专利摘要:
本発明は、銅精鉱の精錬方法に関する。本方法において、銅精鉱(1)、フラックス(2)および反応ガス(3)を、懸濁溶解炉(4)の反応シャフト(5)、例えば自溶炉の反応シャフト(5)に一緒に投入すると、懸濁溶解炉(4)内に異なる相、すなわち粗銅(13)およびスラグ(14)が形成される。本方法において、懸濁溶解炉(14)から出たスラグを電気炉(16)に案内し、懸濁溶解炉(14)から出たスラグを電気炉(16)において還元剤を使用して処理すると、電気炉(16)に異なる相、すなわち金属かす(17)および廃棄スラグ(18)が形成される。電気炉の金属かす(17)を電気炉(16)から除去し、電気炉の金属かす(17)を粒状化して微粒電気炉金属かす(22)を得る。微粒電気炉金属かす(22)は、懸濁溶解炉(4)の反応シャフト(5)に供給する。
公开号:JP2011506777A
申请号:JP2010538807
申请日:2008-12-15
公开日:2011-03-03
发明作者:アイモ クルキ、;イルッカ;ブイ. コヨ、;リスト サアリネン、;ペッカ ハンニアラ、
申请人:オウトテック オサケイティオ ユルキネンOutotec Oyj;
IPC主号:C22B15-00
专利说明:

[0001] 本発明は、請求項1の前段に記載の銅精鉱の精錬方法に関するものである。]
[0002] 銅精鉱を自溶炉などの懸濁溶解炉で精錬する際、懸濁溶解炉から出る生成物として2つの相、すなわち粗銅(原銅)および懸濁溶解炉スラグの相が得られる。]
[0003] 懸濁溶解炉から得られる粗銅は、懸濁溶解炉の後、引き続きアノード炉で精錬され、その後、銅から銅アノードが鋳造され、この銅アノードを使って銅が電解プラントでさらに電解精錬される。]
[0004] しかし、銅精鉱に含まれる銅のすべてが懸濁溶解炉で銅精鉱から粗銅に転換されるわけではなく、懸濁溶解炉から出るスラグにも通常20%にものぼる大量の銅が含まれていて、この銅は様々なスラグクリーニング方法によって回収される。]
[0005] 2種類の異なる方法がスラグクリーニングに適用される。第1の方法は、懸濁溶解炉から出るスラグを電気炉で部分還元することを基本とする。この方法では、電気炉から得られる銅金属は純度が高く、懸濁溶解炉で得られる粗銅とともにアノード炉に供給できる。懸濁溶解炉から出るスラグを電気炉で部分還元する工程では、銅金属の他に第2の生成物として、部分還元スラグというものが電気炉から得られ、このスラグにも銅が含まれている。しかし、電気炉から出た部分還元スラグに含まれる銅を回収するために、電気炉から出た部分還元スラグを選鉱装置で処理する必要があり、これは運営費および投資経費のどちらの点においても費用がかかる。]
[0006] 2つめの工業的に適用される方法では、懸濁溶解炉から出たスラグを電気炉でバッチ処理として還元するが、還元処理後の懸濁溶解炉スラグ中の銅含有量は非常に少なく、電気炉で得られる廃棄スラグを金属かすとともにさらに処理するのには経済的に十分でない。また一方、還元工程がかなり十分に行われた後は、電気炉処理で生成される金属かす(または合金かす)はかなりの量の鉄を含んでいるため、電気炉金属かすを懸濁溶解炉から出た粗銅とともにアノード炉に供給するには不利であり、鉄を別の変換工程において鉄転換装置なるもので除去してから、電気炉金属かすに含まれる銅をアノード炉に供給する必要がある。]
[0007] そのため、上述したスラグクリーニング方法の例はいずれも2つの段階を有してしまう。]
発明の簡単な説明

[0008] 本発明は、より改善された銅精鉱の精錬方法を開発することを目的とする。]
[0009] 本発明の目的は、独立請求項1に記載の方法によって達成される。]
[0010] 本発明に係る方法の好適な実施形態を従属請求項に記載する。]
[0011] 本イノベーションでは、本質的には2つの段階を有する機構を採用しているが、投資経費や、とくに運営費の点でも上述の各機構より経済的である。懸濁溶解炉で生成されるスラグはさらに、連続作業、またはバッチ処理のいずれかで機能する別ユニットにおいて電気炉で処理される。電気炉で行われる懸濁溶解炉スラグの還元は、部分的なものであるか、あるいは、電気炉で生成されるスラグがいわゆる廃棄可能な廃物スラグ、つまりスラグ中の銅含有量が少なくて別工程で残留銅を回収するには経済的に不利なところまで行われる。電気炉から得られる合金、すなわち金属かすは、例えば水を使用して粒状化する。生成された合金微粒は、銅精鉱、フラックス、および反応ガスとともに懸濁溶解炉の反応シャフトに供給され、懸濁溶解炉の沈殿槽内でスラグの中を通る際に合金微粒が溶解して、濃縮物から生成された粗銅と同様のスラグとの熱力学平衡に達する。ここで、微粒に含まれる鉄は酸化してスラグ状になるため、懸濁溶解炉から生成物として得られた粗銅を直接アノード炉で処理するのが有利である。スラグを形成している成分は、主に当該銅微粒に含まれる鉄であるが、その量は少なく、スラグの量は実質的に増加することがないので、必要以上に銅を循環させて電気炉に戻さなくてよいが、微粒に含まれる銅の大部分は懸濁溶解炉の生成物として得られる粗銅に直接取り込まれる。]
[0012] 運営費および投資経費の低減に加え、本方法の利点の中から以下の特徴も挙げることができる。すなわち、
−既存の2段階式方法に比べて銅の循環を減少できる、
−同じ粗銅品質をアノード炉に供給でき、その場合、アノード炉の運転が容易になる、
−直接粗銅溶解において、多量の熱が発生することが多く、酸素富化を抑制する必要があるが、この熱をここでは合金微粒を溶解する工程自体に活用するので、炉をより高い酸素富化レベルで運転でき、その結果、炉の容量をより大きくでき(または、それによって炉、とくに反応シャフトを小型にでき)、またガスラインの容量を小さくできる。]
[0013] 好適な実施形態では、2基の一連の電気炉を使用する。第1電気炉では、懸濁溶解炉スラグを還元してもCu量レベルは約4%にすぎず、つまり、部分的に還元された残留分スラグが約4%の銅を含むレベルであり、この場合、懸濁溶解炉から出るスラグに含まれる鉄は、第1電気炉において未還元で金属かすの相に転換されず、いわゆる部分還元スラグとして第1電気炉に残留している。第1電気炉から出る生成物として粗銅が得られ、この粗銅はアノード炉における後続の処理過程で直接使用でき、またアノード炉に供給可能である。これは、第1電気炉から得られる粗銅が鉄を含まないためである。第2電気炉では、第1電気炉から得た部分還元スラグを引き続き還元して、スラグに含まれる銅の残りを回収する。この場合、鉄も粗銅とともに還元し、この鉄含有金属かすを粒状化して懸濁溶解炉の反応シャフトに戻し、そこで鉄を上述の方法で酸化させる。]
図面の簡単な説明

[0014] 本発明のいくつかの好適な実施形態を添付図面を参照して以下に詳細に述べる。
本方法の第1実施態様を示す図である。
本方法の第2実施態様を示す図である。]
発明の詳細な説明

[0015] 図1は、銅精鉱1の精錬方法を示す。] 図1
[0016] 本方法では、銅精鉱1、フラックス2、および酸素富化空気などの反応ガス3を、懸濁溶解炉4の反応シャフト5、例えば自溶炉の反応シャフトに一緒に投入する。]
[0017] 懸濁溶解炉4の反応シャフト5には、懸濁溶解炉4の排気坑6から排気される排ガス7を冷却する際に廃熱ボイラ8から出る煙塵9、および/または廃熱ボイラ8の後方に設けられた電気濾過器から出る煙塵9を供給してもよい。]
[0018] 懸濁溶解炉4の反応シャフト5に投入される物質が互いに反応して、懸濁溶解炉4の沈殿槽11の底部12に異なる相が形成される。すなわち、粗銅13と、粗銅13の上のスラグ14である。]
[0019] 懸濁溶解炉で生じる排ガス7は、排気坑6から廃熱ボイラ8に排気され、このボイラにおいて排ガス7の熱エネルギーを回収する。廃熱ボイラ8から、冷却された排ガス7を電気濾過器10に案内し、この濾過器において煙塵9を排ガス7から分離して、煙塵9は懸濁溶解炉4の反応シャフト5に循環して戻す。電気濾過器10からは、排ガス7が後続の処理、例えば二酸化硫黄回収用の酸プラント(図示せず)に案内される。]
[0020] 懸濁溶解炉から得た粗銅13は、乾式冶金精錬を行うためにアノード炉15に案内する。アノード炉15において、最初に粗銅13に含まれる少量の硫黄を酸化して除去し、その後、粗銅13に含まれる酸素を還元除去する。アノード炉15での処理後、銅をアノード鋳造プラント(図示せず)で鋳て銅アノードを製造し、このアノードを使用して、銅アノードに含まれる銅、つまり銅アノードをさらに電解プラント(図示せず)で電解精錬して銅カソードを得る。]
[0021] 懸濁溶解炉4から出るスラグは、必須でないまでも好ましくは、溶融状態で電気炉16に案内するとエネルギーの節約になる。これは、懸濁溶解炉4から出るスラグが、電気炉16に到達するときにすでに溶融状態であるからである。]
[0022] 懸濁溶解炉4から出るスラグは、電気炉16などの還元炉において、例えばコークスなどの還元剤を用いて処理すると、電気炉16には、異なる相、すなわち金属かす17および廃棄スラグ18が形成される。懸濁溶解炉4から出るスラグは、必須でないまでも好ましくは、電気炉16において、電気炉16に供給されるコークスを使って還元する。]
[0023] 電気炉16には、必須でないまでも好ましくは、アノード炉15から出るアノード炉スラグ19も供給する。]
[0024] 懸濁溶解炉から出るスラグ14は、必須でないまでも好ましくは、電気炉16で還元して、電気炉の廃棄スラグ18中の銅含有量を2%未満、最も有利には1%未満に留める。]
[0025] 電気炉の金属かす17は電気炉16から取り除き、電気炉の金属かす17を例えば水20を用いて造粒プラント21で粒状化する。銅の他に、電気炉の金属かす17はとくに鉄を含んでいる。]
[0026] 粒状化した電気炉の金属かす22を、銅精鉱1、フラックス2、および反応ガス3とともに懸濁溶解炉4の反応シャフト5に投入する。]
[0027] 図2は、本方法の別の実施形態を示し、ここでは図1に示す1基の電気炉16の代わりに、2基の電気炉、すなわち第1電気炉23および第2電気炉24を使用する。] 図1 図2
[0028] 図2では、懸濁溶解炉から出るスラグ14をまず電気炉23に案内する。懸濁溶解炉スラグ14は、必須でないまでも好ましくは、溶融状態で懸濁溶解炉4から第1電気炉23に案内する。] 図2
[0029] 第1電気炉23では、懸濁溶解炉スラグ14を還元剤を使用して一部還元すると、第1電気炉23に異なる相が形成される。すなわち、粗銅13と、約4%の銅を含有する部分的に還元されたスラグ25が形成される。]
[0030] 第1電気炉で得た粗銅13は、第1電気炉23からアノード炉15に供給する。第1電気炉23で得た粗銅13は、必須でないまでも好ましくは、溶融状態で第1電気炉23からアノード炉15に送られる。第1電気炉23の生成物として粗銅13が得られ、この粗銅はアノード炉15で後続処理に用いてもよく、またアノード炉15に供給してもよい。これは、第1電気炉で得られる粗銅が鉄を含まず、第1電気炉23では懸濁溶解炉スラグ14を部分的にしか還元していないためである。]
[0031] 第1電気炉23から、部分的に還元したスラグ25を、必須でないまでも好ましくは、溶融状態で第2電気炉24に供給する。]
[0032] 第2電気炉24では、第1電気炉から供給された部分的に還元したスラグ25を還元剤を使用して還元することで、第2電気炉24に金属かす17および廃棄スラグ18の、異なる相が形成され、廃棄スラグに残留する銅含有量は2%未満、最も有利には1%未満となる。]
[0033] 第2電気炉から出る金属かす17には、銅の他に、とくに鉄が含まれている。この金属かす17は粒状化して、銅精鉱1、フラックス2、および反応ガス3とともに、懸濁溶解炉4の反応シャフト4に供給する。]
[0034] 懸濁溶解炉に以下のものを投入する。]
[0035] 銅精鉱(濃縮物) 111.0 t/h
煙塵(DBF塵) 19.6 t/h
スラグ形成剤、すなわちフラックス(無水ケイ酸溶剤) 9.9 t/h
粒状化金属かす(電気炉金属) 16.6 t/h
合計 157.2 t/h

銅精鉱の分析
銅Cu 34.8%
鉄Fe 26.0%
硫黄S 29.1%
酸化ケイ素SiO2 5.0%

また、懸濁溶解炉には、酸素濃縮度46.2%の酸素富化空気を60,680Nm3供給する。]
[0036] 酸素富化空気は懸濁溶解に使用するが、その理由は、精鉱に含まれる硫黄および鉄の酸素間の反応によって発生する熱で微粒子サイズの精鉱微粒(粗銅およびスラグを生成する)および粗銅微粒のどちらも十分に溶解するからである。酸素富化が比較的高いため、二酸化硫黄の含有量の多いガス(SO2が約36%)が生じるが、このガスの総量は酸素富化度が低い場合に比べて少ない。このガスは速度約66,900Nm3/h、温度1,320℃で炉から排出される。ガスの熱エネルギーを大部分、廃熱ボイラで回収してから、このガスを高温の電気濾過器および後続の二酸化硫黄回収用酸プラントに案内する。]
[0037] 懸濁溶解炉から出る生成物は、温度約1,280℃の粗銅が毎時39トン、スラグが毎時約77トンである。]
[0038] 懸濁溶解炉から出るスラグの銅含有量はCu20%であり、この銅を回収するために、スラグを溶融状態で電気炉に投入する。この電気炉で1日に処理されるスラグの量は1,830トンである。また、電気炉に少量のアノード炉スラグ(1日20トン)を、1日に約91トンの還元に必要なコークスとともに供給する。還元によって廃棄スラグが生成されるが、廃棄スラグにおける銅含有量は、後続の処理で経済的に引き合わないほど少ない(1日1,365トン、その内、鉄(Fe)が約51%、酸化ケイ素(SiO2)は約26%)。生成物として、金属かすが1日に約400トン生成され、この金属かす中の鉄含有量は約8%、残りは主に銅である。温度1,240℃で金属かすを粒状化し、微粒を乾燥させて精鉱とともに自溶炉に戻す。]
[0039] こうして、本処理では上述のように粗銅が生成され、この粗銅をアノード炉でさらにアノード銅に加工できる利点がある。]
[0040] 当業者にとって明白なことであるが、技術の進歩に合わせて、本発明の基本概念を様々な方法で実現することができる。したがって、本発明およびその実施形態は上述の実施例に限定されるものでなく、本願特許請求の範囲内において変更可能である。]
权利要求:

請求項1
−銅精鉱(1)、フラックス(2)および反応ガス(3)を懸濁溶解炉(4)の反応シャフト(5)、例えば自溶炉の反応シャフト(5)に一緒に投入し、前記懸濁溶解炉(4)に、異なる相、すなわち粗銅(13)およびスラグ(14)が形成される銅精鉱の精錬方法において、該方法は、−該懸濁溶解炉(4)から出たスラグを電気炉(16)に案内し、−該懸濁溶解炉(4)から出たスラグを該電気炉(16)で還元剤を使用して処理することで、該電気炉(16)に異なる相、すなわち金属かす(17)および廃棄スラグ(18)が形成され、−該電気炉の金属かす(17)を該電気炉(16)から除去し、−該電気炉の金属かす(17)を粒状化して、微粒電気炉金属かす(22)を得て、−微粒電気炉金属かす(22)を前記懸濁溶解炉(4)の反応シャフト(5)に供給することを特徴とする銅精鉱の精錬方法。
請求項2
請求項1に記載の方法において、懸濁溶解炉(14)から出たスラグを溶融状態で電気炉(16)に案内することを特徴とする方法。
請求項3
請求項1または2に記載の方法において、電気炉から出た金属かす(17)を水(20)を用いて粒状化することを特徴とする方法。
請求項4
請求項1ないし3のいずれかに記載の方法において、懸濁溶解炉(14)から出たスラグを、電気炉(16)に供給されるコークスを用いて電気炉(16)で還元することを特徴とする方法。
請求項5
請求項1ないし4のいずれかに記載の方法において、電気炉(16)にアノード炉(15)から出るアノード炉スラグ(19)を供給することを特徴とする方法。
請求項6
請求項1ないし5のいずれかに記載の方法において、懸濁溶解炉から出たスラグ(14)を電気炉(16)で還元して、前記電気炉廃棄スラグ(18)中の銅含有量を2%未満、好ましくは1%未満にすることを特徴とする方法。
請求項7
請求項1に記載の方法において、−2基の電気炉、すなわち第1電気炉(23)および第2電気炉(24)を使用し、−懸濁溶解炉(14)から出るスラグをまず第1電気炉(23)に案内し、−第1電気炉(23)で、懸濁溶解炉スラグ(14)を還元剤を使って部分的に還元して、第1電気炉(23)に異なる相、すなわち粗銅(13)および部分的に還元された約4%の銅を含むスラグ(25)を形成し、−第1電気炉で得た部分的に還元されたスラグ(25)を第1電気炉(23)から第2電気炉(24)に送り、−第2電気炉(24)において、第1電気炉で得た部分的に還元されたスラグ(25)を還元剤を使って還元して、第2電気炉(24)に異なる相、すなわち金属かす(17)および廃棄スラグ(18)を形成して、廃棄スラグの銅含有量を銅2%未満、より有利には銅1%未満にし、−第2電気炉の金属かす(17)を第2電気炉(17)から除去し、−第2電気炉の金属かす(17)を粒状化して微粒電気炉金属かす(22)を得て、−微粒電気炉金属かす(22)を前記懸濁溶解炉(4)の反応シャフト(5)に投入することを特徴とする方法。
請求項8
請求項7に記載の方法において、第1電気炉で得た粗銅(13)をアノード炉(15)に供給することを特徴とする方法。
請求項9
請求項7または8に記載の方法において、懸濁溶解炉から出るスラグ(14)を溶融状態で懸濁溶解炉(4)から第1電気炉(23)に案内することを特徴とする方法。
請求項10
請求項1ないし9のいずれかに記載の方法において、前記懸濁溶解炉(4)の反応シャフト(5)に投入される反応ガス(3)は酸素富化空気を含むことを特徴とする方法。
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