RU2240362C1

RU2240362C1 - Method for processing sulfide copper-nickel materials in suspended state

Info

Publication number: RU2240362C1
Application number: RU2003123086/02A
Authority: RU
Inventors: В.Н. Галанцев (RU); В.Н. Галанцев; А.А. Давыдов (RU); А.А. Давыдов; А.Г. Ерин (RU); А.Г. Ерин; В.Л. Калинин (RU); В.Л. Калинин; А.Э. Криевс (RU); А.Э. Криевс; А.А. Кручинин (RU); А.А. Кручинин; ндин С.В. Сел (RU); С.В. Селяндин; В.Л. Сергеев (RU); В.Л. Сергеев; В.А. Цибизов (RU); В.А. Цибизов; В.А. Шаповалов (RU); В.А. Шаповалов
Original assignee: Открытое акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель"
Priority date: 2003-07-28
Filing date: 2003-07-28
Publication date: 2004-11-20
Also published as: RU2003123086A

Abstract

FIELD: non-ferrous metallurgy, possibly procession of sulfide concentrates containing heavy non-ferrous metals by melting in suspended state.

SUBSTANCE: method comprises steps of feeding into furnace for melting in suspended state disintegrated copper-nickel concentrates, fluxes, oxygen and solid reducing agent; melting them; separating products of melting by slag and matte; supplying reducing agent at melting process through charging hoppers placed in roof of furnace settler near reaction shaft; providing distribution of reducing agent on surface of melt no larger than 0.9 0f width half of settler bath from lengthwise axial line of furnace; starting supply of reducing agent when N hours are remained until termination of slag draining N = (0.8 - 0.9) L/v, where L - spacing from place of supplying reducing agent till slag outlets, v- motion speed of slag surface at draining it; interrupting supply of reducing agent simultaneously at termination of slag draining. According to invention slag of optimal content contains (%): copper, 0.302; nickel, 0.512; cobalt, 0.129, magnetite, 6.71. It provides lowered content of nickel in slag of furnace for suspended state melting by 1.4, copper - by 1.3, cobalt - by 1.4 times, Content of magnetite is lowered by 0.64 % abs. Lining of furnace and caissons are remained in working state.

EFFECT: increased useful life period of furnace, high degree of extraction of useful metals in product of melting - matte.

1 tbl, 10 ex

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано для переработки сульфидных концентратов, содержащих цветные металлы, плавкой во взвешенном состоянии с высоким извлечением полезных металлов в продукт плавки - штейн.The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used for the processing of sulfide concentrates containing non-ferrous metals, smelting in suspension with high recovery of useful metals into a product of smelting - matte.

Известен способ переработки сульфидных медных концентратов, включающий подачу в печь взвешенной плавки (ПВП) измельченного медного сульфидного концентрата, обогащенного кислородом дутья, флюса, восстановителя - кокса крупностью 1-2 мм и порошкового кокса крупностью 0,15 мм в качестве дополнительного топлива, плавку, разделение продуктов плавки на штейн и шлак и периодический выпуск их из печи для дальнейшей переработки. (“Developments in the Tamano FSFE in the dekade”. Y.Oda - Mitsui Mining & Smelting Co., Ltd., Tokio, Japan; T.Iwamoto, T.Maruyama, N.Furui - Tamano Smelter, Hibi Kiodo Smelting Co., Ltd., Hibi, Tamano, Okayama, Japan; Работа № 11 в публикации материалов 8th International Flash Smelting Congress, 1996 in Tucson and Salt Lake City, USA.).A known method of processing sulfide copper concentrates, including feeding to the furnace suspended smelting (PVP) crushed copper sulfide concentrate enriched with oxygen, blast, flux, reducing agent - coke with a grain size of 1-2 mm and powder coke with a grain size of 0.15 mm as an additional fuel, smelting, separation of smelting products into matte and slag and their periodic release from the furnace for further processing. (“Developments in the Tamano FSFE in the dekade.” Y. Oda - Mitsui Mining & Smelting Co., Ltd., Tokio, Japan; T. Iwamoto, T. Maruyama, N. Furui - Tamano Smelter, Hibi Kiodo Smelting Co. , Ltd., Hibi, Tamano, Okayama, Japan; Work No. 11 in the publication of materials of the 8th International Flash Smelting Congress, 1996 in Tucson and Salt Lake City, USA.).

В этом способе плавки твердый углеродный восстановитель - кокс крупностью 1-2 мм, смешивают с концентратом и подают в печь через шихтовую горелку, установленную на своде реакционной шахты ПВП. В эту же горелку подают кислородсодержащее дутье, где оно смешивается с шихтой. В результате в образовавшемся факеле происходят реакции окисления и плавления сульфидов и флюса, а углеродный восстановитель, имея на порядок большую крупность, частично сгорая, достигает поверхности отстойника и реагирует на поверхности расплава под реакционной шахтой с шахтным продуктом, точнее с содержащимся в нем магнетитом. Порошковый кокс крупностью 0,15 мм поступает в печь через отдельную, также установленную в реакционной шахте горелку и в основном сгорает в реакционной шахте для поддержания теплового баланса процесса. При увеличении содержания кислорода в дутье шихтовых горелок до 60,0% соотношение количеств коксового порошка и крупного кокса составляет 50×50%, а общее количество кокса составляет 2300 кг/ч.In this smelting method, a solid carbon reducing agent — coke with a particle size of 1-2 mm, is mixed with concentrate and fed into the furnace through a charge burner installed on the roof of the PVP reaction shaft. An oxygen-containing blast is fed into the same burner, where it is mixed with the charge. As a result, oxidation and melting reactions of sulfides and flux take place in the formed flare, and the carbon reducing agent, having an order of magnitude larger size, partially burning, reaches the surface of the sump and reacts to the surface of the melt under the reaction shaft with a shaft product, more precisely, with magnetite contained in it. Powder coke with a particle size of 0.15 mm enters the furnace through a separate burner also installed in the reaction shaft and mainly burns in the reaction shaft to maintain the heat balance of the process. With an increase in the oxygen content in the blast of charge furnaces to 60.0%, the ratio of the amounts of coke powder and coarse coke is 50 × 50%, and the total amount of coke is 2300 kg / h.

Недостатки данного способа:The disadvantages of this method:

1. Низкий срок службы печи. Это обусловлено тем, что в печи взвешенной плавки в процессе работы образуется на поверхности конструкций настыль из окислов металла (преимущественно из магнетита). Данная оксидная настыль защищает футеровку печи от взаимодействия с расплавом и тем самым препятствует ее разрушению. Настыль из оксидов металла, образовавшаяся на поверхности конструкций, в процессе работы разрушается из-за взаимодействия ее с восстановителем - углем, что снижает срок службы печи.1. Low furnace life. This is due to the fact that in the kiln of suspended smelting in the process of formation on the surface of structures an overlay of metal oxides (mainly from magnetite) is formed. This oxide coating protects the lining of the furnace from interaction with the melt and thereby prevents its destruction. The coating of metal oxides formed on the surface of structures is destroyed during operation due to its interaction with a reducing agent - coal, which reduces the life of the furnace.

Значительную роль в скорости износа футеровки играет место подачи восстановителя - реакционная шахта, и его крупность - 1-2 мм. Эти факторы увеличивают скорость протекания реакций взаимодействия углерода с футеровкой печи. Это происходит из-за того, что при таком способе подачи восстановителя в печь - через шихтовую горелку, установленную в своде реакционной шахты, происходит интенсивный отгон восстановителя от центра к стенкам отстойника, расположенного под реакционной шахтой, поэтому происходит непосредственное контактирование восстановителя со стенками отстойника и настылью, а значит, растворение настыли (магнетитовой) и разрушение футеровки отстойника. Кроме того, увеличение обогащения дутья кислородом потребовало увеличения количества восстановителя, подаваемого в печь. Это повлекло за собой усиление износа футеровки как в реакционной шахте, так и в отстойнике.A significant role in the wear rate of the lining is played by the feed place of the reducing agent — the reaction shaft, and its size is 1-2 mm. These factors increase the rate of reactions of carbon interaction with the furnace lining. This is due to the fact that with this method of supplying the reducing agent to the furnace, the reducing agent is intensively distilled from the center to the walls of the sump located under the reaction shaft through a charge burner installed in the roof of the reaction shaft; therefore, the reducing agent is directly contacted with the walls of the sump and spreading, which means dissolution of the laying (magnetite) and the destruction of the lining of the sump. In addition, an increase in oxygen enrichment of the blast required an increase in the amount of reducing agent supplied to the furnace. This led to increased wear of the lining both in the reaction shaft and in the sump.

2. Восстановитель разрушает защитные оксидные пленки на медных кессонах, что также может привести к разрушению последних и созданию аварийной ситуации.2. The reducing agent destroys the protective oxide films on copper caissons, which can also lead to the destruction of the latter and the creation of an emergency.

3. Подача мелкого восстановителя вместе с кислородсодержащим газом и шихтой приводит к тому, что часть кислорода используется на горение восстановителя. Это обстоятельство не позволяет обеспечить необходимое количество восстановителя для взаимодействия с магнетитом шлака, а также приводит к значительному росту температур в печи, нарушая нормальный ход процесса и снижая стойкость конструкционных материалов.3. The supply of a small reducing agent together with an oxygen-containing gas and a charge leads to the fact that part of the oxygen is used for combustion of the reducing agent. This fact does not allow to provide the necessary amount of reducing agent for interaction with slag magnetite, and also leads to a significant increase in temperature in the furnace, disrupting the normal course of the process and reducing the resistance of structural materials.

4. Необходимость контроля концентрации СО в печи для регулирования количества загружаемых углеродных материалов. Этот недостаток обуславливается местом подачи углеродного топлива и восстановителя, т.е. в реакционную шахту, где происходит интенсивное горение шихты. При этом возможно как неполное сгорание порошкового кокса, подающегося в качестве топлива, так и частичное сгорание крупного кокса, подающегося в качестве восстановителя с концентратом, и это требует контроля за содержанием СО в атмосфере печи, а значит, и увеличение затрат на оборудование.4. The need to control the concentration of CO in the furnace to control the amount of loaded carbon materials. This disadvantage is caused by the place of supply of carbon fuel and a reducing agent, i.e. into the reaction shaft, where intense burning of the mixture occurs. In this case, both incomplete combustion of powdered coke fed as fuel and partial combustion of coarse coke fed as a reducing agent with concentrate are possible, and this requires monitoring the CO content in the furnace atmosphere, and, therefore, an increase in equipment costs.

Известен также способ плавки во взвешенном состоянии сульфидного медно-никелевого концентрата, включающий подачу в печь измельченного концентрата, флюсов, кислорода, углеродного восстановителя, плавку, разделение продуктов плавки на штейн и шлак, периодическую выдачу продуктов плавки на дальнейшую переработку (“RECENT FLESH FURNACE OPERATIONAL EXPERIENCE AT BCL LIMITED”. K.Robinson, R.H.Mackay - BCL Limited, Botswana. Работа N 3 стр. 105 в публикации материалов The Fifth International Flash Smelting Congress; Finland, Poland, May 18-24, 1986). Данный способ принят в качестве прототипа.There is also a known method for suspended smelting of sulphide copper-nickel concentrate, which includes the feeding of ground concentrate, fluxes, oxygen, a carbon reducing agent, smelting, separation of the smelting products into matte and slag, periodic delivery of smelting products for further processing (“RECENT FLESH FURNACE OPERATIONAL EXPERIENCE AT BCL LIMITED. "K. Robinson, RHMackay - BCL Limited, Botswana. Work N 3 p. 105 in the publication of The Fifth International Flash Smelting Congress; Finland, Poland, May 18-24, 1986). This method is adopted as a prototype.

В этом способе крупнокусковой (10-45 мм) восстановитель - уголь с содержанием углерода 55% - непрерывно подают в печь на поверхность расплава через реакционную шахту. Естественные потоки на поверхности ванны, образующиеся от взаимодействия продуктов плавки, распределяют восстановитель, и влияние его на процесс плавки осуществляется за счет прохождения прореагировавшего концентрата через этот слой, расположенный в основном в зоне проекции горизонтального сечения реакционной шахты на расплав.In this method, lumpy (10-45 mm) reducing agent — coal with a carbon content of 55% — is continuously fed into the furnace to the surface of the melt through the reaction shaft. Natural flows on the surface of the bath resulting from the interaction of the smelting products distribute the reducing agent, and its influence on the smelting process is achieved by passing the reacted concentrate through this layer, located mainly in the zone of projection of the horizontal section of the reaction shaft onto the melt.

1. Низкий срок службы печи. Это обусловлено следующим. Происходит разрушение футеровки стенок отстойника при контакте их с восстановителем в расплаве. В зоне интенсивно протекающих реакций - в отстойнике, под реакционной шахтой, - из-за активного газовыделения происходит бурление расплава. При этом конвективные потоки расплава отгоняют восстановитель к стенкам отстойника, где он взаимодействует с настылью, разрушая ее, а значит, и стенки отстойника.1. Low furnace life. This is due to the following. The lining of the walls of the sump is destroyed upon contact with the reducing agent in the melt. In the zone of intensively proceeding reactions - in the settling tank, under the reaction shaft - due to active gas evolution, melt is boiled. In this case, convective melt flows drive the reducing agent off to the walls of the sump, where it interacts with the bed, destroying it, and, therefore, the walls of the sump.

2. Недостаточно высокое извлечение цветных металлов в штейн. Это объясняется следующим. Без формирования слоя определенной длины и ширины в отстойной зоне площадь контакта шлака с восстановителем ограничивается в основном относительно небольшой зоной под реакционной шахтой. В остальной, большей по площади, части отстойника восстановитель распределяется дисперсно, хаотически, без образования какого-либо слоя, контактирование восстановителя со шлаком недостаточное. Эффективность восстановления шлака в этой части отстойника, безусловно, намного ниже. Это снижает общее извлечение цветных металлов в штейн и ухудшает процесс обеднения шлака.2. Insufficiently high extraction of non-ferrous metals in matte. This is explained by the following. Without the formation of a layer of a certain length and width in the settling zone, the contact area of the slag with the reducing agent is limited mainly to a relatively small area under the reaction shaft. In the rest, larger in area, part of the sump, the reducing agent is dispersed, distributed randomly, without the formation of any layer, the contacting of the reducing agent with slag is insufficient. The efficiency of slag recovery in this part of the sump is certainly much lower. This reduces the total extraction of non-ferrous metals into matte and worsens the process of depletion of slag.

3. Подача восстановителя в зону горения шихты в факелах шихтовых горелок приводит к частичному сгоранию угля, а значит, непроизводительному его расходу.3. The supply of the reducing agent to the combustion zone of the charge in the torches of the charge burners leads to partial combustion of coal, and hence its unproductive consumption.

Задачей изобретения является сохранение рабочего состояния футеровки отстойника ПВП при обеспечении эффективного взаимодействия восстановителя со шлаком.The objective of the invention is to maintain the working state of the lining of the sump of the PVP while ensuring effective interaction of the reducing agent with slag.

Техническим результатом от использования изобретения является повышение извлечения цветных металлов в штейн и повышение срока службы печи.The technical result from the use of the invention is to increase the extraction of non-ferrous metals in matte and increase the life of the furnace.

Сущность изобретения заключается в том, что в способе переработки сульфидных медно-никелевых материалов во взвешенном состоянии, включающем подачу в печь взвешенной плавки измельченных медно-никелевых концентратов, флюсов, кислорода и твердого восстановителя, плавку, разделение продуктов плавки на штейн и шлак, периодическую выдачу продуктов плавки, согласно изобретению восстановитель подают в отстойник через загрузочные течки, установленные в своде отстойника печи, вблизи реакционной шахты, обеспечивают распределение его по поверхности расплава не далее 0,9 полуширины ванны отстойника от продольной осевой линии печи, причем подачу восстановителя начинают за N часов до окончания слива шлака, при этомThe essence of the invention lies in the fact that in the method of processing sulfide copper-nickel materials in suspension, which includes the feeding into the furnace of suspended smelting of crushed copper-nickel concentrates, fluxes, oxygen and a solid reducing agent, smelting, separation of melting products into matte and slag, periodic output melting products, according to the invention, the reducing agent is fed into the sump through the feed chutes installed in the furnace sump, near the reaction shaft, to ensure its distribution over melt spine no further 0.9 halfwidth bath settler from the longitudinal center line of the furnace, wherein the reducing agent supply start for N hours before the end slag tap, wherein

N=(0,8-0,9)·L/v,N = (0.8-0.9) L / v,

где L - расстояние от места подачи восстановителя до шлаковых шпуров;where L is the distance from the feed point of the reducing agent to the slag holes;

v - скорость движения поверхности шлака при его сливе, а прекращают одновременно с окончанием слива шлака.v is the speed of movement of the surface of the slag when it is drained, and stop simultaneously with the end of the discharge of slag.

Предохранение футеровки печи от разрушения осуществляется за счет исключения контакта с ней восстановителя. Это обеспечивается оптимально выбранным временем начала и окончания подачи восстановителя, а также определенным местом подачи и режимом его распределения по поверхности. Ставилась задача создания слоя восстановителя таких определенных размеров и конфигурации на поверхности расплава, при которых площадь контакта его со шлаком была бы достаточной для эффективного восстановления шлака, а взаимодействие с футеровкой печи исключалось.The lining of the furnace is protected from destruction by eliminating contact of the reducing agent with it. This is ensured by the optimally selected start and end times of the reducing agent supply, as well as by a specific feeding location and the mode of its distribution over the surface. The task was to create a reducing agent layer of such certain sizes and configurations on the melt surface, at which its contact area with slag would be sufficient for efficient slag recovery, and interaction with the furnace lining would be excluded.

Для этого, во-первых, подачу восстановителя в отстойник осуществляют через загрузочные течки, установленные в своде отстойника печи, вблизи реакционной шахты, т.е. с относительно небольшой высоты и в относительно уже спокойной зоне печи, что позволяет восстановителю равномерно распределяться именно по поверхности расплава, а не перемешиваться хаотично, как в прототипе, где восстановитель попадает в бурлящую зону.To do this, firstly, the supply of the reducing agent to the sump is carried out through the feed chutes installed in the furnace sump, near the reaction shaft, i.e. from a relatively small height and in a relatively calm zone of the furnace, which allows the reducing agent to be evenly distributed precisely over the surface of the melt, and not to mix randomly, as in the prototype, where the reducing agent enters the seething zone.

Во-вторых, важно, что распределение восстановителя по поверхности расплава от продольной осевой линии печи обеспечивают не далее 0,9 полуширины ванны отстойника, чтобы края формируемого слоя восстановителя не касались стенок печи. Обеспечивают распределение восстановителя по поверхности расплава путем загрузки расчетного его количества, подобранного экспериментально, через, по крайне мере, одну загрузочную течку, расположенную на продольной осевой линии печи. В этом случае восстановитель распределяется по поверхности расплава на нужную, оптимальную ширину. Если ширина слоя восстановителя будет больше 0,9 полуширины печи от продольной оси, то начнет происходить контакт его с защитной магнетитовой настылью на стенках печи и растворение этой настыли, что ускоряет разрушение футеровки печи.Secondly, it is important that the distribution of the reducing agent over the melt surface from the longitudinal axial line of the furnace ensures no further than 0.9 half-width of the settling tank so that the edges of the formed layer of the reducing agent do not touch the walls of the furnace. The reductant is distributed over the surface of the melt by loading its calculated amount, selected experimentally, through at least one loading chute located on the longitudinal axial line of the furnace. In this case, the reducing agent is distributed over the surface of the melt to the desired, optimal width. If the width of the reducing agent layer is greater than 0.9 half-width of the furnace from the longitudinal axis, then it will begin to contact it with a protective magnetite coating on the walls of the furnace and dissolve this coating, which accelerates the destruction of the furnace lining.

В-третьих, чтобы слой восстановителя “вытянуть” от места подачи вдоль всей печи, не позволяя ему “расползаться” к стенкам, восстановитель распределяют по поверхности расплава в отстойнике печи целенаправленно организованным шлаковым потоком. Такой слой восстановителя - от места подачи вдоль всего отстойника в направлении к шлаковым шпурам, но не более 0,9 полуширины ванны отстойника от продольной осевой линии - создают за счет того, что восстановитель подают во время выдачи шлака из печи, когда горизонтальная составляющая скорости движения шлакового потока в выбранном направлении - в направлении шлаковых шпуров - наибольшая, а именно за N часов до окончания слива шлака:Thirdly, in order to “stretch” the reducing agent layer from the feed point along the entire furnace, not allowing it to “creep” to the walls, the reducing agent is distributed over the melt surface in the furnace sump by a purposefully organized slag stream. Such a layer of reducing agent - from the feed point along the entire settling tank towards slag bore holes, but not more than 0.9 half-width of the settling tank from the longitudinal center line - is created due to the fact that the reducing agent is fed during the discharge of slag from the furnace, when the horizontal component of the speed of movement slag flow in the selected direction - in the direction of the slag holes - the largest, namely N hours before the end of the slag discharge:

N=(0,8-0,9)·L/v,N = (0.8-0.9) L / v,

v - скорость движения поверхности шлака при его сливе.v is the velocity of the surface of the slag during its discharge.

Приведенная формула, подобранная экспериментально, связывает измеренное расстояние от места загрузки угля до шлаковых шпуров (L), скорость движения шлака в печи во время выдачи (v), определенную экспериментально, и время начала подачи восстановителя (N).The given formula, selected experimentally, relates the measured distance from the place of loading of coal to slag boreholes (L), the speed of slag movement in the furnace during delivery (v), determined experimentally, and the start time of the supply of reducing agent (N).

Если начать загрузку ранее чем за N часов, т.е. до открытия шлаковых шпуров или одновременно с их открытием, то происходит следующее. В первом случае шлак еще не начнет двигаться, поэтому восстановитель, подаваемый на слой шлака, также практически не будет двигаться вдоль отстойника, по направлению к выпускным шпурам. При этом восстановитель будет накапливаться в районе подачи, а не вытягиваться слоем вдоль отстойника. Местными конвективными потоками восстановитель будет отгоняться к стенкам отстойника, что приведет к разрушению настыли и затем футеровки печи.If you start the download earlier than in N hours, i.e. before the opening of the slag boreholes or simultaneously with their opening, the following occurs. In the first case, the slag has not yet begun to move, so the reducing agent supplied to the slag layer will also practically not move along the sump, towards the outlet holes. In this case, the reducing agent will accumulate in the feed area, and not stretch along the sedimentation layer. By local convective flows, the reducing agent will be distilled off to the walls of the sump, which will lead to the destruction of the overburden and then the lining of the furnace.

Во втором случае, если подавать восстановитель одновременно с открытием шпуров, то он успеет приблизиться к торцевой стенке печи, где расположены шлаковые шпуры и начнет взаимодействовать с настылью. Это приведет к разрушению футеровки. Куски восстановителя также начнут затягиваться в шпуры и затруднять скачивание шлака из печи.In the second case, if the reducing agent is supplied simultaneously with the opening of the holes, then it will have time to approach the end wall of the furnace, where the slag holes are located, and will begin to interact with the bedding. This will destroy the lining. Pieces of reducing agent will also begin to drag into holes and make it difficult to download slag from the furnace.

Если начать загрузку восстановителя позднее чем за N часов до окончания слива шлака, слой восстановителя прекратит “вытягиваться” по поверхности расплава вдоль печи после окончания слива шлака, т.е. “остановится”, так как горизонтальная скорость движения шлака после закрытия шлаковых шпуров будет минимальна. Так как восстановитель не успеет распределиться, “вытянуться” слоем по всей длине отстойника, то это снизит площадь контакта его со шлаком, а значит, снизит эффективность его обеднения и уменьшит извлечение ценных цветных металлов в штейн.If you start loading the reducing agent later than N hours before the end of the slag discharge, the layer of the reducing agent will cease to “stretch” along the melt surface along the furnace after the end of the slag discharge, i.e. “Stop”, since the horizontal speed of the slag after closing the slag holes will be minimal. Since the reducing agent does not have time to spread out, “stretch” the layer along the entire length of the sump, this will reduce its contact area with the slag, which means that it will reduce the efficiency of its depletion and reduce the extraction of valuable non-ferrous metals into matte.

Если загрузку восстановителя продолжать после окончания слива шлака, то восстановитель уже не будет двигаться вместе с потоком шлака, т.е. “вытягиваться”, накопится в районе подачи и под действием местных конвективных потоков будет отгоняться к стенкам отстойника печи. Это приведет к взаимодействию восстановителя с магнетитовой настылью и разрушению футеровки отстойника. К тому же скопившийся в месте подачи восстановитель не успеет прореагировать со шлаком до начала следующей загрузки и помешает затем образованию слоя заданной геометрии. Это также может привести к контакту восстановителя с футеровкой печи и ее разрушению.If the loading of the reducing agent continues after the end of the slag discharge, the reducing agent will no longer move with the slag stream, i.e. “Stretch” will accumulate in the feed area and under the influence of local convective flows will be driven to the walls of the furnace settler. This will lead to the interaction of the reducing agent with the magnetite layer and the destruction of the lining of the sump. In addition, the reducing agent accumulated at the feed point will not have time to react with the slag before the next loading starts and then prevent the formation of a layer of a given geometry. It can also lead to contact of the reducing agent with the lining of the furnace and its destruction.

Благодаря созданию слоя восстановителя вытянутого по длине отстойника происходит увеличение площади контакта расплава с восстановителем по сравнению с прототипом, что повышает извлечение цветных металлов в штейн. Шлак при этом обедняется, что улучшает условия дальнейшего его обеднения пирометаллургическим способом, так как на практике шлаки ПВП обедняют в электропечах.Due to the creation of a layer of reducing agent extended along the length of the sump, there is an increase in the contact area of the melt with the reducing agent compared to the prototype, which increases the extraction of non-ferrous metals in matte. In this case, the slag is depleted, which improves the conditions for its further depletion by the pyrometallurgical method, since in practice PVP slag depletes in electric furnaces.

Доказательство соответствия заявляемого объекта критерию “изобретательский уровень” состоит в следующем.The proof of compliance of the claimed object with the criterion of "inventive step" is as follows.

Известен способ плавки сульфидного концентрата в печи взвешенной плавки (“CURRENT PRACTICES AT THE PASAR FLASH SMELTING FURNACE WITH ELECTRODES”. A.F.San Miguel, Jr., S.C.Raborar -Philippine Associated Smelting and Refining Corp., Philippines; работа 10 стр.217 в публикации материалов The Fifth International Flash Smelting Congress; Finland, Poland, May 18-24, 1986), в котором имеется признак, сходный с заявляемым, а именно кусковой уголь также подают в отстойник через течку, установленную в своде печи.A known method of sulphide concentrate smelting in a suspension smelting furnace (“CURRENT PRACTICES AT THE PASAR FLASH SMELTING FURNACE WITH ELECTRODES”. AFSan Miguel, Jr., SCRaborar -Philippine Associated Smelting and Refining Corp., Philippines; work 10 p. 217 in publication materials of The Fifth International Flash Smelting Congress; Finland, Poland, May 18-24, 1986), in which there is a sign similar to the claimed one, namely lump coal is also fed into the sump through the heat installed in the roof of the furnace.

Однако в известном способе уголь в отстойник подают не как восстановитель, а только в качестве топлива - заменителя мазута - для поддержания теплового баланса процесса. При этом не ставят условия предохранения футеровки от контакта с углем, поэтому подают его хаотично, не создавая слоя определенной длины и ширины на поверхности расплава.However, in the known method, coal is not supplied to the sump as a reducing agent, but only as fuel - a substitute for fuel oil - to maintain the heat balance of the process. At the same time, they do not set the conditions for protecting the lining from contact with coal; therefore, it is fed randomly without creating a layer of a certain length and width on the surface of the melt.

В заявляемом способе кусковой уголь подают в отстойную зону как восстановитель, причем с определенным режимом, а именно обеспечивая распределение его по поверхности расплава слоем определенной ширины - не далее 0,9 полуширины отстойника от продольной оси, и вытягивая его вдоль длины всего отстойника путем одновременного скачивания шлака и движения потока шлака вдоль ванны, что сохраняет футеровку отстойника и одновременно позволяет эффективно извлекать цветные металлы в штейн.In the inventive method, lump coal is fed into the settling zone as a reducing agent, and with a certain mode, namely, ensuring its distribution over the melt surface with a layer of a certain width - not further than 0.9 half width of the settler from the longitudinal axis, and pulling it along the length of the entire settler by simultaneous download slag and the movement of slag flow along the bath, which preserves the lining of the sump and at the same time allows the efficient extraction of non-ferrous metals into matte.

Таким образом, другой режим подачи угля в отстойник печи в заявляемом способе и другая его функция позволяют достичь нового эффекта - предохранить футеровку печи от разрушения при обеспечении эффективного взаимодействия угля со шлаком, что увеличивает срок службы печи и извлечение цветных металлов в штейн и свидетельствует о соответствии заявляемого объекта критерию “изобретательский уровень”.Thus, another mode of supplying coal to the furnace sump in the inventive method and its other function allows to achieve a new effect - to protect the lining of the furnace from destruction while ensuring effective interaction of coal with slag, which increases the service life of the furnace and the extraction of non-ferrous metals in matte and indicates compliance of the claimed object to the criterion of "inventive step".

Способ переработки сульфидных медно-никелевых материалов во взвешенном состоянии осуществляется следующим образом.A method of processing sulfide copper-Nickel materials in suspension is as follows.

Через шихтовую горелку, установленную на своде реакционной шахты печи взвешенной плавки (ПВП), подают измельченный медно-никелевый концентрат в смеси с флюсом (шихту). Туда же подают кислородно-воздушная смесь (КВС). На выходе шихтовой горелки происходит смешивание КВС с шихтой и образование факела, в котором протекают процессы плавления и окисления компонентов шихты с образованием так называемого шахтного продукта. Шахтный продукт попадает в отстойник ПВП, где в зоне, расположенной непосредственно под реакционной шахтой, интенсивно протекают реакции шлакообразования. Полученные в результате штейн и шлак разделяются на два самостоятельных продукта из-за разности плотностей. Штейн образует донную, а шлак, соответственно, верхнюю фазы. Полученные продукты плавки накапливают в отстойнике ПВП, который выполнен достаточно большим для наилучшего разделения штейна и шлака (отстоя), и по достижении необходимого количества периодически выпускают из печи через отдельные шпуры на дальнейшую переработку. Во время выпуска шлака в печь подают восстановитель - уголь - через загрузочные течки, установленные в своде отстойника печи вблизи реакционной шахты. Загрузку восстановителя начинают за расчетное время до окончания слива шлакаThrough a charge burner installed on the roof of the reaction shaft of a suspension smelting furnace (PVP), crushed copper-nickel concentrate is mixed with a flux (charge). The oxygen-air mixture (FAC) is also fed there. At the outlet of the charge burner, the FAC is mixed with the charge and a torch is formed, in which the melting and oxidation of the charge components proceed with the formation of the so-called mine product. The mine product enters the PVP sump, where in the zone located directly below the reaction shaft, slag formation reactions occur intensively. The resulting matte and slag are divided into two separate products due to the difference in densities. The matte forms the bottom, and the slag, respectively, the upper phase. The obtained melting products are accumulated in the PVP sump, which is made large enough for the best separation of matte and slag (sludge), and upon reaching the required amount, it is periodically released from the furnace through separate bore holes for further processing. At the time of slag discharge, a reducing agent — coal — is fed into the furnace through feed chutes installed in the arch of the furnace settler near the reaction shaft. The loading of the reducing agent begins in the estimated time before the end of the slag discharge

N=(0,8-0,9)·L/v,N = (0.8-0.9) L / v,

С целью сохранения рабочего состояния футеровки отстойника ПВП восстановитель распределяют по поверхности расплава от продольной осевой линии печи не далее 0,9 полуширины ванны отстойника. Распределение обеспечивают путем загрузки такого расчетного количества восстановителя - угля, которое позволяет ему образовать на поверхности расплава слой оптимальной ширины - не более 0,9 полуширины ванны отстойника от продольной оси печи. При попадании восстановителя на поверхность расплава именно во время выпуска шлака, благодаря его движению в сторону шлаковых шпуров, формируют слой восстановителя на поверхности расплава по всей длине отстойника, но шириной не более 0,9 полуширины ванны отстойника от его продольной оси. Увеличивается площадь расплава, которая реагирует со слоем восстановителя оптимальной длины и ширины, что повышает извлечение цветных металлов в штейн и обедняет шлак.In order to maintain the working condition of the lining of the PVP sedimentation tank, the reducing agent is distributed over the melt surface from the longitudinal centerline of the furnace not further than 0.9 half-width of the settling tank. The distribution is ensured by loading such a calculated amount of the reducing agent — coal, which allows it to form a layer of optimal width on the melt surface — not more than 0.9 half-width of the settling tank from the longitudinal axis of the furnace. When a reducing agent gets on the melt surface during the slag discharge, due to its movement towards the slag bore holes, a reducing agent layer is formed on the melt surface along the entire length of the sump, but with a width of not more than 0.9 half-width of the sump tank from its longitudinal axis. The area of the melt increases, which reacts with a layer of a reducing agent of optimal length and width, which increases the extraction of non-ferrous metals into matte and depletes slag.

Шлак ПВП не является отвальным, так как из-за физико-химических особенностей процесса взвешенной плавки содержит значительное количество цветных металлов, в том числе в окисленной форме. По этому он подвергается дополнительному обеднению способом восстановительной электроплавки в обеднительных печах. Работа ПВП и обеднительных печей связана между собой определенным циклом.PVP slag is not dumped, because due to the physicochemical characteristics of the process of suspended smelting it contains a significant amount of non-ferrous metals, including in oxidized form. Therefore, it is subjected to additional depletion by the method of reducing electric melting in depletion furnaces. The operation of the PVP and depletion furnaces is interconnected by a certain cycle.

Примеры конкретного выполнения способаExamples of specific performance of the method

Пример 1. Через шихтовую горелку, установленную на своде реакционной шахты ПВП, подавали измельченный медно-никелевый концентрат в смеси с флюсом (шихту) в количестве 140 т/ч. Туда же подавали КВС, обогащенную кислородом до 60% так, чтобы соотношение количества кислорода в дутье к количеству шихты составило 198. На выходе шихтовой горелки происходило смешивание КВС и шихты и образование факела, в котором протекали процессы плавления и окисления компонентов шихты с образованием так называемого шахтного продукта. Шахтный продукт попадал в отстойник ПВП с площадью сечения по зеркалу жидкой ванны 245 м², где в зоне диаметром 8,3 м от центра горизонтальной проекции реакционной шахты интенсивно протекали реакции шлакообразования. Полученные в результате штейн и шлак разделялись на два самостоятельных продукта из-за разности плотностей. Штейн образовывал донную, а шлак, соответственно, верхнюю фазы. Полученные продукты плавки накапливались в отстойнике ПВП. При достижении штейном уровня 300 мм от центра подины, а шлаком 900 мм начинали выпуск шлака из печи через шпуры на дальнейшую переработку. Во время выпуска шлака в печь подавали восстановитель - уголь - через загрузочную течку, установленную на своде отстойника на продольной оси печи, на расстоянии 1 м от реакционной шахты и на расстоянии 25 м от шлаковых шпуров. Загрузку восстановителя начинали за N, равное 30 мин до окончания слива шлака, что является оптимальным временем начала загрузки, а прекращали одновременно с окончанием слива. При этом N рассчитывали по формуле N=0,9·L/v=0,9·25/45=0,5 ч, v - скорость движения шлака в печи (45 м/ч) определяли экспериментально, исходя из практики процесса плавки. С целью сохранения рабочего состояния футеровки отстойника ПВП восстановитель распределяли по поверхности расплава от продольной осевой линии печи на 0,8 полуширины ванны отстойника в обе стороны с помощью установленных на своде отстойника на продольной оси печи загрузочных течек диаметром 250 мм. Для обеспечения распределения угля на 0,8 полуширины ванны отстойника в обе стороны от продольной оси печи рассчитывали расход угля, который составил 1 т/ч. Расчет основан на экспериментальных проверках, осуществленных в ПВП.Example 1. Through a charge burner installed on the roof of the PVP reaction shaft, crushed copper-nickel concentrate was mixed with flux (charge) in an amount of 140 t / h. The FAC enriched with oxygen up to 60% was supplied there so that the ratio of the amount of oxygen in the blast to the amount of the charge was 198. At the outlet of the charge burner, the FAC and the mixture were mixed and a torch was formed, in which melting and oxidation of the charge components took place with the formation of the so-called mine product. The mine product fell into the PVP sedimentation tank with a cross-sectional area along the liquid bath mirror of 245 m ² , where slag formation reactions proceeded intensively in the zone with a diameter of 8.3 m from the center of the horizontal projection of the reaction shaft. The resulting matte and slag were divided into two separate products due to the difference in densities. Stein formed the bottom, and the slag, respectively, the upper phase. The obtained melting products accumulated in the PVP sump. When the matte level reached 300 mm from the center of the hearth, and the slag 900 mm began to release slag from the furnace through the holes for further processing. At the time of slag discharge, a reducing agent — coal — was fed into the furnace through a feed chute installed on the arch of the sump on the longitudinal axis of the furnace, at a distance of 1 m from the reaction shaft and at a distance of 25 m from slag boreholes. The loading of the reducing agent was started for N, equal to 30 minutes before the end of the slag discharge, which is the optimal time for the start of loading, and stopped simultaneously with the end of the drain. In this case, N was calculated by the formula N = 0.9 · L / v = 0.9 · 25/45 = 0.5 h, v - the speed of slag in the furnace (45 m / h) was determined experimentally, based on the practice of the melting process . In order to maintain the working condition of the lining of the PVP sedimentation tank, the reducing agent was distributed over the melt surface from the longitudinal axis of the furnace to 0.8 half-widths of the settling tank on both sides using loading leaks with a diameter of 250 mm installed on the arch of the sedimentation tank on the longitudinal axis of the furnace. To ensure the distribution of coal at 0.8 half-width of the sump tank on both sides of the longitudinal axis of the furnace, the coal consumption was calculated, which amounted to 1 t / h. The calculation is based on experimental checks carried out in the PVP.

Контроль состава шлака проводили по отобранным пробам, контроль состояния футеровки - по разнице температур кессонной воды на входе и выходе. Если разница температур не превышала 5°С, то это свидетельствовало об отсутствии взаимодействия восстановителя с настылью на стенках отстойника.The composition of the slag was controlled by selected samples, the condition of the lining was controlled by the temperature difference between the caisson water at the inlet and outlet. If the temperature difference did not exceed 5 ° C, then this indicated the absence of interaction of the reducing agent with the bedding on the walls of the sump.

В данном примере был получен шлак следующего оптимального состава: содержание меди 0,302%; никеля 0,512%; кобальта 0,129% ; магнетита 6,71%. Разница температур кессонной воды не превысила 4°С, что подтвердило отсутствие взаимодействия восстановителя с настылью на стенках отстойника. Результаты испытаний представлены в таблице.In this example, slag was obtained with the following optimal composition: copper content 0.302%; nickel 0.512%; cobalt 0.129%; magnetite 6.71%. The temperature difference of the caisson water did not exceed 4 ° C, which confirmed the absence of interaction of the reducing agent with the bedding on the walls of the sump. The test results are presented in the table.

Пример 2. Пример осуществляется так же, как и пример 1, отличием является то, что коэффициент в формуле, по которой рассчитывали время начала загрузки N, выбирали равным 0,85. Тогда N=0,85·L/v=0,85·25/45=0,47 ч ~28 мин до окончания слива шлака. Состав шлака получили оптимальным: меди 0,302%, никеля 0,514%, кобальта 0,130%, магнетита 6,72%. Разница температур кессонной воды 4°С, что доказывает отсутствие контакта восстановителя с настылью. Результаты осуществления способа представлены в таблице.Example 2. The example is carried out in the same way as example 1, the difference is that the coefficient in the formula by which the load start time N was calculated was chosen equal to 0.85. Then N = 0.85 · L / v = 0.85 · 25/45 = 0.47 h ~ 28 min until the end of the slag discharge. The slag composition was optimal: copper 0.302%, nickel 0.514%, cobalt 0.130%, magnetite 6.72%. The temperature difference of caisson water is 4 ° C, which proves the absence of contact of the reducing agent with the bed. The results of the method are presented in the table.

Пример 3. Пример осуществлялся так же, как и пример 1, отличием является то, что коэффициент в формуле выбран по нижней границе - 0,8. Тогда N=0,8·L/v=0,8·25/45=0,4 ч ~27 мин до окончания слива шлака. Состав шлака получили оптимальным: меди 0,304%, никеля 0,515%, кобальта 0,130%, магнетита 6,74%. Разница температур кессонной воды составила 4°С, что доказывает отсутствие контакта восстановителя с настылью. Результаты осуществления примера представлены в таблице.Example 3. The example was carried out in the same way as example 1, the difference is that the coefficient in the formula is chosen at the lower boundary - 0.8. Then N = 0.8 · L / v = 0.8 · 25/45 = 0.4 h ~ 27 min until the end of the slag discharge. The slag composition was optimal: copper 0.304%, nickel 0.515%, cobalt 0.130%, magnetite 6.74%. The temperature difference of the caisson water was 4 ° C, which proves the absence of contact of the reducing agent with the bedding. The results of the example are presented in the table.

Пример 4. Пример осуществляется так же, как и пример 1, отличием является то, что размер слоя восстановителя увеличили в обе стороны до предельного значения 0,9 полуширины ванны отстойника от продольной осевой линии печи путем увеличения расхода восстановителя, подаваемого в печь, до 1,25 т/ч. Состав шлака получили также оптимальный: меди 0,300%; никеля 0,509%; кобальта 0,128%; магнетита 6,70%. Разница температур кессонной воды 4°С, что доказывает отсутствие контакта восстановителя с настылью. Результаты также представлены в таблице.Example 4. The example is carried out in the same way as example 1, the difference is that the size of the reducing agent layer was increased in both directions to a limit value of 0.9 half-width of the settling tank from the longitudinal center line of the furnace by increasing the flow rate of the reducing agent supplied to the furnace to 1 25 t / h The slag composition was also obtained optimal: copper 0.300%; nickel 0.509%; cobalt 0.128%; magnetite 6.70%. The temperature difference of caisson water is 4 ° C, which proves the absence of contact of the reducing agent with the bed. The results are also presented in the table.

Пример 5. То же, что и в примере 1, но восстановитель загрузили на всю ширину отстойника путем увеличения расхода восстановителя до 1,38 т/ч. При этом через 20 мин от начала загрузки разница температур входа и выхода кессонной воды увеличилась и составила +7°С, загрузку восстановителя прекратили, так как это могло привести к разрушению футеровки отстойника печи. Повышение температуры кессонной воды свидетельствовало в данном случае об уменьшении толщины магнетитовой настыли в результате взаимодействия с восстановителем. Шлак получили следующего оптимального состава: меди 0,385%; никеля 0,680%; кобальта 0,165%; магнетита 7,00%. Результаты см. в таблице.Example 5. The same as in example 1, but the reducing agent was loaded over the entire width of the sump by increasing the flow rate of the reducing agent to 1.38 t / h. At the same time, after 20 minutes from the start of loading, the difference in the temperature of the inlet and outlet of caisson water increased and amounted to + 7 ° С, the loading of the reducing agent was stopped, since this could lead to the destruction of the lining of the furnace sump. An increase in the temperature of caisson water testified in this case to a decrease in the thickness of the magnetite nastily as a result of interaction with a reducing agent. The slag received the following optimal composition: copper 0.385%; nickel 0.680%; cobalt 0.165%; magnetite 7.00%. See the results in the table.

Пример 6. По основным технологическим показателям процесс плавки осуществляли, как в примере 1, но загрузку угля начали за N=1,0·25/45=0,55 ч=33 мин до окончания слива шлака из печи, т.е. коэффициент в формуле выбран более оптимального - 1,0. При этом был сформирован слой восстановителя оптимальной ширины, но еще до прекращения скачивания шлака, уголь стал появляться в шлаковых желобах, что свидетельствовало о его непосредственном контакте с торцевой стенкой печи, в которой расположены шлаковые шпуры. Повышения температуры кессонной воды отмечено не было из-за того, что эта стенка закрыта более толстой настылью, чем боковые, однако разрушение ее началось, т.к. наличие угля в шлаковых шпурах подтверждало достижение им торцевой стенки и контакт с ней, что представляло угрозу для футеровки. При этом попадание угля в шпуры осложняло скачивание шлака. В этом примере шлак получили с оптимальными содержаниями компонентов: меди 0,301%; никеля 0,510%; кобальта 0,126%; магнетита 6,70%. Разница температур кессонной воды на входе и выходе не превысила 4°С. Параметры процесса также представлены в таблице.Example 6. According to the main technological indicators, the smelting process was carried out, as in example 1, but the loading of coal began for N = 1.0 · 25/45 = 0.55 h = 33 min before the end of the discharge of slag from the furnace, i.e. the coefficient in the formula is chosen more optimal - 1.0. A layer of a reducing agent of optimal width was formed, but even before the cessation of slag loading, coal began to appear in the slag troughs, which indicated its direct contact with the end wall of the furnace, in which the slag bore holes are located. An increase in the temperature of the caisson water was not noted due to the fact that this wall was covered by a thicker layer than the lateral ones, however, its destruction began, as the presence of coal in the slag bore holes confirmed the achievement of the end wall and contact with it, which posed a threat to the lining. At the same time, the ingress of coal into the holes made it difficult to download slag. In this example, slag was obtained with optimal component contents: copper 0.301%; nickel 0.510%; cobalt 0.126%; magnetite 6.70%. The temperature difference of the caisson water at the inlet and outlet did not exceed 4 ° C. Process parameters are also presented in the table.

Пример 7. Процесс плавки осуществляли, как в примере 1, но загрузку восстановителя начали за время, менее оптимального - коэффициент в формуле меньше граничного, т.е. 0,7, тогда N=0,7·25/45=0,39 ч, т.е. за 23 мин - время менее оптимального до окончания слива шлака. При этом ширина слоя восстановителя на поверхности расплава была оптимальной, но длина его составила лишь 0,77 от требуемой, необходимой для эффективного обеднения шлака. Это произошло из-за позднего начала загрузки, в результате чего восстановитель не успел “вытянуться” слоем на нужную длину, т.к. горизонтальная скорость течения расплава резко снизилась и слой восстановителя “остановился”, т.е. он не успел вытянуться по поверхности расплава на необходимую длину. Данные химанализа отобранных проб шлака также подтвердили меньшую эффективность его обеднения, т.е. более высокое, по сравнению с оптимальным примером, содержание цветных металлов в шлаке, а именно меди до 0,390%; никеля 0,711%; кобальта 0,174%; магнетита 6,98%. Разница температур кессонной воды на входе и выходе составила 3°С, что подтверждает отсутствие взаимодействия восстановителя с магнетитовой настылью в отстойнике ПВП. Параметры процесса и результаты опробования продуктов плавки см. в таблице.Example 7. The melting process was carried out, as in example 1, but the loading of the reducing agent began in a time less optimal - the coefficient in the formula is less than the boundary, i.e. 0.7, then N = 0.7 · 25/45 = 0.39 h, i.e. 23 minutes - less than optimal time until the end of the slag discharge. In this case, the width of the reducing agent layer on the melt surface was optimal, but its length was only 0.77 of the required, necessary for effective slag depletion. This happened due to the late start of loading, as a result of which the reducing agent did not have time to “stretch” the layer to the desired length, because the horizontal melt flow rate sharply decreased and the reducing agent layer “stopped”, i.e. he did not have time to stretch along the surface of the melt to the required length. The chemical analysis data of the selected slag samples also confirmed the lower efficiency of its depletion, i.e. higher, compared with the optimal example, the content of non-ferrous metals in the slag, namely copper up to 0.390%; nickel 0.711%; cobalt 0.174%; magnetite 6.98%. The temperature difference between the caisson water at the inlet and outlet was 3 ° C, which confirms the absence of interaction of the reducing agent with magnetite overlay in the PVP sump. The process parameters and the results of testing the melting products, see the table.

Пример 8. Процесс плавки осуществляли, как в примере 1, но загрузку восстановителя с оптимальным для получения слоя необходимой ширины расходом, т.е. 1,2 т/ч, продолжали еще 10 мин после окончания слива шлака из печи. При этом движение шлака, а значит, и “вытягивание” восстановителя в направлении от места подачи к шлаковым шпурам прекратилось, и дальнейшая подача угля привела к скоплению его в месте подачи и образованию откоса в месте загрузки, а затем к растеканию по поверхности расплава. Это привело к контакту восстановителя со стенками печи и началу разрушения настыли, о чем свидетельствует повышение разницы температур кессонной воды до 6°С. Загрузку прекратили во избежание разрушения кладки стенок отстойника. Оптимальный состав полученного шлака следующий: меди 0,300%; никеля 0,508%; кобальта 0,129%; магнетита 6,69%.Example 8. The melting process was carried out, as in example 1, but the loading of the reducing agent with the optimal flow rate to obtain a layer of the required width, i.e. 1.2 t / h, continued for another 10 min after the end of the discharge of slag from the furnace. In this case, the movement of slag, and hence the “pulling” of the reducing agent in the direction from the feed point to the slag bore holes, ceased, and further supply of coal led to its accumulation at the feed point and the formation of a slope at the loading point, and then to spreading over the melt surface. This led to the contact of the reducing agent with the walls of the furnace and the beginning of the destruction accrued, as evidenced by the increase in the temperature difference of caisson water to 6 ° C. The loading was stopped to avoid destruction of the masonry walls of the sump. The optimal composition of the resulting slag is as follows: copper 0.300%; nickel 0.508%; cobalt 0.129%; magnetite 6.69%.

Пример 9. Процесс плавки осуществляли, как в примере 1, но загрузку восстановителя с оптимальным для получения слоя необходимой ширины расходом, т.е. 1.2 т/ч, прекратили раньше, т.е. за 10 мин до окончания слива шлака. При этом ширина слоя восстановителя на поверхности расплава была оптимальной, но длина его составила лишь 0,67 от требуемой. Шлак получен с ухудшенными, по сравнению с оптимальными, показателями: медь 0,390%, никель 0,711%, кобальт 0,174%, магнетит 6,98%. Разница температур кессонной воды на входе и на выходе составила 4°С, что подтверждает отсутствие взаимодействия с магнетитовой настылью в отстойнике. Результаты осуществления способа по примеру приведены в таблице.Example 9. The melting process was carried out, as in example 1, but the loading of the reducing agent with the optimal flow rate to obtain a layer of the required width, i.e. 1.2 t / h, stopped earlier, i.e. 10 minutes before the end of the slag discharge. The width of the reducing agent layer on the melt surface was optimal, but its length was only 0.67 of the required. Slag was obtained with deteriorated, compared to optimal, indicators: copper 0.390%, nickel 0.711%, cobalt 0.174%, magnetite 6.98%. The temperature difference between the caisson water at the inlet and at the outlet was 4 ° С, which confirms the absence of interaction with the magnetite bed in the sump. The results of the method according to the example are shown in the table.

Пример 10. (базовый, используемый на НМЗ АО “Норильский комбинат”). Процесс ведут так же, как и в примере 1, но без загрузки восстановителя. При этом показатели процесса следующие: содержание меди в шлаке 0,392%; никеля 0,713%; кобальта 0,179%; магнетита - 7,35%, что хуже, чем в предлагаемом способе; разница температур кессонной воды 3°С (см. таблицу).Example 10. (the basic one used at the NMZ JSC Norilsk Combine). The process is conducted in the same way as in example 1, but without loading the reducing agent. The process indicators are as follows: the copper content in the slag of 0.392%; nickel 0.713%; cobalt 0.179%; magnetite - 7.35%, which is worse than in the proposed method; the temperature difference of caisson water is 3 ° C (see table).

Выводыconclusions

Эффект, достигаемый изобретением, следующий: 1. Содержание никеля в шлаке ПВП снизилось в 1,4 раза, меди в 1,3 раза, кобальта в 1.4 раза, содержание магнетита уменьшилось на 0,64 абс.%. Как указано выше, шлак ПВП не является отвальным, поэтому очевидно, что предварительное его обеднение в ПВП углем снизит затраты на обеднение шлака в электропечах и приведет к уменьшению безвозвратных потерь цветных металлов с отвальным шлаком.The effect achieved by the invention is as follows: 1. The nickel content in the PVP slag decreased 1.4 times, copper 1.3 times, cobalt 1.4 times, the magnetite content decreased by 0.64 abs.%. As indicated above, the PVP slag is not dump, therefore, its preliminary depletion in PVP coal will reduce the cost of slag depletion in electric furnaces and will lead to a decrease in irretrievable losses of non-ferrous metals with dump slag.

2. Отрицательного воздействия восстановителя на конструкционные элементы ПВП не обнаружено, что свидетельствует о сохранении футеровки печи, кессонов, а значит, и повышении срока службы печи.2. A negative effect of the reducing agent on the structural elements of the PVP was not found, which indicates the preservation of the lining of the furnace, caissons, and hence the increase in the service life of the furnace.

Claims

A method of processing sulphide copper-nickel materials in suspension, including the feeding of powdered copper-nickel concentrates, fluxes, oxygen and a solid reducing agent into the suspension smelting furnace, smelting, separation of smelting products into slag and matte, periodic delivery of smelting products, characterized in that the reducing agent served in the sump through the feed chutes installed in the furnace sump for the furnace near the reaction shaft, ensure its distribution over the melt surface no further than 0.9 half-width of the sludge bath oynika from the longitudinal axial line of the furnace, and the supply of reducing agent begin N hours before the end of the discharge of slag, while

N = (0.8 ÷ 0.9) L / v,

where L is the distance from the feed point of the reducing agent to the slag holes;

v is the velocity of the surface of the slag during its discharge,

and stop simultaneously with the end of the discharge of slag.