MX2008008759A - Procedimiento para la obtencion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contiene el metal o un compuesto del metal. - Google Patents
Procedimiento para la obtencion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contiene el metal o un compuesto del metal.Info
- Publication number
- MX2008008759A MX2008008759A MX2008008759A MX2008008759A MX2008008759A MX 2008008759 A MX2008008759 A MX 2008008759A MX 2008008759 A MX2008008759 A MX 2008008759A MX 2008008759 A MX2008008759 A MX 2008008759A MX 2008008759 A MX2008008759 A MX 2008008759A
- Authority
- MX
- Mexico
- Prior art keywords
- metal
- slag
- furnace
- copper
- primary
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 130
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 59
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 59
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 34
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 11
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 title description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 69
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 64
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 64
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims abstract description 22
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 16
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 14
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 12
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims abstract description 11
- 230000004927 fusion Effects 0.000 claims abstract description 11
- 239000005997 Calcium carbide Substances 0.000 claims abstract description 8
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- CLZWAWBPWVRRGI-UHFFFAOYSA-N tert-butyl 2-[2-[2-[2-[bis[2-[(2-methylpropan-2-yl)oxy]-2-oxoethyl]amino]-5-bromophenoxy]ethoxy]-4-methyl-n-[2-[(2-methylpropan-2-yl)oxy]-2-oxoethyl]anilino]acetate Chemical compound CC1=CC=C(N(CC(=O)OC(C)(C)C)CC(=O)OC(C)(C)C)C(OCCOC=2C(=CC=C(Br)C=2)N(CC(=O)OC(C)(C)C)CC(=O)OC(C)(C)C)=C1 CLZWAWBPWVRRGI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 6
- 229910005347 FeSi Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- OSMSIOKMMFKNIL-UHFFFAOYSA-N calcium;silicon Chemical compound [Ca]=[Si] OSMSIOKMMFKNIL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 229910021332 silicide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- FVBUAEGBCNSCDD-UHFFFAOYSA-N silicide(4-) Chemical compound [Si-4] FVBUAEGBCNSCDD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 150000002736 metal compounds Chemical class 0.000 claims abstract description 3
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 49
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 24
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 24
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 19
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 10
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 9
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 230000008030 elimination Effects 0.000 claims description 8
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 claims description 8
- 239000011651 chromium Substances 0.000 claims description 6
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 5
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims description 4
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 claims description 3
- JBQYATWDVHIOAR-UHFFFAOYSA-N tellanylidenegermanium Chemical compound [Te]=[Ge] JBQYATWDVHIOAR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 6
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 19
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 13
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 13
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 13
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 13
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 10
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000004581 coalescence Methods 0.000 description 6
- 230000005684 electric field Effects 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 6
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- 230000005012 migration Effects 0.000 description 5
- 238000013508 migration Methods 0.000 description 5
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 5
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 4
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 4
- 230000000740 bleeding effect Effects 0.000 description 4
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 4
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 4
- 230000033001 locomotion Effects 0.000 description 4
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 4
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 4
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical compound [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 2
- 230000033228 biological regulation Effects 0.000 description 2
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 2
- 239000012530 fluid Substances 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
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 229910000640 Fe alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910015136 FeMn Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910002555 FeNi Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000604 Ferrochrome Inorganic materials 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010923 batch production Methods 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- IYRDVAUFQZOLSB-UHFFFAOYSA-N copper iron Chemical compound [Fe].[Cu] IYRDVAUFQZOLSB-UHFFFAOYSA-N 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
- ALKZAGKDWUSJED-UHFFFAOYSA-N dinuclear copper ion Chemical compound [Cu].[Cu] ALKZAGKDWUSJED-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 239000003792 electrolyte Substances 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
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 239000012768 molten material Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000010791 quenching Methods 0.000 description 1
- 230000000171 quenching effect Effects 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 1
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 1
- 230000007928 solubilization Effects 0.000 description 1
- 238000005063 solubilization Methods 0.000 description 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
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
- 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
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21D—MODIFYING THE PHYSICAL STRUCTURE OF FERROUS METALS; GENERAL DEVICES FOR HEAT TREATMENT OF FERROUS OR NON-FERROUS METALS OR ALLOYS; MAKING METAL MALLEABLE, e.g. BY DECARBURISATION OR TEMPERING
- C21D5/00—Heat treatments of cast-iron
- C21D5/04—Heat treatments of cast-iron of white cast-iron
-
- 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
- C22B4/00—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
- C22B4/04—Heavy 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
- C22B4/00—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
- C22B4/08—Apparatus
-
- 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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/04—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by aluminium, other metals or silicon
-
- 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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/18—Reducing step-by-step
-
- 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
- C22B9/00—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
- C22B9/16—Remelting metals
- C22B9/18—Electroslag remelting
-
- 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
- F27B3/045—Multiple chambers, e.g. one of which is used for charging
-
- 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)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- General Engineering & Computer Science (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Physics & Mathematics (AREA)
- Thermal Sciences (AREA)
- Crystallography & Structural Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Conductive Materials (AREA)
Abstract
La invención se refiere a un procedimiento para la obtención continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contiene el metal o un compuesto del metal, en el que la escoria que contiene metal licuada se calienta en una unidad (1) de fusión primaria o secundaria. Para proporcionar un procedimiento mejorado para la recuperación especialmente de cobre a partir de escorias, la invención prevé que se calienta la escoria que contiene metal en una unidad (1) de fusión primaria o secundaria configurada como horno eléctrico de corriente alterna y a continuación se pasa la masa fundida desde la unidad (1) de fusión primaria o secundaria hacia un horno (2) configurado como horno eléctrico de corriente continua, en el que tiene lugar una deposición electrolítica del metal que va a obtenerse, inyectándose y/o alimentándose en la unidad (1) de fusión primaria o secundaria un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi), carburo de calcio (CaC2), siliciuro de hierro (FeSi), aluminio (Al) y/o gases reductores.
Description
PROCEDIMIENTO PARA LA OBTENCION CONTINUA O DISCONTINUA DE UN METAL O DE VARIOS METALES A PARTIR DE UNA ESCORIA QUE CONTIENE EL METAL O UN COMPUESTO DEL METAL
CAMPO DE LA INVENCIÓN La invención se refiere a un procedimiento para la obtención continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contiene el metal o un compuesto del metal, en el que se calienta la escoria que contiene metal licuada en una unidad de fusión primaria o secundaria . ANTECEDENTES DE LA INVENCIÓN Durante la fundición de concentrados de cobre se generan mata de cobre y escoria. La escoria contiene cobre tanto en forma disuelta como en forma de inclusiones de mata transformadas de manera mecánica. Existen dos procedimientos fundamentales para la limpieza de la escoria: la flotación de la escoria tras el temple, la trituración y el molido y la reducción pirometalúrgica de la escoria líquida. La limpieza pirometalúrgia de la escoria o la fusión de concentrados se lleva a cabo en la mayor parte de los casos en tres variantes, concretamente: 1) en un horno de arco de CA mediante la reducción con coque y electrodos, precalentamiento de la
escoria y sedimentación, 2) en hornos giratorios cilindricos horizontales mediante la inyección de un agente reductor, por ejemplo en un horno para la limpieza de escoria de tipo Teniente, 3) en convertidores verticales con inyección de un agente reductor. Por ejemplo procedimientos TBRC o IsaSmelt o procedimientos similares. La limpieza de la escoria requiere la reducción de magnetita, para liberar las inclusiones suspendidas y hacer posible su sedimentación y permitir la reducción conjunta de óxido de tipo cobre. La limpieza de escoria de cobre utilizada con mayor frecuencia en hornos de arco de CA requiere un horno proporcionalmente grande debido al tiempo de sedimentación y reducción necesario, que asciende a de 3 a 8 horas. Origina un consumo de energía específico relativamente alto debido a la gran influencia específica de las pérdidas de calor. La limpieza de escoria en un horno de arco se realiza como procedimiento semicontinuo o por lotes. La flexibilidad del horno de arco durante la regulación de la temperatura permite un precalentamiento correcto de la escoria. La formación de inclusiones de cobre metálicas dispersadas como producto de la reducción de óxido de tipo cobre junto con una parte de pequeñas inclusiones de mata de cobre limitan no obstante la separación de fases y la
recuperación suficiente de cobre. Un procedimiento para la recuperación de metales a partir de escorias que contienen metal, especialmente de escorias de hierro-cobre en un horno de fusión se conoce por el documento US 4.110.107. La escoria fundida se introduce en un horno de arco, en el que tiene lugar una fusión. Se utiliza una unidad de inyección de carbono, para introducir carbono en la zona de fondo del baño de masa fundida. También se introduce en el baño un agente de escorificación como por ejemplo CaO. Tras la reducción se extrae el metal del horno. Por el documento US 4.036.636 se conoce un procedimiento similar para la recuperación especialmente de níquel y una mezcla de níquel-cobre a partir de una masa fundida de escoria. En ese caso se reduce magnetita en la escoria con materiales que contienen carbono. A este respecto tiene lugar una mezcla de la escoria con un agitador mecánico, mientras se produce la reducción de la escoria . A partir del documento O 01/49890 Al se conoce un procedimiento para la producción de cobre blíster directamente a partir de concentrado de sulfato de cobre, en el que el cobre se obtiene a partir de mata de cobre molida de manera fina y enfriada en un recipiente de reacción con enriquecimiento de oxígeno. El enriquecimiento
de oxígeno tiene lugar mediante la aportación de aire enriquecido con oxígeno, ascendiendo el contenido en oxígeno a al menos el 50%. El cobre blíster, también denominado "cobre de ampolla" , es cobre con ampollas sin refinar. El cobre tiene en estado líquido fundido una mayor capacidad de solubilización de gases que el metal sólido. Con la solidificación se eliminan los gases formando pequeñas ampollas (inglés: blister) en el cobre. El documento US 4.060.409 muestra un sistema pirometalúrgico, con el que un material puede mantenerse en estado fundido. El sistema presenta un receptáculo para alojar el material, estando configuradas en el interior del receptáculo una serie de células con un mismo tamaño. Además está prevista una pluralidad de agitadores mecánicos, para poder agitar el material fundido. El documento US 6.436.169 da a conocer un procedimiento para hacer funcionar un horno de fusión de cobre, añadiendo una sustancia que contiene hierro con más del 80 por ciento en peso de hierro, que presenta una densidad de entre 3,0 y 8,0; el diámetro de las partículas se encuentra a este respecto entre 0,3 y 15 milímetros. A la escoria de cobre que contiene hierro se le añade la sustancia que contiene hierro. A continuación se realiza una reducción de Fe304 para dar FeO. Por el documento EP 0 487 032 Bl se conoce un
dispositivo para el tratamiento continuo metalúrgico de cobre. Presenta un horno de fusión para fundir y oxidar concentrado de cobre, para generar una mezcla de mata y escoria. Además está previsto un horno de separación para la separación de la mata de la escoria. En un horno convertidor se oxida la mata separada de la escoria para la generación de cobre en bruto. Medios de canal de la colada de fusión conectan el horno de fusión, el horno de separación y el horno convertidor. Para la refinación del cobre generado en el horno convertidor están previstos hornos de ánodos. Se consigue una conexión entre el horno convertidor y los hornos de ánodos con medios de canal de cobre en bruto . Del documento EP 0 487 031 Bl se deriva un procedimiento para la fusión continua de cobre. En este caso también están previstos un horno de fusión, un horno de separación y un horno convertidor, que están conectados entre sí mediante medios de conexión fluida. Además están previstos hornos de ánodos, que están en conexión fluida con el horno convertidor. El concentrado de cobre se alimenta al horno de fusión, en el que tiene lugar una fusión y oxidación del concentrado para la producción de una mezcla de mata en bruto y escoria. A continuación se alimenta la mezcla de mata en bruto y escoria al horno de separación, en el que tiene lugar una separación de la mata
en bruto de la escoria. A continuación se pasa la mata en bruto separada de la escoria al horno convertido, en el que se oxida para producir cobre en bruto. El cobre en bruto fluye a continuación hacia uno de los hornos de ánodos, en el que se produce el cobre. Los procedimientos conocidos previamente para la obtención de un metal a partir de una escoria que contiene el metal aún necesitan mejorarse con respecto a su eficiencia . DESCRIPCIÓN DE LA INVENCIÓN La invención se basa por tanto en el objetivo de proporcionar un procedimiento mejorado para la recuperación de metales, especialmente de cobre, a partir de escorias. La solución de este objetivo mediante la invención se caracteriza porque se calienta la escoria que contiene metal en una unidad de fusión primaria o secundaria configurada como horno eléctrico de corriente alterna y a continuación se pasa la masa fundida desde la unidad de fusión primaria o secundaria hacia un horno configurado como horno eléctrico de corriente continua, en el que tiene lugar una deposición electrolítica del metal que va a obtenerse, inyectándose y/o alimentándose en la unidad de fusión primaria o secundaria un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi) , carburo de calcio (CaC2) , siliciuro de hierro (FeSi) , aluminio (Al) y/o gases
reductores . Como unidad de fusión primaria o secundaria se utiliza preferiblemente un horno de arco. El metal que va a obtenerse es preferiblemente cobre (Cu) , que se encuentra en una escoria que contiene cobre. Sin embargo también es posible que en el caso del metal que va a obtenerse se trate de plomo (Pb) , zinc (Zn) , platino (Pt) , cromo (Cr) o níquel (Ni) . En la unidad de fusión primaria o secundaria configurada como horno eléctrico de corriente alterna puede tener lugar una reducción previa u oxidación de la escoria o de concentrados de metal y una deposición de la mata de metal o de una aleación de metal, especialmente de mata de cobre, teniendo lugar en el segundo horno configurado como horno eléctrico de corriente continua una reducción profunda de la escoria y una eliminación de inclusiones. En el segundo horno configurado como horno eléctrico de corriente continua puede tener lugar durante la obtención del metal también una agitación electromagnética de la masa fundida. Para generar la agitación electromagnética puede actuar al menos un electroimán sobre la masa fundida que se encuentra en el segundo horno. Sin embargo también puede preverse que, para generar la agitación electromagnética, actúa al menos un imán permanente sobre la masa fundida que se encuentra en
el segundo horno. El al menos un imán genera preferiblemente un campo magnético de entre 50 y 1.000 Gauss, abarcando el campo magnético al menos una parte de la sección transversal de la masa fundida y de la zona de los electrodos en el segundo horno. En la unidad de fusión primaria o secundaria además puede añadirse también coque como agente reductor durante el calentamiento. Sobre la superficie de la masa fundida puede alimentarse en el segundo horno material que contiene carbono, especialmente coque, de tal manera, que se forma una capa del material que contiene carbono con un espesor fundamentalmente constante, estando la capa, que actúa como ánodo, en contacto con una conexión eléctrica. Además puede preverse que en la zona del fondo debajo de la masa fundida puede mantenerse en el segundo horno una capa de mata de metal o aleación de metal, especialmente de mata de cobre, con un espesor fundamentalmente constante, estando la capa, que actúa como cátodo, en contacto con una conexión eléctrica. La invención propone por tanto una reducción de escoria de dos fases y la eliminación del metal (preferiblemente del cobre) en dos hornos de arco, previéndose los agentes reductores específicos mencionados, que permiten una reducción especialmente buena. El primer
horno, el horno de arco de corriente trifásica, sirve para la reducción previa de la escoria y la deposición de mata de metal (mata de cobre) , seguido por una reducción profunda de escoria y eliminación de inclusiones en un horno de canal de reducción de CC con una agitación electromagnética. La utilización de la agitación electromagnética, que mejora el paso de las sustancias a la superficie de reducción y la coalescencia de las inclusiones, junto con la electrólisis de la escoria y fenómenos electrocinéticos hacen posible una limpieza eficaz de la escoria y una elevada recuperación de metal, especialmente cobre. DESCRIPCIÓN BREVE DE LAS FIGURAS la figura 1 muestra una representación esquemática de una unidad de fusión primaria o secundaria en forma de un horno de arco de corriente trifásica y de un horno de canal de reducción de CC conectado posteriormente y la figura 2a y la figura 2b muestran respectivamente una vista frontal en corte y una vista lateral en corte del horno de canal de reducción de corriente continua para la reducción profunda de escoria y la eliminación de inclusiones utilizando un lecho de coque y mata de
cobre líquida como electrodos. DESCRIPCIÓN DE UN MODO DE REALIZACIÓN DE LA INVENCIÓN Mediante los dibujos, está representado un ejemplo de realización de la invención. En la figura 1 puede observarse una unidad 1 de fusión primaria o secundaria en forma de un horno de corriente alterna, al que se conecta un segundo horno 2 en forma de un horno de corriente continua. La masa fundida preparada en el horno 1 de escoria de cobre se conduce a través de un medio 8 de conexión en forma de un canal de masa fundida (también posiblemente en forma de un horno rectangular) hacia el segundo horno 2. En el primer horno 1 y concretamente en la masa de escoria que se encuentra en este horno se sumergen dos electrodos 9 y 10 en forma de electrodos de grafito, que están conectados a una fuente 11 de corriente alterna. Las escorias contienen, según el tipo de la unidad 1 de fusión primaria y/o secundaria - gotitas de metal como por ejemplo en el caso de procedimientos de aleación de hierro (por ejemplo, procedimientos de producción de FeNi, FeMn, FeCr, FeNb y Ti02) , metales en forma sulfurada u oxídica, funcionando IsaSmelt, Aussmelt, Outokumpu o TBRC como
fundidor primario, metales y aleaciones de metales, que se producen como productos durante el procesamiento de materiales de aplicación oxídicos, por ejemplo a partir de un horno eléctrico u horno de cuba. El segundo horno 2 tiene una entrada 16 de escoria para la escoria 15 así como una salida 17 de escoria. En el segundo horno 2 se encuentran dos electrodos 4 y 5, que están configurados a modo de placa. Ambos electrodos 4, 5 están acoplados mediante conexiones eléctricas en forma de un electrodo 6 ó 7 de contacto de grafito a una fuente 12 de corriente continua. El electrodo 6 superior dispuesto en horizontal está conectado al polo positivo de la fuente 12 de corriente continua y sirve de ánodo. De manera correspondiente, el electrodo 5 inferior dispuesto igualmente en horizontal está conectado al polo negativo de la fuente 12 de corriente continua y sirve así de cátodo. El cobre se obtiene a través de un procedimiento electrolítico . Tal como puede deducirse por la figura 2, el segundo horno 2 está configurado como horno de canal. Lateralmente están dispuestas bobinas 13 y 14 eléctricas alrededor de núcleos metálicos, que con ello forman electroimanes 3. Con estos imanes se genera un efecto electromagnético de agitación, que agita la masa fundida en
el segundo horno 2, véase a continuación. Una característica fundamental es que se calienta la escoria que contiene metal en el horno 1 eléctrico de corriente alterna y a continuación se pasa la masa fundida desde el horno 1 hacia el horno 2 configurado como horno eléctrico de corriente continua, en el que tiene lugar una deposición electrolítica del metal que va a obtenerse, que puede encontrarse por ejemplo como sulfuro u óxido. A este respecto, se inyecta o alimenta en el horno 1 un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi) , carburo de calcio (CaC2) , siliciuro de hierro (FeSi) , aluminio (Al) y/o gases reductores. Durante la reducción tiene lugar un proceso en sí conocido que (en el ejemplo de la adición de coque) es tal como sigue: la magnetita y el óxido de tipo cobre en la escoria reaccionan en este caso con el carbono de los electrodos 9, 10 de grafito y el coque añadido según las ecuaciones : Fe304 + CO = 3 FeO + C02 Cu20 + CO = 2 CU + C02 C02 + C = 2 CO La reducción de óxido de tipo cobre se limita por la reducción de magnetita. Las condiciones de la reducción conjunta se determinan por el equilibrio de esta reacción: (CU20) Escoria + 3 ( FeO) Escoria => 2 (Cu) Metal + (Fe304 ) Escoria
El contenido en cobre en la escoria de la masa fundida se encuentra entre el 2 y el 10% y el contenido en magnetita, entre el 10 y el 20% según el procedimiento de fusión y la calidad generada de la mata. La primera etapa del tratamiento de la escoria en el horno 1 de arco de CA se centra en la reducción de magnetita hasta un valor de desde el 7 hasta el 8% y un contenido en cobre de desde el 0,8 hasta el 1,2%, lo que requiere un consumo de energía unitario de desde 50 hasta 70 kWh/t, según la composición original de la escoria. El grado anteriormente mencionado de la reducción de escoria permite acortar el tiempo de reducción aproximadamente un 50%, lo que corresponde a un aumento del doble de las capacidades de tratamiento del horno. La escoria se sangra de manera continua o con espacios regulares al segundo horno 2 de canal de reducción de CC (horno de corriente continua) . El lecho 4 de coque en la superficie de la escoria, con el que el electrodo 6 de grafito crea el contacto con la fuente 12 de corriente continua, tiene la función del ánodo y la mata 5 líquida en contacto con el bloque 7 de grafito es un cátodo en el horno 2 de canal de reducción de CC. En el lado de entrada del horno están dispuestos dos bloques de imán permanente en la ventana del
receptáculo del horno y concretamente a media altura de la capa de escoria. El funcionamiento conjunto de un campo magnético horizontal, no homogéneo con un campo eléctrico constante vertical no homogéneo induce el gradiente de la fuerza de Lorentz que actúa sobre la escoria. La fuerza de Lorentz, que en cada volumen elemental de un líquido conductor, como por ejemplo escoria líquida, actúa en campos magnéticos permanentes y eléctricos constantes cruzados, modifica aparentemente la densidad relativa del líquido: ?? = ?± j B con: ?? - densidad aparentemente relativa en N nf3, ? - densidad relativa en N m~3, j - densidad de corriente en un líquido en A m'2 , B - inducción magnética en T. Con la fuerza anteriormente mencionada con una densidad de corriente de 200 a 2000 A/m2 y una intensidad de campo magnético de 0,005 a 0.1 Tesla la velocidad de la escoria es de 1 a 2 órdenes de magnitud superior en comparación con las velocidades de convección naturales. Hace que la escoria gire de manera intensa en la zona del imán, con lo que se mejora el paso de magnetita hacia la superficie de coque y se acelera la reducción. Con la elevada temperatura de la reducción de la escoria (1200 a 1300 °C) se controlan las reacciones durante la reducción
de la magnetita y la reducción conjunta del óxido de tipo cobre mediante el paso de sustancias, la agitación de la escoria aumenta considerablemente la velocidad de reducción. La agitación de la escoria evita además la formación de líquido estancado y homogeneiza la escoria. La agitación de la escoria en la primera etapa del procedimiento para la eliminación de inclusiones es favorable, con lo que se aumenta la probabilidad de su colisión y su coalescencia . El movimiento de la escoria aumenta la probabilidad de la colisión de inclusiones de mata y cobre metálico, con lo que se mejora su coalescencia y sedimentación. La segunda parte del horno 2 de canal no experimenta ningún movimiento intenso de la escoria y permite una sedimentación moderada de las inclusiones. Debido a la estructura iónica de la escoria líquida la corriente continua activa la electrólisis de la escoria. La reducción catódica y la oxidación anódica dan como resultado la reducción de magnetita, la deposición de cobre y la formación de monóxido de carbono sobre los electrodos de manera correspondiente a las reacciones: Cátodo: Fe3+ + e = Fe2+ Cu+ + e - Cu0 Ánodo: Si044" + 2C = Si02 + 2 [CO] + 4e
O2" + C = [CO] + 2e La descomposición catódica de magnetita y la deposición de cobre aumentan la velocidad total de la reducción de magnetita y la eliminación de cobre. La deposición de CO como producto anódico forma centros adicionales para la reducción de magnetita. La fuerza adicional que actúa sobre inclusiones metálicas como resultado de la modificación aparente de la densidad relativa de la escoria y la interacción de la corriente en el metal y del campo magnético son igual a: FEMB = 2 p j B r3 con: FEBF - fuerza ascensional en N, j - densidad de corriente en A/m2, B - inductividad del campo magnético en T, r - radio de la inclusión en m. La interacción del campo eléctrico con la carga superficial eléctrica en la superficie de inclusión permite que la gota de metal migre a lo largo de las líneas eléctricas del campo; la velocidad de migración, conocida como fenómeno del movimiento de electrocapilaridad, se describe mediante la fórmula de Levich:
con: vEM - velocidad de migración en m s"1,
e - carga superficial en coul m-2 E - intensidad del campo eléctrico en V m -i
viscosidad de la escoria en Pa K - conductibilidad específica de la escoria en
resistencia de la superficie límite de la escoria/metal en O Basándose en la densidad de carga eléctrica velocidad de migración del metal o de las inclusiones de mata según la fórmula anteriormente explicada disminuye con el radio de la gota. La velocidad de migración es considerablemente superior en el caso de inclusiones menores que la sedimentación mediante la gravedad. procesamiento escoria en campos magnéticos y eléctricos cruzados aprovecha una serie de fenómenos, mediante los que el procedimiento de limpieza de la escoria se vuelve muy intenso y efectivo. La agitación electromagnética de la escoria aumenta el paso de las sustancias, con lo que se acelera la reducción de la escoria y se favorece la coalescencia de las inclusiones. La electrólisis simultánea de la escoria actúa en el caso de la reducción catódica de magnetita y óxido de cobre y la formación anódica de monóxido de carbono como agente reductor adicional. La migración electrocapilar de las inclusiones favorece su coalescencia y lleva a la
eliminación de inclusiones de la escoria.
Ej emplo : La escoria a partir de la fundición de concentrado en una unidad de fusión instantánea contiene un 4% de Cu y un 15% de Fe304. Se sangra la escoria cada 3 horas y se hace pasar a través de un canal al horno 1 de arco de corriente trifásica de 9,5 MVA. La cantidad de producción de escoria asciende a 30 t/h, esto corresponde a un procesamiento de 90 t en cada ciclo. El consumo de coque alcanza la cifra de aproximadamente 8 kg/t y el consumo de energía la de aproximadamente 70 k h/t, según un aumento promedio de potencia de 6,3 MW. Tras una hora comienza la sangría de escoria en el horno de arco durante un periodo de tiempo de 2 horas. La escoria con un contenido en Cu del 1,1% y en Fe304 del 7% se transporta a través del canal 8 al horno 2 de arco de CC con una cámara, que tiene 4 m de largo y 1 m de ancho. El horno de canal de reducción para la limpieza semicontinuada de escoria se representa en la figura 2. La escoria fluye durante 2 horas de manera continua a través del horno 2 de canal de reducción. Con un nivel de escoria de 1 m el tiempo de estadía promedio asciende aproximadamente a 30 minutos. Con pérdidas de calor del horno de 1 GJ/h el consumo de energía unitario asciende aproximadamente a 35 kWh/t y la absorción de
potencia necesaria a 1 MW. Con una tensión estimada de 100 V la intensidad de corriente está en el orden de magnitud de 10 kA. El consumo de coque estimado es de aproximadamente 2 kg/t. La escoria final contiene un 0,5% de Cu y un 4% de magnetita. El consumo de energía total alcanza la cifra de 105 kWh/1 y el consumo de coque la de 10 kg/t. Por tanto, el procedimiento según la invención funciona según el ejemplo de realización como limpieza de escoria de cobre de dos fases en hornos de arco. En el primer horno 1 de arco puede tener lugar una carga de la escoria periódica o continua. En este horno 1 se introducen los electrodos de grafito o de carbono en la escoria fundida y a través de los mismos se consigue una alimentación de corriente. A la superficie de la escoria se añade coque u otro agente reductor. La regulación de la temperatura de la escoria en el horno de limpieza de escoria tiene lugar mediante la regulación de la absorción de potencia. Finalmente tiene lugar una sangría de los metales obtenidos en forma de mata de cobre y cobre metálico . En el horno 2 de canal de CC puede tener lugar también una sangría periódica o continuada de la escoria. Se aplica una corriente continua entre la capa de coque que funciona como ánodo en la superficie de la escoria y la
mata líquida que funciona como cátodo. El campo magnético localmente limitado, superpuesto, que se genera mediante electroimanes o imanes permanentes, se utiliza para poner la escoria en movimiento. Sobre la superficie de la escoria se carga coque, para mantener constante el espesor de capa de la capa de coque y para mantener condiciones de contacto eléctricas favorables con los electrodos de grafito o carbono. En este caso también puede tener lugar una sangría continua o periódica de la escoria final limpia. Del mismo modo puede tener lugar la sangría periódica de la mata de cobre o de la mata de cobre junto con cobre metálico. Adicionalmente se mantiene una capa de mata de cobre-(cobre) sobre el fondo del horno como cátodo líquido, estando el cátodo en contacto con un bloque de grafito. Los electrodos pueden estar compuestos también de otro material electroconductor . La escoria de cobre puede representar aquella escoria, que se obtiene mediante la fundición de concentrados de cobre para dar mata de cobre o directamente cobre blister, así como aquella escoria, que se obtiene mediante la conversión de mata de cobre. Como primer horno 1 de arco puede utilizarse un horno de arco clásico de corriente trifásica de CA o un horno de arco de CC. La inducción de un campo magnético generado por
imanes permanentes o electroimanes se encuentra preferiblemente en el intervalo de desde 50 hasta 1.000 Gauss, cubriendo el campo magnético permanente una parte de la sección transversal de la escoria líquida en la zona del electrodo o los electrodos en contacto con el lecho de coque . Como electrodos se utilizan preferiblemente electrodos de grafito o de carbono. El lugar de los electrodos hace que las líneas de corriente crucen las líneas de campo magnéticas. La colocación óptima de los electrodos da lugar a que las líneas de corriente discurran en perpendicular a las líneas de campo magnéticas . Tal como se explicó, la capa del metal líquido o la mata de metal por debajo de la escoria están en contacto con un electrodo de grafito u otro, que tiene la función del cátodo; el carbono o la capa de coque en la superficie de la escoria está en contacto con un electrodo de grafito u otro, que tiene la función de ánodo. La intensidad de la corriente continua se encuentra preferiblemente en el intervalo de entre 500 y 50.000 A, en función del tamaño de la unidad de limpieza de la escoria, la cantidad de escoria y la temperatura. Aunque el procedimiento propuesto está previsto preferiblemente para la obtención de cobre, también puede aplicarse para otros metales tales como plomo (Pb) , zinc
(Zn) , platino (Pt) , cromo (Cr) o níquel (Ni) . Mediante la reducción de la escoria en dos fases y la eliminación del cobre en dos hornos de arco se consigue que el primer horno de arco de corriente trifásica pueda utilizarse para la reducción previa de la escoria y la deposición de mata de cobre, seguido por una reducción profunda de la escoria y la eliminación de inclusiones en un horno de canal de reducción de CC con agitadores electromagnéticos. La utilización de agitadores electromagnéticos, que mejora el paso de las sustancias a la superficie de reducción y la coalescencia de las inclusiones, junto con la electrólisis de la escoria y fenómenos electrocinéticos hacen posible una limpieza eficaz de la escoria y una elevada recuperación de cobre. Por tanto, con el procedimiento propuesto (hablando en general) se hace posible también una reducción de óxidos metálicos. En la unidad de fusión primaria puede tener lugar también una fusión oxídica de concentrados.
Lista de números de referencia: 1 unidad de fusión primaria o secundaria (horno de corriente alterna) 2 segundo horno (horno de corriente continua) 3 electroimán 4 electrodo (ánodo) 5 electrodo (cátodo) 6 conexión eléctrica (electrodo de grafito) 7 conexión eléctrica (electrodo de grafito) 8 medio de conexión 9 electrodo 10 electrodo 11 fuente de corriente alterna 12 fuente de corriente continua 13 bobina eléctrica 14 bobina eléctrica 15 escoria 16 entrada de la escoria 17 salida de la escoria
Claims (12)
- REIVINDICACIONES 1. Procedimiento para la obtención continua o discontinua de un metal o varios metales a partir de una escoria que contiene el metal o un compuesto del metal, en el que la escoria que contiene metal licuada se calienta en una unidad (1) de fusión primaria o secundaria, caracterizado porque la escoria que contiene metal se calienta en una unidad (1) de fusión primaria o secundaria configurada como horno eléctrico de corriente alterna y a continuación se pasa la masa fundida desde la unidad (1) de fusión primaria o secundaria hacia un horno (2) configurado como horno eléctrico de corriente continua, en el que tiene lugar una deposición electrolítica del metal que va a obtenerse, inyectándose y/o alimentándose en la unidad (1) de fusión primaria o secundaria un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi) , carburo de calcio (CaC2) , siliciuro de hierro (FeSi) , aluminio (Al) y/o gases reductores .
- 2. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque como unidad (1) de fusión primaria o secundaria se utiliza un horno de arco.
- 3. Procedimiento según la reivindicación 1 ó 2, caracterizado porque el metal que va a obtenerse es cobre (Cu), que se encuentra en una escoria que contiene cobre.
- 4. Procedimiento según la reivindicación 1 ó 2, caracterizado porque el metal que va a obtenerse es plomo (Pb) , zinc (Zn) , platino (Pt) , cromo (Cr) o níquel (Ni) , que se encuentra en una escoria.
- 5. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 4, caracterizado porque en la unidad (1) de fusión primaria o secundaria configurada como horno eléctrico de corriente alterna tiene lugar una reducción previa de la escoria y una deposición de mata de metal o de una aleación metálica, especialmente de mata de cobre, y porque en el segundo horno (2) configurado como horno eléctrico de corriente continua tiene lugar una reducción profunda de escoria y una eliminación de inclusiones.
- 6. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 5, caracterizado porque en el segundo horno (2) configurado como horno eléctrico de corriente continua, durante la obtención del metal tiene lugar una agitación electromagnética de la masa fundida.
- 7. Procedimiento según la reivindicación 6, caracterizado porque para generar la agitación electromagnética actúa al menos un electroimán (3) sobre la masa fundida que se encuentra en el segundo horno (2) .
- 8. Procedimiento según la reivindicación 6, caracterizado porque para generar la agitación electromagnética actúa al menos un imán permanente sobre la masa fundida que se encuentra en el segundo horno (2) .
- 9. Procedimiento según la reivindicación 7 u 8, caracterizado porque el al menos un imán genera un campo magnético de entre 50 y 1.000 Gauss y porque el campo magnético abarca al menos una parte de la sección transversal de la masa fundida y de la zona de los electrodos (4, 5) en el segundo horno (2) .
- 10. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 9, caracterizado porque en la unidad (1) de fusión primaria o secundaria durante el calentamiento se añade además coque como agente reductor.
- 11. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 10, caracterizado porque sobre la superficie de la masa fundida se alimenta en el segundo horno (2) material que contiene carbono, especialmente coque, de tal manera que se forma una capa del material que contiene carbono con un espesor fundamentalmente constante, estando la capa, que actúa como ánodo (4), en contacto con una conexión (6) eléctrica.
- 12. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 11, caracterizado porque en la zona del fondo debajo de la masa fundida se mantiene en el segundo horno (2) una capa de mata de metal, especialmente de mata de cobre, con un espesor fundamentalmente constante, estando la capa, que actúa como cátodo (5) , en contacto con una conexión (7) eléctrica.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DE102006052181A DE102006052181A1 (de) | 2006-11-02 | 2006-11-02 | Verfahren zur kontinuierlichen oder diskontinuierlichen Gewinnung eines Metalls oder mehrerer Metalle aus einer das Metall oder eine Verbindung des Metalls enthaltenden Schlacke |
| PCT/EP2007/009249 WO2008052690A1 (de) | 2006-11-02 | 2007-10-25 | Verfahren zur kontinuierlichen oder diskontinuierlichen gewinnung eines metalls oder mehrerer metalle aus einer das metall oder eine verbindung des metalls enthaltende schlacke |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| MX2008008759A true MX2008008759A (es) | 2008-11-18 |
Family
ID=38926241
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| MX2008008759A MX2008008759A (es) | 2006-11-02 | 2007-10-25 | Procedimiento para la obtencion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contiene el metal o un compuesto del metal. |
Country Status (20)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US8157884B2 (es) |
| EP (1) | EP1937859B1 (es) |
| JP (1) | JP5128494B2 (es) |
| CN (1) | CN101365814B (es) |
| AT (1) | ATE434062T1 (es) |
| AU (1) | AU2007315272B2 (es) |
| BR (1) | BRPI0706044B1 (es) |
| CA (1) | CA2633318C (es) |
| CL (1) | CL2007003141A1 (es) |
| DE (2) | DE102006052181A1 (es) |
| EG (1) | EG25663A (es) |
| ES (1) | ES2326845T3 (es) |
| MX (1) | MX2008008759A (es) |
| NO (1) | NO341678B1 (es) |
| PE (1) | PE20070759A1 (es) |
| PL (1) | PL1937859T3 (es) |
| RU (1) | RU2371490C1 (es) |
| UA (1) | UA91254C2 (es) |
| WO (1) | WO2008052690A1 (es) |
| ZA (1) | ZA200804573B (es) |
Families Citing this family (21)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP5330185B2 (ja) | 2009-10-08 | 2013-10-30 | 株式会社神戸製鋼所 | 溶融金属製造装置 |
| CN101812586B (zh) * | 2010-04-12 | 2011-09-28 | 云南祥云飞龙有色金属股份有限公司 | 一种高杂质低品位的置换铜渣生产氧化亚铜的方法 |
| EP2564141B2 (en) | 2010-04-26 | 2023-11-08 | Hatch Ltd | Measurement of charge bank level in a metallurgical furnace |
| JP5466619B2 (ja) * | 2010-10-21 | 2014-04-09 | 株式会社神戸製鋼所 | 溶融金属鉄の製造装置 |
| 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 |
| BR112014011250B1 (pt) | 2012-06-27 | 2019-07-02 | Nippon Steel & Sumitomo Metal Corporation | Processo de redução de escória de fabricação de aço |
| FI125099B (fi) * | 2013-03-25 | 2015-05-29 | Outotec Oyj | Menetelmä ja laitteisto platinaryhmän metallien ja ferrokromin talteen ottamiseksi kromiittimalmista, jossa on platinaryhmän metalleja |
| JP6300205B2 (ja) * | 2013-08-29 | 2018-03-28 | 独立行政法人国立高等専門学校機構 | 銅製錬スラグを原料とする高純度ケイ酸質材料及びその製造方法 |
| CL2014000174A1 (es) * | 2014-01-23 | 2014-06-27 | Coinfa Ltda | Un producto en base a aluminio reciclado , util en las fundiciones de la industria minera que comprende mezcla de aluminio, indio, silicio, manganeso, magnesio, zinc, silice, hierro, cobre y alumina, donde este ultimo recubre la superficie del producto; y sus usos. |
| CN107109524B (zh) * | 2014-09-09 | 2021-01-19 | 亚利桑那大学董事会 | 用于浸提金属和贮存金属提取期间的热能的系统、装置和方法 |
| DE102016002419A1 (de) * | 2015-11-19 | 2017-05-24 | Sms Group Gmbh | Verfahren und Vorrichtung zum Reinigen von Schlacke |
| AU2017218454B2 (en) | 2016-02-08 | 2022-09-29 | Newsouth Innovations Pty Limited | A method, apparatus and system for processing a composite waste source |
| JP6769594B2 (ja) * | 2016-05-13 | 2020-10-14 | 節 安斎 | 処理物処理のためのプラズマ溶融方法 |
| CN107314672B (zh) * | 2017-08-18 | 2023-06-06 | 蔚蓝(广东)新能源科技有限公司 | 一种密闭式熔炼炉 |
| JP6958398B2 (ja) * | 2018-02-05 | 2021-11-02 | 住友金属鉱山株式会社 | 樋連結構造および耐食槽 |
| KR102868337B1 (ko) * | 2019-07-19 | 2025-10-13 | 각코호진 와세다다이가쿠 | Pgm의 회수 방법 |
| FI20195830A1 (en) * | 2019-09-30 | 2021-03-31 | Outokumpu Oy | REDUCTION OVEN PARTITION SOLUTION |
| CN111707098A (zh) * | 2020-06-28 | 2020-09-25 | 金刚新材料股份有限公司 | 一种用于生产陶瓷砂的串联多熔池熔体材料制备系统 |
| JP7011862B1 (ja) * | 2020-11-13 | 2022-02-10 | 株式会社トウネツ | 溶湯混合システム |
| WO2024194824A1 (de) * | 2023-03-23 | 2024-09-26 | Radmat Ag | Elektrolysevorrichtung zur durchführung einer schmelzflusselektrolyse |
| CN121110119A (zh) * | 2025-09-15 | 2025-12-12 | 江西金德铅业股份有限公司 | 一种从硫酸铅渣中高效回收铅的方法 |
Family Cites Families (20)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS495691B1 (es) * | 1965-03-23 | 1974-02-08 | ||
| US4036636A (en) * | 1975-12-22 | 1977-07-19 | Kennecott Copper Corporation | Pyrometallurgical process for smelting nickel and nickel-copper concentrates including slag treatment |
| 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 |
| US4214897A (en) * | 1978-01-13 | 1980-07-29 | Metallurgie Hoboken Overpelt | Process for the extraction of non-ferrous metals from slags and other metallurgical by-products |
| 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 |
| US4940486A (en) * | 1987-05-26 | 1990-07-10 | The University Of Toronto Innovations Foundation | Process for treating liquid metals |
| DE3930899A1 (de) * | 1989-09-15 | 1991-03-28 | Horn Aug Soehne | Verfahren und vorrichtung zur umweltschonenden beseitigung von umweltgefaehrdenden wasserloeslichen rueckstaenden |
| DE69124665T2 (de) | 1990-11-20 | 1997-06-19 | Mitsubishi Materials Corp | Verfahren zum kontinuierlichen Schmelzen von Kupfer |
| MY110307A (en) | 1990-11-20 | 1998-04-30 | Mitsubishi Materials Corp | Apparatus for continuous copper smelting |
| RU2116596C1 (ru) * | 1994-08-25 | 1998-07-27 | Акционерное общество "Чусовской металлургический завод" | Электропечь постоянного тока для электрошлакового восстановления металлов |
| CH688325A5 (de) * | 1994-11-25 | 1997-07-31 | Holderbank Financ Glarus | Verfahren zur Aufbereitung von festen Rueckstaenden aus Muellverbrennungsanlagen und Vorrichtung zur Drchfuehrung des Verfahrens. |
| RU2088869C1 (ru) * | 1996-03-20 | 1997-08-27 | Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов "Гинцветмет" | Электропечь для переработки шлаков |
| MXPA02006652A (es) | 2000-01-04 | 2002-09-30 | Outokumpu Oy | Metodo para la produccion de cobre vesicular en un reactor de suspension. |
| 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 |
| JP4387618B2 (ja) * | 2000-08-29 | 2009-12-16 | 日鉱金属株式会社 | 銅転炉スラグからの銅の回収方法 |
| JP4277460B2 (ja) * | 2000-10-03 | 2009-06-10 | 三菱マテリアル株式会社 | 分離炉の炉況監視方法と炉況監視システム、マット溶錬設備の操業方法と操業システム、及びプログラムとそれを記録した記録媒体 |
| AT412283B (de) * | 2003-05-16 | 2004-12-27 | Voest Alpine Ind Anlagen | Verfahren zum verwerten von schlacke |
| DE10323507A1 (de) * | 2003-05-24 | 2004-12-09 | Sms Demag Ag | Verfahren zur Rückgewinnung von metallischen Elementen, insbesondere metallischem Chrom, aus metalloxidhaltigen Schlacken im Elektrolichtbogenofen |
| RU2261285C1 (ru) * | 2004-02-27 | 2005-09-27 | Общество с ограниченной ответственностью Фирма "ДАТА-ЦЕНТР" (ООО Фирма "ДАТА-ЦЕНТР") | Способ производства черновой меди и цинка |
-
2006
- 2006-11-02 DE DE102006052181A patent/DE102006052181A1/de not_active Withdrawn
-
2007
- 2007-10-25 WO PCT/EP2007/009249 patent/WO2008052690A1/de not_active Ceased
- 2007-10-25 AU AU2007315272A patent/AU2007315272B2/en not_active Ceased
- 2007-10-25 ES ES07819301T patent/ES2326845T3/es active Active
- 2007-10-25 MX MX2008008759A patent/MX2008008759A/es active IP Right Grant
- 2007-10-25 BR BRPI0706044-0B1A patent/BRPI0706044B1/pt not_active IP Right Cessation
- 2007-10-25 US US12/309,796 patent/US8157884B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2007-10-25 PL PL07819301T patent/PL1937859T3/pl unknown
- 2007-10-25 UA UAA200808694A patent/UA91254C2/ru unknown
- 2007-10-25 CA CA 2633318 patent/CA2633318C/en not_active Expired - Fee Related
- 2007-10-25 CN CN2007800018427A patent/CN101365814B/zh not_active Expired - Fee Related
- 2007-10-25 EP EP07819301A patent/EP1937859B1/de not_active Not-in-force
- 2007-10-25 AT AT07819301T patent/ATE434062T1/de active
- 2007-10-25 RU RU2008122473A patent/RU2371490C1/ru not_active IP Right Cessation
- 2007-10-25 JP JP2008549003A patent/JP5128494B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 2007-10-25 DE DE200750000892 patent/DE502007000892D1/de active Active
- 2007-10-29 PE PE2007001472A patent/PE20070759A1/es active IP Right Grant
- 2007-10-30 CL CL2007003141A patent/CL2007003141A1/es unknown
-
2008
- 2008-05-23 ZA ZA200804573A patent/ZA200804573B/xx unknown
- 2008-06-16 NO NO20082774A patent/NO341678B1/no not_active IP Right Cessation
- 2008-07-07 EG EG2008071145A patent/EG25663A/xx active
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| NO341678B1 (no) | 2017-12-18 |
| WO2008052690A1 (de) | 2008-05-08 |
| ES2326845T3 (es) | 2009-10-20 |
| CN101365814A (zh) | 2009-02-11 |
| JP2009522450A (ja) | 2009-06-11 |
| BRPI0706044B1 (pt) | 2014-11-18 |
| DE102006052181A1 (de) | 2008-05-08 |
| RU2371490C1 (ru) | 2009-10-27 |
| EG25663A (en) | 2012-05-09 |
| BRPI0706044A2 (pt) | 2011-03-22 |
| ATE434062T1 (de) | 2009-07-15 |
| CA2633318C (en) | 2012-09-25 |
| PL1937859T3 (pl) | 2009-11-30 |
| EP1937859B1 (de) | 2009-06-17 |
| CA2633318A1 (en) | 2008-05-08 |
| JP5128494B2 (ja) | 2013-01-23 |
| AU2007315272A1 (en) | 2008-05-08 |
| PE20070759A1 (es) | 2008-06-25 |
| DE502007000892D1 (de) | 2009-07-30 |
| NO20082774L (no) | 2009-06-02 |
| EP1937859A1 (de) | 2008-07-02 |
| CN101365814B (zh) | 2012-04-18 |
| US8157884B2 (en) | 2012-04-17 |
| US20090249919A1 (en) | 2009-10-08 |
| CL2007003141A1 (es) | 2008-05-16 |
| UA91254C2 (ru) | 2010-07-12 |
| ZA200804573B (en) | 2009-03-25 |
| AU2007315272B2 (en) | 2010-11-25 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| MX2008008759A (es) | Procedimiento para la obtencion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contiene el metal o un compuesto del metal. | |
| NO339493B1 (no) | Framgangsmåte og anordning for utvinning av metall fra slagg | |
| CN101238343B (zh) | 从含有金属的炉渣中提取金属的方法和装置 | |
| US3909243A (en) | Recovery of both brass and zinc from metallurgical residues by carbon flotation method | |
| Degel et al. | Latest results of the slag cleaning reactor for copper recovery and its potential for the PGM industry | |
| JPS60208489A (ja) | 銅スラグからの有価金属の回収法 | |
| CN114934191A (zh) | 一种铜火法冶炼熔渣原位贫化及同步在线护炉的方法 | |
| RU2235255C1 (ru) | Электропечь для переработки шлаков | |
| RU1704536C (ru) | Электропечь дл переработки шлаков | |
| RU59568U1 (ru) | Устройство для скоростной термообработки проката и изделий из металла | |
| US1221139A (en) | Apparatus and method for producing metals of improved quality. | |
| Warczok et al. | LATEST RESULTS OF THE INTENSIVE SLAG CLEANING REACTOR FOR METAL RECOVERY ON THE BASIS OF COPPER (SLAG WASHING MACHINE) | |
| Grachev | Electroslag Treatment of Liquid Cast Iron | |
| Robertson | RECENT INVENTIONS: Art of Extracting Metals Electrolytically# 978,211 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| HC | Change of company name or juridical status | ||
| FG | Grant or registration |