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WO2019038866A1 - 銅製錬炉の精鉱バーナ及び銅製錬炉の操業方法 - Google Patents

銅製錬炉の精鉱バーナ及び銅製錬炉の操業方法 Download PDF

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WO2019038866A1
WO2019038866A1 PCT/JP2017/030193 JP2017030193W WO2019038866A1 WO 2019038866 A1 WO2019038866 A1 WO 2019038866A1 JP 2017030193 W JP2017030193 W JP 2017030193W WO 2019038866 A1 WO2019038866 A1 WO 2019038866A1
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WO
WIPO (PCT)
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smelting furnace
copper smelting
raw material
starting material
additive
Prior art date
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Ceased
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PCT/JP2017/030193
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English (en)
French (fr)
Inventor
本村竜也
相馬悠紀
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Pan Pacific Copper Co Ltd
Original Assignee
Pan Pacific Copper Co Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Pan Pacific Copper Co Ltd filed Critical Pan Pacific Copper Co Ltd
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Priority to PCT/JP2017/030193 priority patent/WO2019038866A1/ja
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    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27DDETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/18Charging particulate material using a fluid carrier
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0028Smelting or converting
    • C22B15/0047Smelting or converting flash smelting or converting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0028Smelting or converting
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    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27DDETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/16Introducing a fluid jet or current into the charge
    • F27D2003/168Introducing a fluid jet or current into the charge through a lance

Definitions

  • the present invention relates to a copper smelting furnace concentrate burner and a method of operating a copper smelting furnace.
  • the raw material to be treated by copper smelting is shifting from a raw material composition based on copper concentrate to a raw material composition in which the ratio of high earning raw materials is increased.
  • the processing of the high-margin raw material results in an increase in the amount of formation of hardly meltable substances mainly composed of magnetite (Fe 3 O 4 ) in the furnace.
  • the mechanism was not specified, and it was only possible to take post-response measures after the reactor situation deteriorated.
  • there is no other effective solution and it is forced to deteriorate the operation over a long period of time, and the profitability is greatly deteriorated.
  • Patent Document 1 As a prior art, there has been disclosed a method for coping with in-furnace due to peroxide slag (Fe 3 O 4 or the like) generated by solid-gas reaction deterioration at the reaction shaft, and to increase the intermediate layer (eg, Patent Document 1) reference).
  • the technology in addition to being a post-procedure technology, the technology is not effective under operating conditions where high-margin raw materials have increased, and is not a sufficient countermeasure.
  • An object of this invention is to provide the operation method of the concentrate burner of a copper smelting furnace which can control injection
  • the concentrate burner of the copper smelting furnace according to the present invention is a concentrate burner of a copper smelting furnace which is mounted on the upper portion of the reaction shaft of the copper smelting furnace and feeds starting materials including copper concentrate into the copper smelting furnace
  • the addition port of the additive feeding portion may be formed after the raw material feeding portion.
  • the addition port of the additive feeding portion may be formed in a chute portion provided at an upper portion of the raw material feeding portion.
  • the addition port of the additive introduction portion is formed in the dispersion cone provided at the lower end of the lance that forms a passage for passing the inside of the raw material introduction portion and dispersing the starting material into the copper smelting furnace. It may be done.
  • the solid additive can be a Fe metal source.
  • an additive is provided separately from a raw material feeding portion for feeding a starting material into the reaction shaft and the raw material feeding portion, and an additive for charging a solid additive to be added to the starting material
  • the solid additive can be a Fe metal source.
  • the input of the solid additive can be controlled.
  • FIG. 1 is a schematic view of a self-fluxing smelting furnace (hereinafter referred to as “self-fluxing furnace”) 1 used in an embodiment of a copper smelting method.
  • the flash smelting furnace 1 includes a furnace body 2.
  • the furnace body 2 has a structure in which a reaction shaft 3, a stapler 4 and an uptake 5 are arranged in order.
  • a concentrate burner 10 is provided on the upper portion 3 a of the reaction shaft 3.
  • the self-melting furnace 1 in the present embodiment is a copper smelting furnace.
  • the reaction from the concentrate burner 10 is a reaction containing oxygen, together with a raw material for copper smelting such as copper concentrate, a solvent, a recycled raw material, etc. (hereinafter, these solid raw materials are referred to as starting materials).
  • Gas is introduced into the reaction shaft 3.
  • the raw material for copper smelting is oxidized according to the following reaction formula (1) or the like, and is separated into the mat 50 and the slag 60 at the bottom of the reaction shaft 3 as illustrated in FIG.
  • reaction formula (1) Cu 2 S ⁇ FeS corresponds to the main component of the mat, and FeO ⁇ SiO 2 corresponds to the main component of the slag.
  • Silicate is used as a solvent.
  • oxygen-enriched air can be used as a reaction gas.
  • Oxygen enriched air is air having an oxygen concentration higher than that of natural atmosphere.
  • oxygen enriched air has an oxygen concentration of 60% by volume to 90% by volume. Thereby, a sufficient oxidation reaction can be generated in the raw material for copper smelting.
  • the reaction gas of the present embodiment is introduced into the reaction shaft 3 as a main gas for reaction for reaction and an auxiliary gas for reaction, as described in detail later.
  • the components of the raw material for copper smelting are, for example, Cu: 26 mass% to 32 mass%, Fe: 25 mass% to 29 mass%, S: 29 mass% to 35 mass%, SiO 2 : 5 mass% to 10 mass%, Al 2 O 3 : 1 mass% It is ⁇ 3 mass%.
  • the component of the copper concentrate having a high Al content is, for example, Cu: 24 mass% to 30 mass%, Fe: 23 mass% to 28 mass%, S: 29 mass% to 35 mass%, SiO 2 : 7 mass% to 12 mass%, Al 2 O 3 : 3 mass% to 7 mass%.
  • Al 2 O 3 forms a complex oxide (FeAl 2 O 4 ) with FeO and dissolves in magnetite (Fe 3 O 4 ).
  • FeAl 2 O 4 complex oxide
  • Fe 3 O 4 magnetite
  • the presence of Al 2 O 3 generates magnetite spinel and stabilizes Fe 3 O 4 .
  • the amount of solid Fe 3 O 4 in the molten metal increases, the fluidity of the slag deteriorates, and slag loss tends to increase due to the deterioration of the separability of the slag and the mat.
  • the oxygen potential decreases due to the coexistence of the molten metal and the Fe metal, the oxidation of FeO is suppressed, and the Al 2 O 3 allowable concentration in the slag 60 increases. As a result, the formation of the complex oxide (FeAl 2 O 4 ) and Fe 3 O 4 is suppressed.
  • FIG. 2 is an explanatory view schematically showing a concentrate burner of the embodiment.
  • FIG. 3 is an explanatory view showing a dispersion cone as viewed from the side A in FIG. FIG. 4: is explanatory drawing which shows typically a mode that a starting material and Fe metal source are supplied by the concentrate burner of embodiment.
  • the concentrate burner 10 is provided on the upper portion 3a of the reaction shaft 3, and in addition to the starting material and the Fe metal source, the reaction main blowing gas, the reaction auxiliary gas, and the dispersing gas (reaction Supply to the furnace body 2).
  • the concentrate burner 10 includes an air inlet 11.
  • the air introduction part 11 has the funnel-shaped part 11a in which the air intake 11a1 was formed.
  • An air pipe 12 is connected to the air inlet 11a1, and as shown by arrow 32 in FIG. 4, the main blowing gas for reaction is introduced into the funnel-shaped portion 11a.
  • the reaction main blowing gas introduced into the air introduction unit 11 is introduced into the reaction shaft 3 through the outlet 11 b as indicated by arrows 33 and 34.
  • the concentrate burner 10 is provided with a raw material feeding portion 13.
  • the raw material insertion part 13 is equipped with the chute
  • the starting material stored in the hopper 7 installed above the concentrate burner 10 is supplied to the chute portion 13a.
  • the lower end portion of the raw material feeding portion 13 is cylindrical, and is disposed to pass through the air introducing portion 11.
  • An outer peripheral wall surface at the lower end portion of the raw material feeding portion 13 forms a first passage 14 together with an inner peripheral wall surface of the air introduction portion 11.
  • the first passage 14 is a passage through which the main gas for reaction flows.
  • the starting material in the raw material inlet 13 is introduced into the reaction shaft 3 through the outlet 13 b provided at the lower end.
  • the concentrate burner 10 is provided with a lance 15.
  • a dispersion cone 16 is formed at the tip of the lance 15.
  • the lance 15 is formed of a tubular member, and is disposed inside the raw material feeding portion 13.
  • the outer peripheral wall surface of the lance 15 forms a second passage 17 together with the inner peripheral wall surface of the raw material charging portion 13.
  • the second passage 17 is a passage through which the starting material flows.
  • a cylindrical auxiliary air introduction unit 18 is disposed inside the lance 15.
  • the outer peripheral wall surface of the auxiliary air introducing portion 18 forms a third passage 19 together with the inner peripheral wall surface of the lance 15.
  • a dispersing gas flows through the third passage 19.
  • the cylindrical auxiliary air introducing portion 18 forms a fourth passage 20, and the fourth passage 20 is a passage through which a reaction auxiliary gas flows as indicated by an arrow 35 in FIG. There is.
  • the dispersion cone 16 has the shape of a hollow truncated cone, and referring to FIG. 3, the side lower portion 161 has a plurality of supply holes 162 for discharging the gas for dispersion having passed through the third passage 19 into the reaction shaft 3. Is formed. Referring to FIG. 3, the supply holes 162 are radially provided in the dispersion cone 16 and discharge the dispersion gas toward the radially outer side of the bottom surface of the dispersion cone 16 as indicated by the arrow 36 in FIG. 4. It is formed to be. Furthermore, the supply holes 162 are configured to discharge the dispersing gas so as to intersect the normal direction of the bottom surface of the dispersing cone 16. As a result, the reaction between the concentrate and the reaction gas is completed early, and the reaction is homogenized so that the reaction progress rate becomes constant.
  • the concentrate burner 10 comprises an additive input 21.
  • the additive feeding unit 21 is provided separately from the raw material feeding unit 13 and feeds an Fe metal source, which is a solid additive to be added to the starting material.
  • the additive input unit 21 is connected to the hopper 8 installed above it, and the Fe metal source stored in the hopper 8 is supplied.
  • the addition port 21 a of the additive introduction unit 21 may be formed in the raw material introduction unit 13 and thereafter.
  • the addition port 21 a of the additive introduction portion 21 in the concentrate burner 10 of the present embodiment is formed in a chute portion 13 a provided in the upper part of the raw material introduction portion 13. As a result, the Fe metal source is in a state of being mixed with the starting material for the first time in the material input unit 13 and thereafter.
  • the starting material 30 is present alone.
  • the Fe metal source 31 is also present alone in the additive loading unit 21. Then, the Fe metal source is joined to the flow of the starting material through the addition port 21 a formed in the chute portion 13 a included in the raw material charging portion 13, that is, included in the concentrate burner 10 and mixed.
  • the following effects can be obtained by separately injecting the Fe metal source 31 which is a solid additive into the position after the concentrate burner 10 from the starting material 30.
  • the loading of the Fe metal source 31 can be immediately halted.
  • the starting material 30 and the Fe metal source 31 are prepared beforehand, and the prepared starting material and the Fe metal source It is conceivable to transfer to the reaction shaft 3 and to charge the reaction shaft 3.
  • the starting material 30 and the Fe metal source 31 are mixed in advance, the Fe metal source 31 in a state of being mixed with the starting material 30 is mounted on a conveyor or the like, and waits before the concentrate burner. ing. Therefore, it is difficult to control the input of the Fe metal source 31.
  • the input of the Fe metal source 31 can be controlled, for example, the input of the Fe metal source 31 can be interrupted immediately and only the input of the starting material 30 can be continued.
  • the input of the Fe metal source 31 can be resumed.
  • the concentration of Al 2 O 3 in the actually produced slag is higher than the concentration of Al 2 O 3 in the slag estimated at the time of blending, etc., according to the analysis value of the actually produced slag, It is possible to adjust the amount of Fe added appropriately.
  • the addition amount of the Fe metal source 31 can be adjusted frequently.
  • the amount of addition of the Fe metal source 31 can be adjusted in consideration of the Al 2 O 3 concentration and the operation condition of the furnace body 2 in the starting material or in the actually produced slag.
  • the concentrate burner 10 of the present embodiment it is possible to reduce slag loss, maintain the tap property of the molten metal, and keep the operation stable.
  • the addition port 21 a of the additive introduction portion 21 may be formed in the raw material introduction portion 13 provided in the concentrate burner 10 or later, when focusing on the flow direction of the starting material 30. For this reason, for example, as shown in FIG. 5 and FIG. 6, the addition port 25 a may be provided at the tip of the dispersion cone 16.
  • the Fe metal source 31 comes in contact with the droplets of the high temperature mat 50 and the slag 60 generated on the reaction shaft 3 in the process of dropping the Fe metal source 31, and is taken into the molten metal. That is, the Fe metal source 31 introduced from the addition port 25 a provided at the tip of the dispersion cone 16 comes in contact with the molten metal generated immediately below the dispersion cone 16. Even with such an additive charging unit 25, the charging of the Fe metal source 31 can be controlled. Note that both the addition port 21a and the addition port 25a may be provided.
  • Fe metal source one containing 40 mass% to 100 mass% of Fe metal is used.
  • Fe metal pig iron etc. can be used. A high reduction effect by Fe metal can be obtained as compared with the case of using a material having a small amount of Fe components, such as recycled raw materials.
  • Fe metal source one containing 50 mass% to 60 mass% of Fe metal may be used.
  • the particle size of the Fe metal in the Fe metal source is too small, the Fe metal is oxidized and burned by the reaction gas oxygen in the reaction shaft 3, and the reduction effect may be reduced. On the other hand, if the particle size of the Fe metal is too large, it may settle to the furnace bottom before exhibiting the reduction effect, and a phenomenon specialized for furnace bottom reduction may occur. Therefore, it is preferable to keep the particle diameter of Fe metal in the Fe metal source within a predetermined range.
  • the particle diameter of Fe metal in the Fe metal source is preferably, for example, 1 mm to 10 mm.
  • Fe metal in the Fe metal source ones having different particle diameters may be mixed and used.
  • Al 2 O 3 in the slag 60 in the furnace exceeds 4.5 mass% and processing of the starting material expected to increase further, 40 mass% of Fe metal with a particle size distribution of 5 to 10 mm, 1
  • 60 mass% of Fe metal having a particle size distribution of ⁇ 5 mm It is also possible to mix 60 mass% of Fe metal having a particle size distribution of ⁇ 5 mm and to make the addition amount 120 kg / h. While being able to maintain the oxygen potential of the molten metal to be generated low and suspending a relatively large Fe metal to the slag 60 already present in the furnace, it is possible to reduce the high Al 2 O 3 slag.
  • Al 2 O 3 in the slag 60 in the furnace is less than 4 mass%, in the case where the slag Al 2 O 3 to generate believed exceeds 4.5mass%, a Fe metal particle size distribution of 5 ⁇ 10 mm
  • the amount of addition may be 60 kg / h by mixing 80 mass% of Fe metal having a particle size distribution of 20 mass% and 1 to 5 mm. The main reason is that the oxygen potential of the melt immediately after formation can be maintained low.
  • particles other than 1 mm to 10 mm in particle diameter may be mixed.
  • the particle size of 1 mm to 10 mm may be 80 mass% with respect to the entire Fe metal source, and the particle size of 10 mm to 15 mm may be 20 mass%, and the two may be mixed.
  • the granular Fe metal contacts the droplets of the high temperature mat 50 and slag 60 just generated on the reaction shaft 3 in the process of falling in the reaction shaft, and the molten metal It becomes possible to suppress the formation of Fe 3 O 4 by the influence of Al 2 O 3 . It is thought that the effect of reduction becomes stronger than the effect of Al 2 O 3 and coexistence of Fe 3 O 4 is suppressed by making the high temperature molten metal just generated and the Fe metal coexist and increase the degree of reduction. .
  • the input amount of the Fe metal source is preferably determined in accordance with the amount of Al 2 O 3 generated in the slag 60.
  • the amount of Al 2 O 3 produced in the slag 60 can be estimated from the amount of Al 2 O 3 in the starting material.
  • Al amount the amount of Al 2 O 3 (Al amount) is also considered.
  • the Al 2 O 3 concentration (mass%) in the starting material is the concentration obtained by converting the Al contained in the starting material (for example, recycled material) into Al 2 O 3 and then adding them.
  • the concentration of Al 2 O 3 in the slag fluctuates depending on the composition ratio of the starting materials, it becomes about 1.7 to 2.0 times the concentration of Al 2 O 3 of the starting materials.
  • the concentration of Al 2 O 3 in the slag is about 4.3mass%.
  • the concentration of Al 2 O 3 , Fe 3 O 4 , Cu, etc. in the slag to be produced may be confirmed by analyzing the slag extracted from the flash smelting furnace 1 or the slag extracted from the smelting furnace. For example, the slag being formed is sampled every hour, the Al 2 O 3 concentration in the slag is confirmed in real time by rapid analysis using XRF, etc., and the appropriate amount of Fe metal addition amount to the slag being formed is More accurate operation adjustment is possible by feeding back to the setting of the Fe metal addition equipment.
  • oxidation of FeO is carried out by introducing an Fe metal source having an Fe metal content of 40 mass% to 100 mass% into a copper smelting furnace together with a starting material containing copper concentrate containing Al and a solvent. Is suppressed, and the Al 2 O 3 allowable concentration in the slag is increased. As a result, slag loss can be suppressed.
  • the Fe metal source may be introduced into the copper smelting furnace together with the starting material assumed that the concentration of Al 2 O 3 in the slag obtained by the introduction into the copper smelting furnace exceeds 4.0 mass%. preferable.
  • the Fe metal source is smelted along with the starting material to be added thereafter. It may be introduced into the furnace.
  • concentration of Al 2 O 3 in the starting material exceeds 2.0 mass%, it is preferable to put the above-mentioned Fe metal source into the copper smelting furnace together with the starting material.
  • Example 2 The copper smelting furnace was operated according to the above embodiment. Operating conditions and results are shown in Table 1. Until the 13th day, the average input amount of the starting material was 200 t / h, and no Fe metal source was input. From the 14th day, the average amount of starting materials was 208 t / h, and the average amount of Fe metal source was 42 kg / h. The Fe metal source was previously mixed with the starting material and then introduced from the concentrate burner. As the Fe metal source, one containing 55 mass% to 65 mass% of Fe metal was used. The blowing of oxygen-enriched air, was 650Nm 3 / min ⁇ 690Nm 3 / min.

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Abstract

銅製錬炉の精鉱バーナは、銅製錬炉の反応シャフト上部に装着され、銅精鉱を含む出発原料を銅製錬炉内に投入する銅製錬炉の精鉱バーナであって、前記出発原料を前記銅製錬炉内へ投入する原料投入部と、前記原料投入部と別個に設けられ、前記出発原料に添加する固体添加物を投入する添加物投入部と、を、備えたことを特徴とする。

Description

銅製錬炉の精鉱バーナ及び銅製錬炉の操業方法
 本発明は、銅製錬炉の精鉱バーナ及び銅製錬炉の操業方法に関する。
 近年、銅製錬で処理する原料は、銅精鉱主体の原料構成から高収益原料比率を増した原料構成へシフトしつつある。しかしながら、それに伴う操業悪化(スラグロス悪化)に対応できていなかった。高マージン原料の処理により、炉内でマグネタイト(Fe)主体の難溶融性物質の生成量が増加する。しかしながら、そのメカニズムについては特定されておらず、炉況悪化が生じた後の事後対応しかできなかった。また、原料調合を変更できない状況においては、他に有効な解決手段がないため、長期にわたる操業悪化を余儀なくされ、収益を大きく悪化させていた。
 従来技術として、反応シャフトでの固気反応悪化により生じる過酸化スラグ(Fe等)に起因する炉内埋まり、中間層増大などへの対応方法が開示されている(例えば、特許文献1参照)。しかしながら、当該技術は、事後対応の技術であることに加え、高マージン原料が増加した操業条件では効果が薄く、十分な対応策ではなくなっている。
特開2005-8965号公報
 本発明者らの調査により、原料中のAl(アルミニウム)源に起因してスラグ中のAl濃度が上昇した場合、AlおよびFe主体の難融解性の物質が形成されやすくなり、マットとスラグとの分離性が悪化することでスラグロスが上昇することが判明した。しかしながら、この原料中のAl増加に対する有効な手段が得られていなかった。
 このような原料中のAl増加に対処すべく、銅製錬炉内に原料とともに固体添加物を投入することが考えられている。原料とともに固体添加物を銅製錬炉内へ投入しようとする場合、予め原料と固体添加物とを調合し、その後、調合された原料及び固体添加物を、精鉱バーナを通じて反応シャフトへ投入することが考えられる。
 しかしながら、予め原料と固体添加物とを調合しておくと、例えば、炉体に不具合が生じ、固体添加物の投入を中止したい場合であっても、固体添加物の投入を即座に中止することができないという不都合が想定される。すなわち、固体添加物が原料と調合された状態で精鉱バーナの手前で待機した状態となっているため、固体添加物の投入を制御することは困難である。また、原料組成の偏在等が原因で、調合時に推定したスラグ中Al濃度に対し、実際に生成したスラグ中のAl濃度が高くなった場合等にも、実際に生成したスラグの分析値に応じた、適切なFe添加量への速やかな変更が困難である。
 本発明は上記の課題に鑑み、固体添加物の投入を制御することができる銅製錬炉の精鉱バーナ及び銅製錬炉の操業方法を提供することを目的とする。
 本発明に係る銅製錬炉の精鉱バーナは、銅製錬炉の反応シャフトの上部に装着され、銅精鉱を含む出発原料を銅製錬炉内に投入する銅製錬炉の精鉱バーナであって、前記出発原料を前記反応シャフト内へ投入する原料投入部と、前記原料投入部と別個に設けられ、前記出発原料に添加する固体添加物を投入する添加物投入部と、を、備えたことを特徴とする。前記添加物投入部の添加口は、前記原料投入部以降に形成されていてもよい。前記添加物投入部の添加口は、前記原料投入部の上部に設けられているシュート部に形成されていてもよい。前記添加物投入部の添加口は、前記原料投入部内を通過し、前記出発原料を分散させる分散ガスを前記銅製錬炉内へ吹き込む通路を形成するランスの下端部に設けられた分散コーンに形成されていてもよい。前記固体添加物は、Feメタル源とすることができる。
 本発明に係る銅製錬炉の操業方法は、出発原料を反応シャフト内へ投入する原料投入部と、前記原料投入部と別個に設けられ、前記出発原料に添加する固体添加物を投入する添加物投入部と、を備え、前記反応シャフトの上部に装着された精鉱バーナを備えた銅製錬炉の操業方法であって、前記固体添加物は、前記添加物投入部を通じて、前記原料投入部以降の位置に前記出発原料とは別個に投入することを特徴する。前記固体添加物は、Feメタル源とすることができる。
 本発明に係る銅製錬炉の精鉱バーナ及び銅製錬炉の操業方法によれば、固体添加物の投入を制御することができる。
銅の製錬方法の一実施形態に使用する自溶炉の概略図である。 実施形態の精鉱バーナを模式的に示す説明図である。 図2におけるA側から観た分散コーンを示す説明図である。 実施形態の精鉱バーナにより、出発原料及びFeメタル源を投入する様子を模式的に示す説明図である。 他の実施形態の精鉱バーナを模式的に示す説明図である。 他の実施形態の精鉱バーナにより、出発原料及びFeメタル源を投入する様子を模式的に示す説明図である。
 以下、本発明を実施するための最良の形態を説明する。
 (実施の形態)
 図1は、銅の製錬方法の一実施形態に使用する自溶製錬炉(以下、「自溶炉」という)1の概略図である。図1に示すように、自溶炉1は、炉体2を備える。炉体2は、反応シャフト3、セットラ4およびアップテイク5が順に配置された構造を有する。反応シャフト3の上部3aには、精鉱バーナ10が設けられている。本実施形態における自溶炉1は、銅製錬炉である。
 自溶炉1を用いた銅製錬では、精鉱バーナ10から銅精鉱等の銅製錬用原料、溶剤、リサイクル原料等(以下、これらの固体原料を出発原料と称する)とともに、酸素を含む反応ガスが反応シャフト3内に投入される。それにより、下記反応式(1)などにより銅製錬用原料が酸化反応を起こし、図1で例示するように、反応シャフト3の底部でマット50およびスラグ60に分離する。なお、下記反応式(1)で、CuS・FeSがマットの主成分に相当し、FeO・SiOがスラグの主成分に相当する。溶剤として、珪酸鉱が用いられている。
 CuFeS+SiO+O→CuS・FeS+2FeO・SiO+SO + 反応熱 (1)
 反応ガスとして、例えば酸素富化空気を用いることができる。酸素富化空気とは、自然の大気よりも高い酸素濃度を有する空気のことである。例えば、酸素富化空気は、60体積%~90体積%の酸素濃度を有する。それにより、銅製錬用原料に十分な酸化反応を生じさせることができる。本実施形態の反応ガスは、後に詳説するように、反応用主送風ガス及び反応用補助ガスとして反応シャフト3内に導入される。
 銅製錬用原料の成分は、例えば、Cu:26mass%~32mass%、Fe:25mass%~29mass%、S:29mass%~35mass%、SiO:5mass%~10mass%、Al:1mass%~3mass%である。Al含有量が多い銅精鉱の成分は、例えば、Cu:24mass%~30mass%、Fe:23mass%~28mass%、S:29mass%~35mass%、SiO:7mass%~12mass%、Al:3mass%~7mass%である。
 Alは、FeOと複合酸化物(FeAl)を形成し、マグネタイト(Fe)に溶ける。この場合、Alの存在により、マグネタイトスピネルが生成され、Feが安定化する。その結果、溶湯において固体Feの量が増え、スラグの流動性が悪化し、スラグとマットの分離性が悪化することに起因してスラグロスが大きくなる傾向がある。溶湯とFeメタルとを共存させることで酸素ポテンシャルが低下すると、FeOの酸化が抑制され、スラグ60中のAl許容濃度が大きくなる。その結果、複合酸化物(FeAl)およびFeの生成が抑制される。
 以上の知見に基づけば、スラグロスの低下のためには、銅製錬用原料中のAl濃度が高くなった場合にスラグ60中のAl許容濃度を大きくする必要がある。一方で、マット50とスラグ60とが生成された後にFeメタルをスラグ60に投入しても、複合酸化物(FeAl)の生成を抑制することが困難である。また、投入位置等の調整が必要となってくる。そこで、本実施形態においては、反応シャフト3に投入する段階の出発原料に、Feメタルを含む固体添加物としてのFeメタル源を投入する。
 ここで、図2乃至図4を参照しつつ、反応シャフト3に投入する段階の出発原料に、Feメタル源を投入することができる精鉱バーナ10について、説明する。図2は、実施形態の精鉱バーナを模式的に示す説明図である。図3は、図2におけるA側から観た分散コーンを示す説明図である。図4は、実施形態の精鉱バーナにより、出発原料及びFeメタル源を投入する様子を模式的に示す説明図である。精鉱バーナ10は、上述のように、反応シャフト3の上部3aに設けられており、出発原料及びFeメタル源の他に、反応用主送風ガス、反応用補助ガス、及び分散用ガス(反応にも寄与する)を炉体2内に供給する。
 図2を参照すると、精鉱バーナ10は、空気導入部11を備える。空気導入部11は、空気取入口11a1が形成された漏斗状部11aを有している。空気取入口11a1には、空気配管12が接続されており、図4において、矢示32で示すように漏斗状部11aに反応用主送風ガスが導入される。空気導入部11に導入された反応用主送風ガスは、矢示33及び矢示34で示すように、吹き出し口11bを通じて、反応シャフト3内に導入される。
 精鉱バーナ10は、原料投入部13を備える。原料投入部13は、その上部に1以上の傾斜した流路を形成しているシュート部13aを備えている。シュート部13aには、精鉱バーナ10の上方に設置されているホッパー7内に貯留されている出発原料が投入される。原料投入部13の下端部は、円筒状となっており、空気導入部11内を通過するように配置されている。原料投入部13の下端部における外周壁面は、空気導入部11の内周壁面とともに第1通路14を形成している。この第1通路14は、反応用主送風ガスが流通する通路となる。原料投入部13内の出発原料は、下端に設けられている排出口13bを通じて反応シャフト3内へ投入される。
 精鉱バーナ10は、ランス15を備える。ランス15の先端部には、分散コーン16が形成されている。ランス15は、筒状の部材によって形成されており、原料投入部13の内側に配置されている。ランス15の外周壁面は、原料投入部13の内周壁面とともに、第2通路17を形成している。この第2通路17は、出発原料が流下する通路となる。
 ランス15の内側には、筒状の補助空気導入部18が配置されている。補助空気導入部18の外周壁面は、ランス15の内周壁面とともに、第3通路19を形成している。第3通路19には、分散用ガスが流通する。なお、筒状の補助空気導入部18は、第4通路20を形成しており、第4通路20は、図4において、矢示35で示すように反応用補助ガスが流通する通路となっている。
 分散コーン16は、中空円錐台の形状を有しており、図3を参照すると、側面下部161には第3通路19を通過した分散用ガスを反応シャフト3内へ吐出する複数の供給孔162が形成されている。図3を参照すると、供給孔162は、分散コーン16に放射状に設けられており、図4において、矢示36で示すように分散コーン16の底面の半径方向外側へ向かって分散用ガスを吐出するように形成されている。さらに、供給孔162は、分散コーン16の底面の法線方向と交差するように分散用ガスを吐出する構成となっている。これにより、精鉱と反応用ガスとの反応を早期に完了するとともに、反応を均一化し、反応進行速度が一定になるようにしている。
 精鉱バーナ10は、添加物投入部21を備える。添加物投入部21は、原料投入部13と別個に設けられており、出発原料に添加する固体添加物であるFeメタル源を投入する。添加物投入部21は、その上方に設置されているホッパー8と接続されており、ホッパー8内に貯留されているFeメタル源が供給されるようになっている。添加物投入部21の添加口21aは、原料投入部13以降に形成されていればよい。本実施形態の精鉱バーナ10における添加物投入部21の添加口21aは、原料投入部13の上部に設けられているシュート部13aに形成されている。これにより、Feメタル源は、原料投入部13以降において初めて出発原料と混合された状態となる。
 図4を参照すると、シュート部13aよりも上流側では、出発原料30は、単独で存在する状態となっている。一方、Feメタル源31も、添加物投入部21内では、単独で存在する状態となっている。そして、Feメタル源は、原料投入部13に含まれる、すなわち、精鉱バーナ10に含まれるシュート部13aに形成されている添加口21aを通じて出発原料の流れに合流し、混合される。
 このように、固体添加物であるFeメタル源31を、精鉱バーナ10以降の位置に出発原料30とは別個に投入することで、以下の効果を得ることができる。
 例えば、炉体2に不具合が生じ、Feメタル源の反応シャフト3への投入を中止したい場合に、即座にFeメタル源31の投入を中止することができる。出発原料30とともにFeメタル源を反応シャフト3内へ投入しようとする場合、予め出発原料30とFeメタル源31とを調合し、調合された出発原料及びFeメタル源を、コンベア等で精鉱バーナへ移送し、反応シャフト3へ投入することが考えられる。しかしながら、予め出発原料30とFeメタル源31とを調合しておくと、出発原料30と調合された状態のFeメタル源31がコンベア等に搭載され、精鉱バーナの手前で待機した状態となっている。このため、Feメタル源31の投入を制御することは困難である。本実施形態の精鉱バーナ10であれば、Feメタル源31の投入を制御し、例えば、即座にFeメタル源31の投入を中断し、出発原料30の投入のみを継続することができる。この結果、炉体熱負荷の上昇等が生じたときに、炉体破損を回避しつつ、安定操業を継続することができる。そして、炉体2の熱負荷上昇等が落ち着いたら、Feメタル源31の投入を再開することができる。また、調合時に推定したスラグ中Al濃度に対し、実際に生成したスラグ中のAl濃度が高くなった場合等にも、実際に生成したスラグの分析値に応じた、速やかに適切なFe添加量の調整が可能である。
 また、本実施形態の精鉱バーナ10によれば、Feメタル源31の添加量を頻繁に調整することができる。例えば、出発原料中や、あるいは実際に生成したスラグ中の、Al濃度や炉体2の操業状況を加味してFeメタル源31の添加量を調整することができる。
 また、本実施形態の精鉱バーナ10によれば、スラグロスの低減、溶湯タップ性維持及び操業の安定継続を図ることができる。
 なお、添加物投入部21の添加口21aは、出発原料30の流れ方向に着目したときに、精鉱バーナ10内に設けられた原料投入部13以降に形成されていればよい。このため、例えば、図5及び図6に示すように、分散コーン16の先端部に設けられた添加口25aとすることもできる。
 具体的に、図2等に示す添加物投入部21に代えて、図5及び図6に示す補助空気導入部18内に筒状の添加物投入部25を装備してもよい。このような添加物投入部25を備えた場合、Feメタル源31が落下する過程で、反応シャフト3で生成したばかりの高温のマット50およびスラグ60の液滴と接触し、溶湯に取り込まれる。すなわち、分散コーン16の先端部に設けられた添加口25aから投入されたFeメタル源31が分散コーン16の直下において、生成されている溶湯と接触することになる。このような添加物投入部25であっても、Feメタル源31の投入を制御することができる。なお、添加口21aと添加口25aの双方を備えるようにしてもよい。
 Feメタル源として、40mass%~100mass%のFeメタルを含むものを用いる。Feメタルとして、銑鉄などを用いることができる。リサイクル原料のようにFe成分の少ないものを用いる場合と比較して、Feメタルによる高い還元効果が得られる。なお、Feメタル源として、50mass%~60mass%のFeメタルを含むものを用いてもよい。
 Feメタル源におけるFeメタルの粒子径が小さすぎると、反応シャフト3でFeメタルが反応ガスの酸素によって酸化燃焼し、還元効果が低下するおそれがある。一方で、Feメタルの粒子径が大きすぎると、還元効果を発揮する前に炉底に沈降し、炉底還元に特化した現象が生じるおそれがある。そこで、Feメタル源におけるFeメタルの粒子径を所定の範囲に収めることが好ましい。例えば、Feメタル源におけるFeメタルの粒子径は、例えば、1mm~10mmであることが好ましい。
 Feメタル源におけるFeメタルとして、粒子径が異なるものを混合して用いてもよい。例えば、炉内のスラグ60中Alが4.5mass%を超過しており、さらに上昇が見込まれる出発原料を処理するケースでは、5~10mmの粒度分布のFeメタルを40mass%、1~5mmの粒度分布のFeメタルを60mass%混合し、添加量を120kg/hとしてもよい。生成する溶湯の酸素ポテンシャルを低く維持できるとともに、炉内に既に存在するスラグ60に対して比較的大きめのFeメタルを懸垂させることで、高Alスラグを還元できるからである。炉内のスラグ60中のAlが4mass%未満であるが、生成するスラグ中Alが4.5mass%を超過すると考えられるケースでは、5~10mmの粒度分布のFeメタルを20mass%、1~5mmの粒度分布のFeメタルを80mass%混合し、添加量を60kg/hとしてもよい。生成した直後の溶湯の酸素ポテンシャルを低く維持することができることが主な理由である。
 または、粒子径が1mm~10mm以外のものを混合してもよい。例えば、粒子径が1mm~10mmのものをFeメタル源全体に対する80mass%とし、粒子径が10mm~15mmのものを20mass%として両者を混合してもよい。
 ここで、Feメタルの代わりに、カーボン紛を用いることについて検討する。カーボン粉を用いると、反応シャフト3にて、銅精鉱よりも早く燃焼し、熱補償原料としての寄与率が高くなり、スラグ中のFeの生成を抑制する目的では効果が低い。多量のカーボン紛を用いて還元効果を得ることも考えられるが、その場合には無駄な反応熱量が生じるため、熱負荷が増大してしまう。また、無駄に酸素を消費させ銅精鉱処理量が減少し減産につながる。さらに、後工程でのガス導入量の制約から銅精鉱処理量が減少し減産につながる。また、還元に寄与せず、燃焼してしまうコークスの燃焼熱により炉体の熱負荷が上昇し、炉体冷却のための水冷ジャケット等の溶損トラブル原因となる。
 これに対して、粒状のFeメタルを用いることで、粒状Feメタルが反応シャフト内を落下する過程で、反応シャフト3で生成したばかりの高温のマット50およびスラグ60の液滴と接触し、溶湯に取り込まれ、Alの影響によるFeの生成の抑制が可能となる。生成したばかりの高温溶湯とFeメタルとを共存させて還元度を増すことで、Alの影響よりも還元の影響が強くなり、Feの生成を抑制していると考えられる。
 また、粒状あるいは塊状カーボンを使用する場合、比表面積低下により反応シャフト3でのカーボン燃焼効率が低下し、炉内で着湯することが予想される。しかしながら、比重差に起因して粒状あるいは塊状カーボンは溶湯の表層に浮上し、スラグ60の表層だけが還元されるにとどまり、スラグ60全体への寄与度が低く、Alの影響を軽減する効果は低くなる。これに対して、粒子径を調整したFeメタルを用いることで、反応ガスによるFeメタルの酸化燃焼が抑制され、炉底への沈降も抑制される。それにより、FeメタルによるFe抑制効果がより高まることになる。
 Feメタル源の投入量は、スラグ60で生成されるAl量に応じて決定することが好ましい。スラグ60で生成されるAl量は、出発原料中のAlの量から推定することができる。なお、出発原料中のリサイクル原料にもAlやAlが含まれているため、当該Al量(Al量)も考慮する。以下、出発原料中のAl濃度(mass%)は、出発原料(例えばリサイクル原料)に含まれるAlをAlに換算したうえで合算した濃度である。
 スラグ中のAl濃度は、出発原料の調合比率により変動はするものの、出発原料のAl濃度の約1.7~2.0倍となる。例えば、出発原料中のAl濃度が2.2mass%である場合に、スラグ中のAl濃度が4.3mass%程度となる。このことを考慮すると、例えば、出発原料(繰り返しダストを除く)の投入量が130t/h~230t/h(例えば208t/h)であって反応ガスとして酸素濃度70体積%~82体積%の酸素富化空気を640Nm/min~700Nm/minとした場合に、出発原料中のAlが2.2mass%以下で生成するスラグ中のAlが4.2mass以下となることが予測される場合は、Feメタル源の投入量を0kg/h以上20kg/h以下とすることが好ましく、出発原料中のAlが2.2mass%以上2.4mass%以下で、生成するスラグ中のAlが4.2mass%以上4.5mass%以下となることが出発原料中のAl量から計算により予想される場合は、Feメタル源の投入量を20kg/h以上42kg/h以下とすることが好ましく、出発原料中のAlが2.4mass%以上2.5mass%以下で、生成するスラグ中のAlが4.5mass%以上4.7mass%以下となることが予想される場合は、Feメタル源の投入量を42kg/h以上105kg/h以下とすることが好ましく、出発原料中のAlが2.5mass%以上2.6mass%以下で、生成するスラグ中のAlが4.7mass%以上5.0mass%以下になることが予想される場合はFeメタル源の投入量を105kg/h以上147kg/h以下とすることが好ましく、出発原料中のAlが2.6mass%以上2.7mass%以下で、生成するスラグ中のAlが5.0mass%以上5.2mass%以下となることが予想されればFeメタル源の投入量を147kg/h以上160kg/h以下とすることが好ましい。
 なお、生成するスラグ中のAl、Fe、Cu等の濃度は、自溶炉1から抜き出したスラグまたは錬カン炉から抜き出したスラグを分析することによって確認してもよい。例えば、生成しているスラグを1時間ごとにサンプリングして、XRF等による迅速分析によりスラグ中のAl濃度をリアルタイムに確認し、生成しているスラグに対する適量のFeメタル添加量を、Feメタル添加設備の設定にフィードバックすることで、より精度の高い操業調整が可能となる。
 本実施形態によれば、Alを含む銅精鉱と溶剤とを含む出発原料とともに、Feメタル含有量が40mass%~100mass%のFeメタル源を銅製錬炉内に投入することで、FeOの酸化が抑制され、スラグ中のAl許容濃度が大きくなる。その結果、スラグロスを抑制することができる。例えば、銅製錬炉内に投入することで得られるスラグ中のAl濃度が4.0mass%を上回ると想定される出発原料とともに、上記Feメタル源を銅製錬炉内に投入することが好ましい。または、精鉱バーナ10から出発原料を投入したことで得られたスラグ中のAl濃度が4.0mass%を上回った場合に、その後に投入する出発原料とともに上記Feメタル源を銅製錬炉内に投入してもよい。また、出発原料中のAl濃度が2.0mass%を上回る場合に、当該出発原料とともに上記Feメタル源を銅製錬炉内に投入することが好ましい。
(実施例)
 上記実施形態に従って、銅製錬炉の操業を行った。操業条件および結果を表1に示す。13日目までは、出発原料の平均投入量を200t/hとし、Feメタル源を投入しなかった。14日目からは、出発原料の平均投入量を208t/hとし、Feメタル源の平均投入量を42kg/hとした。なお、Feメタル源は、出発原料に予め混合してから精鉱バーナから投入した。Feメタル源として、55mass%~65mass%のFeメタルを含むものを用いた。酸素富化空気の送風量を、650Nm/min~690Nm/minとした。
 13日目までの範囲では、出発原料中のAl濃度が上昇した場合に、スラグ中のAl濃度が4.5mass%を超過した。その結果、スラグロスが1%以上となった。これは、スラグに対する高いAl許容濃度が得られず、Alの存在によりFeが安定化したからであると考えられる。これに対して、14日目以降においてはスラグ中のAlが4.3mass%以上の高い値で推移(最大4.7mass%)したが、スラグロスを0.8程度の低い値に維持することができた。これは、Feメタル源の投入により、Feの生成が抑制され、スラグ中へのAlの許容濃度が高くなったからであると考えられる。また、14日目以降においては、自溶炉中間層および錬カン炉中間層の増大も抑制することができた。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 以上、本発明の実施例について詳述したが、本発明は係る特定の実施例に限定されるものではなく、請求の範囲に記載された本発明の要旨の範囲内において、種々の変形・変更が可能である。

Claims (7)

  1.  銅製錬炉の反応シャフトの上部に装着され、銅精鉱を含む出発原料を銅製錬炉内に投入する銅製錬炉の精鉱バーナであって、
     前記出発原料を前記反応シャフト内へ投入する原料投入部と、
     前記原料投入部と別個に設けられ、前記出発原料に添加する固体添加物を投入する添加物投入部と、
    を、備えたことを特徴とする銅製錬炉の精鉱バーナ。
  2.  前記添加物投入部の添加口は、前記原料投入部以降に形成されていることを特徴とする請求項1に記載の銅製錬炉の精鉱バーナ。
  3.  前記添加物投入部の添加口は、前記原料投入部の上部に設けられているシュート部に形成されていることを特徴とする請求項1又は2に記載の銅製錬炉の精鉱バーナ。
  4.  前記添加物投入部の添加口は、前記原料投入部内を通過し、前記出発原料を分散させる分散ガスを前記銅製錬炉内へ吹き込む通路を形成するランスの下端部に設けられた分散コーンに形成されていることを特徴とする請求項1乃至3のいずれか一項に記載の銅製錬炉の精鉱バーナ。
  5.  前記固体添加物は、Feメタル源であることを特徴とする請求項1乃至4のいずれか一項に記載の銅製錬炉の精鉱バーナ。
  6.  出発原料を反応シャフト内へ投入する原料投入部と、前記原料投入部と別個に設けられ、前記出発原料に添加する固体添加物を投入する添加物投入部と、を備え、前記反応シャフトの上部に装着された精鉱バーナを備えた銅製錬炉の操業方法であって、
     前記固体添加物は、前記添加物投入部を通じて、前記原料投入部以降の位置に前記出発原料とは別個に投入することを特徴する銅製錬炉の操業方法。
  7.  前記固体添加物は、Feメタル源であることを特徴とする請求項6に記載の銅製錬炉の操業方法。
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Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2024214543A1 (ja) * 2023-04-12 2024-10-17 Jx金属株式会社 銅製錬の操業方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2001247922A (ja) * 2000-03-03 2001-09-14 Nippon Mining & Metals Co Ltd 銅製錬炉の操業方法
JP2003064427A (ja) * 2001-08-24 2003-03-05 Nippon Mining & Metals Co Ltd 銅製錬炉の操業方法
JP2014533781A (ja) * 2011-11-29 2014-12-15 オウトテック オサケイティオ ユルキネンOutotec Oyj 浮遊溶解炉における浮遊物の制御方法、浮遊溶解炉および精鉱バーナー

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS6033887B2 (ja) 1982-02-10 1985-08-06 住友金属鉱山株式会社 自溶炉の微粉炭供給装置
JP4096825B2 (ja) 2003-06-20 2008-06-04 日鉱金属株式会社 銅製錬炉の操業方法
FI121852B (fi) * 2009-10-19 2011-05-13 Outotec Oyj Menetelmä polttoainekaasun syöttämiseksi suspensiosulatusuunin reaktiokuiluun ja rikastepoltin

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2001247922A (ja) * 2000-03-03 2001-09-14 Nippon Mining & Metals Co Ltd 銅製錬炉の操業方法
JP2003064427A (ja) * 2001-08-24 2003-03-05 Nippon Mining & Metals Co Ltd 銅製錬炉の操業方法
JP2014533781A (ja) * 2011-11-29 2014-12-15 オウトテック オサケイティオ ユルキネンOutotec Oyj 浮遊溶解炉における浮遊物の制御方法、浮遊溶解炉および精鉱バーナー

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2024214543A1 (ja) * 2023-04-12 2024-10-17 Jx金属株式会社 銅製錬の操業方法

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