого рафинирования меди менее 1220°С возрастает вязкость шлаков и снижается массовая скорость осаждения из них корольков меди в медный расплав. Это приводит к повышению в шлаке содержания меди. Кроме того, затрудняется полное скачивание шлака из печи из-за его высокой вязкости. При температуре шлака в ванне печи более 1240°С происходит химическое взаимодействие шлака с огнеупорной футеровкой (хромомагнезитовой) и ее растворение в шлаке. Содержание оксида кремния 25-85 обусловлено содержанием концентрата или эгирина во флюсе.At a copper refining temperature of less than 1220 ° С, the viscosity of slag increases and the mass deposition rate of copper kings from them into a copper melt decreases. This leads to an increase in the content of copper in the slag. In addition, it is difficult to completely download slag from the furnace due to its high viscosity. When the slag temperature in the furnace bath is more than 1240 ° С, the slag chemically interacts with the refractory lining (chromomagnesite) and dissolves it in the slag. The content of silicon oxide 25-85 due to the content of the concentrate or aegirine in the flux.
Пример. Испытания проводились в промышленном масштабе на 200-тонной поворотной анодной печи типа МЕРЦ. Подача шихтовых материалов включала порционную их загрузку через два рабочих окна в ванну печи с помощью механизированного погрузчика. При включенной горелке и сжигании природного газа с коэффициентом избытка кислорода воздуха 1.2 в ванну печи порциями по 15-20 тонн загружалась металлическая шихта следующего состава, %: 45-50 - черновая медь (продукт переработки вторичных медных сплавов) и 55-50 - вторичные медные отходы, содержащие металлическое железо. Кроме того, в ванну загружался кварцевый песок с содержанием 89.6% SiO2 в количестве 0.11% от массы загружаемой меди. Загрузка порции шихты велась после расплавления предыдущей. Температура медного расплава поддерживалась на уровне 1220-1240°С. Плавки проводили с заданным составом шихты. Ее компоненты перед началом испытаний накапливались и усреднялись. Средний состав черновой меди составил, %: 98.66 Cu, 0.805 Pb, 0.027 Zn, 0.070 Sn, 0.342 Ni, 0.009 Fe, 0.087 прочие, а средний состав медьсодержащих отходов, %: 94.6 Cu, 0.32 Pb, 1.88 Zn, 1.39 Sn, 0.2 Ni, 0.3 Fe, 1.5 прочие. После наполнения ванны печи расплавом в количестве 190-195 тонн по меди горелка отключалась. Далее проводилось окислительное рафинирование медного расплава: продувка его воздухом (в количестве 1500 нм3/час) с загрузкой в ванну флюса, состоящего из смеси эгиринового концентрата и кварцевого песка. Флюс загружался порциями по 1.9-2.0 тонны по мере его расплавления в ванне и температуре расплава шлака в печи 1220-1240°С. Концентрат содержал, мас.%: 82.5 эгирина - Na, Fe[Si2О6], 6.7 нефелина - KNa3 [AlSiO4]4, 4.3 сфена - CaTiSiO4, 3.1 апатита - Ca10(РО4)6, 3.4 прочих, состоящих в основном из титаномагнетита. После завершения окислительного рафинирования медного расплава его продувка воздухом отключалась. Из ванны отбиралась проба медного расплава, и экспресс-анализом определялся его основной состав и в том числе содержание в нем свинца и никеля. Затем проводился слив шлака в ковши. В каждом сливе шлака велся отбор проб шлака, которые затем усреднялись для каждой плавки. Определялся химический состав шлака и в том числе содержание в нем меди, свинца, никеля и, кроме того, измерялась температура плавления шлака (ликвидуса). (После слива шлака отрафинированный от примесных металлов медный расплав раскисляли по известной технологии с помощью природного газа и получали анодную медь, соответствующую заданным требованиям по качеству, которую разливали в изложницы.) Описанным выше способом проведена серия плавок, результаты которых приведены в таблице 1. Опытные плавки отличались соотношением во флюсе эгиринового концентрата и кварцевого флюса, а также расходом флюса на огневое окислительное рафинирование медного расплава, таблица 1. При подаче в ванну печи на окислительное рафинирование расплава меди оптимальной смеси концентрата феррит-натриевого силиката - Na, Fe[Si2О6] и оксида кремния - SiO2 в количестве, соответствующем массовому содержанию концентрата в их смеси 75%, таблица 1, получен шлак следующего состава, мас.%: 13.4 Cu в виде металлической (мет) и оксидной фазы (2.4 Cuмет + 12.4 Cu2О), 22.9 SiO2, 8.4 Al2О3, 8.2 CaO, 1.5 MgO, 3.3 Na2O, 0.7 K2O, 13.8 FeO, 8.3 Fe2O3, 6.7 ZnO, 1.9 SnO, 0.7 NiO, 4.8 PbO, 4 других соединения. После окислительного рафинирования в опытных плавках медный расплав содержал 99.3-99.53% меди и ее содержание в нем увеличивалось при уменьшении содержания свинца и никеля в медном расплаве, таблица 1.Example. The tests were carried out on an industrial scale on a 200-ton rotary anode furnace of the MERC type. The supply of charge materials included their portioned loading through two working windows into the furnace bath using a mechanized loader. When the burner is turned on and natural gas is burned with an excess oxygen coefficient of 1.2, a metal mixture of the following composition was loaded in batches of 15-20 tons in batches of 15-20 tons,%: 45-50 - blister copper (a product of processing secondary copper alloys) and 55-50 - secondary copper waste containing metallic iron. In addition, quartz sand with a content of 89.6% SiO 2 in the amount of 0.11% by weight of the loaded copper was loaded into the bath. Loading a portion of the charge was carried out after the previous melting. The temperature of the copper melt was maintained at a level of 1220-1240 ° C. Smelting was carried out with a given composition of the charge. Its components were accumulated and averaged before testing. The average composition of blister copper was,%: 98.66 Cu, 0.805 Pb, 0.027 Zn, 0.070 Sn, 0.342 Ni, 0.009 Fe, 0.087 other, and the average composition of copper-containing waste,%: 94.6 Cu, 0.32 Pb, 1.88 Zn, 1.39 Sn, 0.2 Ni, 0.3 Fe, 1.5 others. After filling the furnace bath with the melt in the amount of 190-195 tons of copper, the burner was turned off. Next, the oxidative refining of the copper melt was carried out: blowing it with air (in an amount of 1500 nm 3 / h) with loading into the bath a flux consisting of a mixture of aegirine concentrate and quartz sand. The flux was loaded in portions of 1.9–2.0 tons as it melted in the bath and the temperature of the slag melt in the furnace was 1220–1240 ° С. The concentrate contained, wt%: 82.5 aegirine — Na, Fe [Si 2 O 6 ], 6.7 nepheline — KNa 3 [AlSiO 4 ] 4 , 4.3 sphene — CaTiSiO 4 , 3.1 apatite — Ca 10 (PO 4 ) 6 , 3.4 others consisting mainly of titanomagnetite. After the completion of the oxidative refining of the copper melt, its air purge was switched off. A sample of the copper melt was taken from the bathtub, and its basic composition, including the content of lead and nickel in it, was determined by express analysis. Then slag was drained into buckets. In each slag discharge, slag samples were taken, which were then averaged for each heat. The chemical composition of the slag was determined, including the content of copper, lead, nickel in it, and, in addition, the melting point of the slag (liquidus) was measured. (After draining the slag, the copper melt refined from impurity metals was deoxidized using a known technology using natural gas and anode copper was obtained that corresponded to the specified quality requirements, which was poured into the molds.) A series of heats was carried out by the method described above, the results of which are shown in Table 1. Experimental swimming trunks differed in the ratio in the flux of aegirine concentrate and quartz flux, as well as in the consumption of flux for the fire oxidative refining of copper melt, table 1. When fed to the furnace bath hydrosoluble refining molten copper optimal mixture ferrite sodium silicate concentrate - Na, Fe [Si 2 O 6] and silica - SiO 2 in an amount corresponding to the mass content of the concentrate in a mixture of 75%, Table 1 is obtained slag following composition. %: 13.4 Cu in the form of a metal (meth) and oxide phase (2.4 Cumet + 12.4 Cu 2 О), 22.9 SiO 2 , 8.4 Al 2 О 3 , 8.2 CaO, 1.5 MgO, 3.3 Na 2 O, 0.7 K 2 O, 13.8 FeO, 8.3 Fe 2 O 3, 6.7 ZnO, SnO 1.9, 0.7 NiO, 4.8 PbO, 4 other compound. After oxidative refining in experimental melts, the copper melt contained 99.3-99.53% copper and its content in it increased with a decrease in the content of lead and nickel in the copper melt, table 1.
свинца никеляThe content in refined copper, wt.%
nickel lead
Способ огневого рафинирования меди с дополнительным добавлением для окисления флюса, состоящего из смеси оксида кремния и природного эгиринового концентрата - феррит-натриевого силиката (опыты 3-7, таблица 1), обеспечивает снижение содержания меди в рафинировочных шлаках на 35 отн.%, уменьшение температуры расплавления шлака на 15 отн.%, снижение содержания свинца и никеля в меди соответственно на 35 и 21 отн.%. При этом из-за снижения температуры плавления шлака улучшаются показатели процесса. Использование в качестве концентрата природного эгирина (опыт 8) также позволяет улучшить показатели способа огневого рафинирования меди.The method of fire refining of copper with an additional addition for the oxidation of flux, consisting of a mixture of silicon oxide and natural aegirine concentrate - sodium ferrite silicate (experiments 3-7, table 1), reduces the copper content in refining slags by 35 rel.%, Temperature reduction melting of slag by 15 rel.%, a decrease in the content of lead and nickel in copper by 35 and 21 rel.%, respectively. At the same time, due to a decrease in the melting point of the slag, process indicators are improved. The use of natural aegirine as a concentrate (experiment 8) also improves the performance of the copper refining fire method.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009124157/02A RU2391420C1 (en) | 2009-06-24 | 2009-06-24 | Method of fire copper refinement |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009124157/02A RU2391420C1 (en) | 2009-06-24 | 2009-06-24 | Method of fire copper refinement |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2391420C1 true RU2391420C1 (en) | 2010-06-10 |
Family
ID=42681537
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009124157/02A RU2391420C1 (en) | 2009-06-24 | 2009-06-24 | Method of fire copper refinement |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2391420C1 (en) |
Cited By (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2496894C1 (en) * | 2012-06-14 | 2013-10-27 | Ирина Анатольевна Бобкова | Copper refining method |
| WO2015099555A1 (en) | 2013-12-23 | 2015-07-02 | Виктор Викторович ШИГИН | Method for the combined casting and rolling of copper alloys from copper scrap |
| CN109554563A (en) * | 2019-01-23 | 2019-04-02 | 北京科技大学 | A method of reducing complicated pluralism brass alloys impurity element nickel |
| CN109971975A (en) * | 2019-03-18 | 2019-07-05 | 铜陵有色金属集团股份有限公司 | A kind of crude copper refining method |
| CN109971974A (en) * | 2019-03-18 | 2019-07-05 | 铜陵有色金属集团股份有限公司 | A kind of production technology of blister refining |
| CN110983067A (en) * | 2019-12-31 | 2020-04-10 | 绵阳铜鑫铜业有限公司 | Secondary copper refining process |
| CN117051254A (en) * | 2023-08-28 | 2023-11-14 | 昆明冶金研究院有限公司 | Slag type optimizing agent for smelting copper and preparation method and application thereof |
| CN117512354A (en) * | 2023-11-03 | 2024-02-06 | 江西铜业（清远）有限公司 | A method for smelting recycled copper to reduce copper content in slag |
| RU2840612C1 (en) * | 2020-10-06 | 2025-05-26 | Ниппон Файбер Корпорейшн | Inorganic oxides flakes resistant to radiation |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU92836A1 (en) * | 1950-08-04 | 1950-11-30 | В.А. Ванюков | Method of fire refining blister copper |
| GB1366547A (en) * | 1970-10-14 | 1974-09-11 | Metallo Chimique Sa | Copper refining process process for recovering metal f''' slags |
| SU1105512A1 (en) * | 1983-05-20 | 1984-07-30 | Предприятие П/Я А-7155 | Flux for refining blister copper |
| SU1406198A1 (en) * | 1986-07-14 | 1988-06-30 | Уральский политехнический институт им.С.М.Кирова | Method of refining copper |
| US4802916A (en) * | 1985-03-20 | 1989-02-07 | Inco Limited | Copper smelting combined with slag cleaning |
| RU2116366C1 (en) * | 1997-05-28 | 1998-07-27 | Закрытое акционерное общество Научно-производственное предприятие "ФАН" | Method of copper recovery by pyrometallurgical technique |
-
2009
- 2009-06-24 RU RU2009124157/02A patent/RU2391420C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU92836A1 (en) * | 1950-08-04 | 1950-11-30 | В.А. Ванюков | Method of fire refining blister copper |
| GB1366547A (en) * | 1970-10-14 | 1974-09-11 | Metallo Chimique Sa | Copper refining process process for recovering metal f''' slags |
| SU1105512A1 (en) * | 1983-05-20 | 1984-07-30 | Предприятие П/Я А-7155 | Flux for refining blister copper |
| US4802916A (en) * | 1985-03-20 | 1989-02-07 | Inco Limited | Copper smelting combined with slag cleaning |
| SU1406198A1 (en) * | 1986-07-14 | 1988-06-30 | Уральский политехнический институт им.С.М.Кирова | Method of refining copper |
| RU2116366C1 (en) * | 1997-05-28 | 1998-07-27 | Закрытое акционерное общество Научно-производственное предприятие "ФАН" | Method of copper recovery by pyrometallurgical technique |
Cited By (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2496894C1 (en) * | 2012-06-14 | 2013-10-27 | Ирина Анатольевна Бобкова | Copper refining method |
| WO2015099555A1 (en) | 2013-12-23 | 2015-07-02 | Виктор Викторович ШИГИН | Method for the combined casting and rolling of copper alloys from copper scrap |
| CN109554563A (en) * | 2019-01-23 | 2019-04-02 | 北京科技大学 | A method of reducing complicated pluralism brass alloys impurity element nickel |
| CN109971975A (en) * | 2019-03-18 | 2019-07-05 | 铜陵有色金属集团股份有限公司 | A kind of crude copper refining method |
| CN109971974A (en) * | 2019-03-18 | 2019-07-05 | 铜陵有色金属集团股份有限公司 | A kind of production technology of blister refining |
| CN109971974B (en) * | 2019-03-18 | 2021-07-27 | 铜陵有色金属集团股份有限公司 | Production process for refining blister copper |
| CN110983067A (en) * | 2019-12-31 | 2020-04-10 | 绵阳铜鑫铜业有限公司 | Secondary copper refining process |
| RU2840612C1 (en) * | 2020-10-06 | 2025-05-26 | Ниппон Файбер Корпорейшн | Inorganic oxides flakes resistant to radiation |
| CN117051254A (en) * | 2023-08-28 | 2023-11-14 | 昆明冶金研究院有限公司 | Slag type optimizing agent for smelting copper and preparation method and application thereof |
| CN117512354A (en) * | 2023-11-03 | 2024-02-06 | 江西铜业（清远）有限公司 | A method for smelting recycled copper to reduce copper content in slag |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2391420C1 (en) | Method of fire copper refinement | |
| JP6960926B2 (en) | Lithium-rich metallurgical slag | |
| RU2476611C2 (en) | Extraction of metals from wastes containing copper and other metals of value | |
| AU2004276430B2 (en) | Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
| CN100392123C (en) | Recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
| CN102162037B (en) | Method for depleting refining slag of copper | |
| KR102774613B1 (en) | Improved copper smelting process | |
| EP4347906A1 (en) | Recovery of nickel and cobalt from li-ion batteries or their waste | |
| KR20200094209A (en) | Improved dry metallurgical process | |
| CN101029345B (en) | Production of low-phosphor electroslag melt steel | |
| RU2219264C2 (en) | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals | |
| JP7753571B2 (en) | Recovery of nickel and cobalt from black mass. | |
| JP2017201048A (en) | Copper refining slag treatment method | |
| KR102489797B1 (en) | Improved Solder Manufacturing Process | |
| RU2258091C1 (en) | Method of recovering silver from waste | |
| RU2354710C2 (en) | Method for complex reprocessing of metal iron concentrate, containing nonferrous and precious metals | |
| KR102664172B1 (en) | Recovery of nickel and cobalt from Li-ion batteries or their waste | |
| RU2224034C1 (en) | Platinum metal extraction method | |
| RU2382089C1 (en) | Reprocessing method of ferrimanganese bases and concentrates with receiving of alloy with carbon-reduction process | |
| RU2496894C1 (en) | Copper refining method | |
| RU2352645C1 (en) | Method of steel smelting in arc electric steel-making furnace | |
| SU722974A1 (en) | Covering flux for casting lead based scrap and wastes | |
| WO2023224516A1 (en) | Alloy for processing of iron melts in the processes of ferrous metallurgy | |
| JP6474811B2 (en) | Treatment of high sulfur solids | |
| SU740839A1 (en) | Method of master alloy smelting |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160625 |