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JP2011174150A - Method for operating copper refining furnace, and copper refining furnace - Google Patents

Method for operating copper refining furnace, and copper refining furnace Download PDF

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JP2011174150A
JP2011174150A JP2010040093A JP2010040093A JP2011174150A JP 2011174150 A JP2011174150 A JP 2011174150A JP 2010040093 A JP2010040093 A JP 2010040093A JP 2010040093 A JP2010040093 A JP 2010040093A JP 2011174150 A JP2011174150 A JP 2011174150A
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昌之 川▲崎▼
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Abstract

<P>PROBLEM TO BE SOLVED: To provide a method for operating a copper refining furnace, in which slag and matte in molten metal are efficiently separated, and magnetite is prevented from being deposited at a furnace wall part and thickly accumulated thereon, and also the trouble caused by deposition of the magnetite is prevented in the post-step, and to provide the copper refining furnace. <P>SOLUTION: In the method for operating the copper refining furnace 10 used when copper mineral concentrate, scrap or the like are subjected to oxidation refinement to produce crude copper, molten metal containing slag and matte is stored in the copper refining furnace 10, and a metal reducing agent is charged to the molten metal, so that the metal reducing agent is made coexistent inside the molten metal, thereby the amount of magnetite in the molten metal is controlled. <P>COPYRIGHT: (C)2011,JPO&INPIT

Description

本発明は、銅精鉱やスクラップ屑等を酸化製錬して粗銅を製出する際に用いられる銅製錬炉の操業方法及び銅製錬炉に関するものである。   TECHNICAL FIELD The present invention relates to a method for operating a copper smelting furnace and a copper smelting furnace used when producing crude copper by oxidizing and refining copper concentrate, scrap scrap and the like.

銅精鉱やスクラップ屑等を製錬して粗銅を得る方法としては、例えば特許文献1に示すような自溶炉法や、特許文献2に示すような連続製銅法等が挙げられる。
特許文献1に記載された自溶炉法では、シャフト部にて酸素富化空気内で銅精鉱を酸化溶融し、得られた熔体を下部のセットラーに保持し、このセットラーにてスラグとマットとを分離する。分離されたマットは、転炉へと移送され、この転炉にて、さらに製錬処理されて粗銅が製出されることになる。
Examples of a method for obtaining crude copper by smelting copper concentrate or scrap scraps include a flash smelting furnace method as shown in Patent Document 1, a continuous copper making method as shown in Patent Document 2, and the like.
In the flash smelting furnace method described in Patent Document 1, copper concentrate is oxidized and melted in oxygen-enriched air at a shaft portion, and the resulting melt is held by a lower setler. Separate slag and mat. The separated mat is transferred to a converter, where it is further smelted to produce crude copper.

また、特許文献2に記載された連続製銅法においては、銅精鉱を溶錬してスラグとマットとを含む熔体を生成する溶錬炉と、溶錬炉から移送された熔体を保持してスラグとマットとを分離する分離炉と、分離炉で分離されたマットを製錬して粗銅を得る製銅炉と、を備えており、これら溶錬炉、分離炉、製銅炉が樋で連結されていて、製錬処理を連続的に行う構成とされている。   Moreover, in the continuous copper manufacturing method described in Patent Document 2, a smelting furnace that smelts copper concentrate to produce a melt containing slag and mat, and a melt transferred from the smelting furnace A separation furnace that holds and separates the slag and the mat, and a copper making furnace that smelts the mat separated in the separation furnace to obtain crude copper. These smelting furnace, separation furnace, and copper making furnace Are connected by a firewood, and it is set as the structure which performs a smelting process continuously.

ここで、自溶炉のシャフト部や連続製銅設備の溶錬炉においては、銅精鉱の中に含まれるFe成分を酸化させるとともにフラックス中のSiOと反応させて、FeO―SiOを主成分とするスラグを発生させる。また、銅精鉱に含まれるCu成分は硫化銅の融体であるマットとして凝縮する。
このとき、銅精鉱の中に含まれるFe成分が過剰に酸化されることによって、マグネタイト(Fe)が生成されることが知られている。このマグネタイトは、スラグやマットからなる熔体に比べて融点が高いものである。
Here, in the smelting furnace of the shaft portion and continuous made of copper equipment flash furnace, is reacted with SiO 2 in the flux causes oxidation of Fe components contained in the copper concentrate, the FeO-SiO 2 Generates slag as the main component. Further, the Cu component contained in the copper concentrate is condensed as a mat which is a melt of copper sulfide.
At this time, it is known that magnetite (Fe 3 O 4 ) is generated by excessive oxidation of the Fe component contained in the copper concentrate. This magnetite has a higher melting point than a melt made of slag or mat.

前述の自溶炉のセットラーや分離炉においては、熔体を静置させることによって、スラグとマットとをその比重差を利用して分離する構成とされている。よって、セットラーや分離炉では、熔体の流動が抑制されており、熔体の温度が低下しやすい傾向にある。熔体の温度が低下した場合、熔体中のマグネタイトが固相として析出して炉壁部や炉底部に堆積することになる。炉壁部や炉底部にマグネタイトが厚く堆積した場合には、スラグとマットとの分離を安定して行うことができなくなってしまう。   In the settling machine and the separation furnace of the above-mentioned flash smelting furnace, the slag and the mat are separated using the specific gravity difference by allowing the melt to stand. Therefore, in the setler and the separation furnace, the flow of the melt is suppressed, and the temperature of the melt tends to decrease. When the temperature of the melt decreases, the magnetite in the melt precipitates as a solid phase and deposits on the furnace wall and the bottom of the furnace. When magnetite is deposited thickly on the furnace wall or the furnace bottom, it becomes impossible to stably separate the slag and the mat.

そこで、従来、炉壁部や炉底部にマグネタイトの堆積物が厚く形成された場合には、酸素を流通した鋼管にてランシングを行うことで、鋼管と酸素との反応熱によってマグネタイトの堆積物を溶融して除去していた。
あるいは、ランシングの際に、鉄屑やフェロシリコン(Fe−Si)を投入し、マグネタイトの堆積物に接触させることで、マグネタイトを還元して除去していた。
Therefore, conventionally, when a thick magnetite deposit is formed on the furnace wall or the bottom of the furnace, the magnetite deposit is removed by the heat of reaction between the steel pipe and oxygen by performing a lancing on the steel pipe in which oxygen is circulated. It was removed by melting.
Alternatively, iron dust or ferrosilicon (Fe—Si) is introduced at the time of lancing, and the magnetite is reduced and removed by bringing it into contact with the magnetite deposit.

特開2004−002916号公報JP 2004-002916 A 特開平04−183827号公報Japanese Patent Laid-Open No. 04-183827

しかしながら、ランシングによってマグネタイトの堆積物を除去する場合、ランシングが過剰となって炉壁部や炉底部の耐火物を損耗させてしまうおそれがあった。炉壁部や炉底部の耐火物が著しく損耗した場合には、操業を停止して炉修を行う必要があった。
また、炉壁部や炉底部の損耗を防止するために、ランシングの頻度を少なくした場合には、マグネタイトの堆積物を十分に除去することができず、やはり、操業を安定して行うことができなくなってしまう。
However, when magnetite deposits are removed by lansing, there is a possibility that the lance will become excessive and the refractories on the furnace wall and the bottom of the furnace may be worn out. When the refractories on the furnace wall and bottom were worn out, it was necessary to stop the operation and repair the furnace.
In addition, in order to prevent wear of the furnace wall and furnace bottom, if the frequency of lansing is reduced, magnetite deposits cannot be removed sufficiently, and the operation can be performed stably. It becomes impossible.

また、熔体中に溶融状態で存在するマグネタイトについては、ランシング等によって除去することはできないため、熔体中のマグネタイト量を減少させることはできなかった。
ここで、高融点のマグネタイトが熔体中に多く含まれている場合には、スラグの粘性が上昇してしまい、スラグとマットとを効率良く分離することができなくなる。この場合、マットがスラグとともに排出される「スラグロス」が発生することになり、銅製錬の効率が低下してしまう。
Moreover, since the magnetite existing in the molten state in the melt cannot be removed by lansing or the like, the amount of magnetite in the melt could not be reduced.
Here, when a high melting point magnetite is contained in the melt, the viscosity of the slag increases, and the slag and the mat cannot be separated efficiently. In this case, “slag loss” is generated in which the mat is discharged together with the slag, and the efficiency of the copper smelting is reduced.

さらに、セットラーや分離炉にて分離されたマットを後工程に移送した場合に、マットの温度が低下すると、マット中のマグネタイトが析出してしまい、後工程でトラブルが発生するおそれがあった。
特に、特許文献2に記載した連続製銅法では、分離炉で分離されたマットが樋を介して製銅炉へと移送されるため、この樋の部分でマット(熔体)の温度が低下してマグネタイトが析出し、マットを安定して移送することができなくなってしまうという問題があった。これに対応するために、従来は、樋をバーナー等で加熱してマグネタイトの析出を抑制したり、析出したマグネタイトをジェットランス等を用いて溶解・除去したりしていた。これらの作業は非常に煩雑であって、銅製錬の操業を効率良く行うことができなかった。
Furthermore, when the mat separated by the setler or the separation furnace is transferred to the subsequent process, if the temperature of the mat is lowered, the magnetite in the mat is deposited, which may cause trouble in the subsequent process. .
In particular, in the continuous copper making method described in Patent Document 2, the mat separated in the separation furnace is transferred to the copper making furnace through the cocoon, so that the temperature of the mat (melt) decreases at the cocoon part. Then, there is a problem that magnetite is deposited and the mat cannot be stably transferred. In order to cope with this, conventionally, the soot was heated with a burner or the like to suppress the precipitation of magnetite, or the precipitated magnetite was dissolved or removed using a jet lance or the like. These operations were very complicated, and the copper smelting operation could not be performed efficiently.

本発明は、上述した状況に鑑みてなされたものであって、熔体中のスラグとマットとの分離を効率良く行うことができるとともに、マグネタイトが炉壁部に析出して厚く堆積することを未然に防止することができ、かつ、後工程においてマグネタイトの析出に起因するトラブルを防止することが可能な銅製錬炉の操業方法及び銅製錬炉を提供することを目的とする。   The present invention has been made in view of the above-described situation, and can efficiently separate the slag and the mat in the melt, and deposit magnetite on the furnace wall and deposit thickly. It is an object of the present invention to provide a copper smelting furnace operating method and a copper smelting furnace that can be prevented in advance and that can prevent troubles caused by precipitation of magnetite in a subsequent process.

上記課題を解決するために、本発明に係る銅製錬炉の操業方法は、銅精鉱やスクラップ屑等を酸化製錬して粗銅を製出する際に用いられる銅製錬炉の操業方法であって、前記銅製錬炉内には、前記スラグ及び前記マットを含む熔体が貯留されており、この熔体に対して金属還元剤を投入し、前記熔体内に前記金属還元剤を混在させることにより、前記熔体中のマグネタイト量を制御することを特徴としている。   In order to solve the above-mentioned problems, the method of operating a copper smelting furnace according to the present invention is an operating method of a copper smelting furnace used when producing copper by oxidizing and smelting copper concentrate or scrap scraps. In the copper smelting furnace, a melt containing the slag and the mat is stored, and a metal reducing agent is introduced into the melt so that the metal reducing agent is mixed in the melt. Thus, the amount of magnetite in the melt is controlled.

このような構成とされた銅製錬炉の操業方法においては、銅製錬炉内に貯留された熔体に対して金属還元剤を投入し、この金属還元剤を熔体中に混在させていることから、熔体中に存在するマグネタイト(Fe)は、金属還元剤によって還元されてFeOとなり、スラグ中に排出されることになる。
よって、熔体中のマグネタイト量が減少することになり、スラグの粘性上昇が抑えられ、スラグとマットとを比重差によって効率良く分離することが可能となる。さらに、マットがスラグとともに排出される「スラグロス」を抑えることができる。
また、炉壁部や炉底部にマグネタイトが厚く堆積されることを未然に防止することができ、安定してマットとスラグとを分離できる。さらに、マット内のマグネタイト量の減少することから、マットが移送される後工程においても、マグネタイトの析出が抑制されることになり、マグネタイトの析出に起因するトラブルの発生を未然に防止することができる。
In the operation method of the copper smelting furnace configured as described above, a metal reducing agent is introduced into the melt stored in the copper smelting furnace, and the metal reducing agent is mixed in the melt. Therefore, the magnetite (Fe 3 O 4 ) present in the melt is reduced by the metal reducing agent to become FeO and discharged into the slag.
Accordingly, the amount of magnetite in the melt is reduced, the increase in viscosity of the slag is suppressed, and the slag and the mat can be efficiently separated by the difference in specific gravity. Furthermore, “slag loss” in which the mat is discharged together with the slag can be suppressed.
Further, it is possible to prevent magnetite from being deposited thickly on the furnace wall and the bottom of the furnace, and the mat and slag can be stably separated. Furthermore, since the amount of magnetite in the mat is reduced, the precipitation of magnetite will be suppressed even in the post-process where the mat is transferred, and it is possible to prevent the occurrence of troubles due to the precipitation of magnetite. it can.

ここで、前記銅製錬炉には、前記熔体が供給される熔体供給部が設けられており、前記熔体が供給される際に、前記熔体供給部の近傍に発生する乱流領域に対して、前記金属還元剤を投入する構成とされていることが好ましい。
分離炉やセットラーでは、上方にスラグ層が形成され、下方にマット層が形成されることになるため、単に上方から金属還元剤を投入した場合、金属還元剤の比重が軽いとスラグ層のみに添加され、金属還元剤の比重が重いとマット層のみに添加されることになり、熔体全体に金属還元剤を分散させることは困難であった。そこで、熔体が供給されることによって生じる乱流領域に向けて金属還元剤を投入することにより、投入された金属還元剤は、熔体内部において広く分散することになり、熔体内のマグネタイトを効率良く還元することが可能となる。
Here, the copper smelting furnace is provided with a melt supply portion to which the melt is supplied, and a turbulent flow region generated in the vicinity of the melt supply portion when the melt is supplied. On the other hand, it is preferable that the metal reducing agent is introduced.
In separation furnaces and setlers, a slag layer is formed on the upper side and a matte layer is formed on the lower side. Therefore, when the metal reducing agent is simply introduced from above, if the specific gravity of the metal reducing agent is light, only the slag layer is formed. When the specific gravity of the metal reducing agent is heavy, it is added only to the matte layer, and it is difficult to disperse the metal reducing agent throughout the melt. Therefore, by introducing the metal reducing agent toward the turbulent flow region generated by supplying the melt, the introduced metal reducing agent is widely dispersed inside the melt, and the magnetite in the melt is Can be efficiently reduced.

また、前記金属還元剤が、廃棄物を処理して得られた回収金属であることが好ましい。
市中の廃棄ごみや産業廃棄物等は、例えばロータリーキルン炉等によって燃焼・溶融処理される。このとき、廃棄物に含まれる有価金属等が回収されることになる。この回収金属の成分は、廃棄物の種類によって異なるものの、Feを含有していることが多い。そこで、この回収金属を熔体中に投入すると、回収金属中のFe成分によってマグネタイトを還元することが可能となる。また、回収金属に含まれるAu、Ag及びCu等の有価金属についても、銅製錬工程によって回収されることになる。
Moreover, it is preferable that the said metal reducing agent is the collection | recovery metal obtained by processing a waste material.
Municipal waste and industrial waste are burned and melted in a rotary kiln furnace, for example. At this time, valuable metals and the like contained in the waste are collected. The component of the recovered metal often contains Fe, although it varies depending on the type of waste. Therefore, when this recovered metal is put into the melt, the magnetite can be reduced by the Fe component in the recovered metal. Moreover, valuable metals such as Au, Ag, and Cu contained in the recovered metal are also recovered by the copper smelting process.

さらに、前記金属還元剤の投入量が、熔体の単位重量に対して0.15kg/t以上0.80kg/t以下であることが好ましい。
この場合、金属還元剤の投入量が、熔体の単位重量(1t)に対して0.15kg/t以上とされているので、熔体中のマグネタイト量を確実に減少させることができる。また、金属還元剤の投入量が、熔体の単位重量(1t)に対して0.80kg/t以下とされているので、炉内に投入された金属還元剤が、炉壁部や炉底部の耐火物を損耗させるおそれがなく、銅製錬炉の寿命延長を図ることができる。このように、マグネタイトが厚く堆積されることが抑制され、かつ、炉壁部や炉底部の耐火物の損耗が防止されることから、操業を安定して行うことが可能となる。
Furthermore, it is preferable that the input amount of the metal reducing agent is 0.15 kg / t or more and 0.80 kg / t or less with respect to the unit weight of the melt.
In this case, since the input amount of the metal reducing agent is 0.15 kg / t or more with respect to the unit weight (1 t) of the melt, the amount of magnetite in the melt can be reliably reduced. Further, since the amount of the metal reducing agent introduced is 0.80 kg / t or less with respect to the unit weight (1 t) of the melt, the metal reducing agent introduced into the furnace is transferred to the furnace wall portion or the furnace bottom portion. There is no risk of damaging the refractory, and the life of the copper smelting furnace can be extended. As described above, it is possible to suppress the accumulation of magnetite thick and to prevent the refractory material of the furnace wall and the bottom of the furnace from being worn, so that the operation can be stably performed.

本発明に係る銅製錬炉は、銅精鉱やスクラップ屑等を酸化製錬して粗銅を製出する際に用いられる銅製錬炉であって、前記スラグ及び前記マットを含む熔体が貯留される炉本体と、この炉本体内部に対して金属還元剤を投入する還元剤投入部と、を備えていることを特徴としている。   The copper smelting furnace according to the present invention is a copper smelting furnace used for producing crude copper by oxidizing and smelting copper concentrate, scrap scrap, etc., and the melt containing the slag and the mat is stored. And a reducing agent charging part for charging a metal reducing agent into the furnace body.

このような構成とされた銅製錬炉によれば、前記スラグ及び前記マットを含む熔体が貯留される炉本体と、この炉本体内部に対して金属還元剤を投入する還元剤投入部と、を備えているので、熔体内に金属還元剤を投入することで、熔体中のマグネタイトを還元することができる。よって、熔体中のマグネタイト量が減少することになり、マグネタイトに起因するトラブルを未然に防止することができる。   According to the copper smelting furnace configured as described above, a furnace main body in which a melt containing the slag and the mat is stored, and a reducing agent input unit that inputs a metal reducing agent into the furnace main body, Therefore, the magnetite in the melt can be reduced by introducing a metal reducing agent into the melt. Therefore, the amount of magnetite in the melt is reduced, and troubles caused by magnetite can be prevented in advance.

ここで、前記炉本体には、前記熔体が供給される熔体供給部が設けられており、前記還元剤投入部は、前記熔体が供給される際に前記熔体供給部の近傍に発生する乱流領域に対して、金属還元剤を投入するように構成されていることが好ましい。
この場合、熔体が供給されることによって生じる乱流領域に向けて金属還元剤を投入することができ、投入された金属還元剤を熔体内部において広く分散させて、熔体内のマグネタイトを効率良く還元することが可能となる。
Here, the furnace main body is provided with a melt supply unit to which the melt is supplied, and the reducing agent charging unit is located in the vicinity of the melt supply unit when the melt is supplied. It is preferable that a metal reducing agent is introduced into the generated turbulent flow region.
In this case, the metal reducing agent can be introduced toward a turbulent region generated by supplying the melt, and the introduced metal reducing agent is widely dispersed inside the melt, so that the magnetite in the melt is dispersed. Reduction can be performed efficiently.

このように、本発明によれば、熔体中のスラグとマットとの分離を効率良く行うことができるとともに、マグネタイトが炉壁部に析出して厚く堆積することを未然に防止することができ、かつ、後工程においてマグネタイトの析出に起因するトラブルを防止することが可能な銅製錬炉の操業方法及び銅製錬炉を提供することができる。   As described above, according to the present invention, it is possible to efficiently separate the slag and the mat in the melt and to prevent the magnetite from being deposited on the furnace wall portion and being deposited thickly. And the operating method and copper smelting furnace of a copper smelting furnace which can prevent the trouble resulting from precipitation of magnetite in a post process can be provided.

本発明の実施形態である銅製錬炉の操業方法の対象となる分離炉を備えた連続製銅設備の概略説明図である。It is a schematic explanatory drawing of the continuous copper making equipment provided with the separation furnace used as the object of the operating method of the copper smelting furnace which is embodiment of this invention. 図1に示す連続製銅設備に備えられた分離炉及び製銅炉の概略説明図である。It is a schematic explanatory drawing of the separation furnace and copper making furnace with which the continuous copper making equipment shown in FIG. 1 was equipped. 図1に示す連続製銅設備に備えられた分離炉の側面説明図である。It is side surface explanatory drawing of the separation furnace with which the continuous copper making equipment shown in FIG. 1 was equipped. 図4に示す分離炉の部分拡大説明図である。FIG. 5 is a partially enlarged explanatory view of the separation furnace shown in FIG. 4.

以下に、本発明の一実施形態である銅製錬炉の操業方法及び銅製錬炉について、添付した図面を参照して説明する。
本実施形態である銅製錬炉の操業方法の対象となる銅製錬炉は、例えば図1に示すような連続製銅設備において使用される分離炉である。
Hereinafter, an operation method of a copper smelting furnace and a copper smelting furnace according to an embodiment of the present invention will be described with reference to the accompanying drawings.
The copper smelting furnace which is the target of the method for operating the copper smelting furnace according to the present embodiment is a separation furnace used in a continuous copper making facility as shown in FIG.

この連続製銅設備1は、原料である銅精鉱を酸化溶融してマットMとスラグSとを有する熔体を生成する溶錬炉2と、この溶錬炉2で生成されたマットMとスラグSとを分離する分離炉10と、この分離炉10で分離されたマットMをさらに酸化して粗銅CとスラグSとを生成する製銅炉4と、この製銅炉4で生成された粗銅Cを精製して、より品位の高い銅を生成する精製炉5とを有する。これら溶錬炉2、分離炉10、製銅炉4、精製炉5は、樋6A、6B、6Cでそれぞれ連結されており、熔体が重力の作用によって溶錬炉2、分離炉10、製銅炉4、精製炉5の順に移動させられるように、この順に高低差をつけて設けられている。   The continuous copper making facility 1 includes a smelting furnace 2 that oxidizes and melts copper concentrate as a raw material to produce a melt having a mat M and a slag S, and a mat M produced in the smelting furnace 2. The separation furnace 10 for separating the slag S, the copper making furnace 4 for further oxidizing the mat M separated in the separation furnace 10 to produce the crude copper C and the slag S, and the copper making furnace 4 A refining furnace 5 for refining crude copper C to produce higher grade copper. The smelting furnace 2, the separation furnace 10, the copper making furnace 4, and the refining furnace 5 are connected to each other by firewood 6A, 6B, and 6C. In order that the copper furnace 4 and the refining furnace 5 can be moved in this order, they are provided with a height difference in this order.

溶錬炉2は、銅精鉱を、酸素富化空気等の酸化ガス及びフラックス等とともに炉内に供給するためランス7を複数備えている。このランス7は、溶錬炉2の天井部を挿通して昇降自在に設けられている。また、溶錬炉2には、炉内から発生するガスを排出するための排出口が炉の天井部に設けられており、この排出口に、排ガスの廃熱を回収する廃熱ボイラー9が接続されている。   The smelting furnace 2 includes a plurality of lances 7 for supplying copper concentrate into the furnace together with an oxidizing gas such as oxygen-enriched air and a flux. The lance 7 is provided so as to be movable up and down through the ceiling of the smelting furnace 2. Further, the smelting furnace 2 is provided with an exhaust port for exhausting gas generated from the inside of the furnace, and a waste heat boiler 9 for recovering waste heat of the exhaust gas is provided at the exhaust port. It is connected.

分離炉10は、溶錬炉2から送り込まれた熔体中のマットMとスラグSとを比重差を利用して分離するものであって、比重の大きいマットMの層の上に比重の小さいスラグSの層が形成されるようになっている。この分離炉10には、複数の電極11が下端をスラグ中に浸漬させた状態にして挿通されている。分離炉10では、これら電極11にトランスから三相交流を入力してジュール熱を発生させることで熔体の保温を行っている。   The separation furnace 10 separates the mat M and the slag S in the melt fed from the smelting furnace 2 using a specific gravity difference, and has a small specific gravity on the layer of the mat M having a large specific gravity. A layer of slag S is formed. A plurality of electrodes 11 are inserted into the separation furnace 10 with the lower ends immersed in the slag. In the separation furnace 10, the three-phase alternating current is input to these electrodes 11 from a transformer to generate Joule heat to keep the temperature of the melt.

製銅炉4は、冷材や石灰石を、酸素富化空気等の酸化ガス等とともに炉内に供給するためのランス8を複数備えている。このランス8は、製銅炉4の天井部を挿通して昇降自在に設けられている。また、製銅炉4には、炉内から発生するガスを排出するための排出口が炉の天井部に設けられており、この排出口に、排ガスの廃熱を回収する廃熱ボイラー9が接続されている。   The copper making furnace 4 includes a plurality of lances 8 for supplying cold material and limestone into the furnace together with an oxidizing gas such as oxygen-enriched air. The lance 8 is provided so as to be movable up and down through the ceiling of the copper furnace 4. Further, the copper making furnace 4 is provided with a discharge port for discharging the gas generated from the inside of the furnace, and a waste heat boiler 9 for recovering waste heat of the exhaust gas is provided at the discharge port. It is connected.

この連続製銅設備1で銅を製錬するには、乾燥した銅精鉱とフラックス(硅砂、石灰等)とを酸素富化空気と共に溶錬炉2の熔体中にランス7で吹き込む。溶錬炉2では、原料の溶解と酸化反応が進行し、主成分が硫化銅及び硫化鉄の混合物からなるマットMと、銅精鉱中の脈石、溶剤、酸化鉄等からなるスラグSが生成される。   In order to smelt copper with this continuous copper making facility 1, dried copper concentrate and flux (eg, sand, lime, etc.) are blown into the melt of the smelting furnace 2 together with oxygen-enriched air with a lance 7. In the smelting furnace 2, the melting of raw materials and the oxidation reaction proceed, and a mat M composed mainly of a mixture of copper sulfide and iron sulfide, and a slag S composed of gangue, solvent, iron oxide, etc. in copper concentrate. Generated.

ここで、溶錬炉2では、銅精鉱の中に含まれるFe成分を酸化させるとともにフラックス中のSiOと反応させて、FeO―SiOを主成分とするスラグSを発生させている。このとき、銅精鉱の中に含まれるFe成分が過剰に酸化されることによって、マグネタイト(Fe)が生成する。このように、溶錬炉2で生成される熔体(スラグS及びマットM)には、マグネタイトが含有されることになる。このマグネタイトは、スラグSやマットMからなる熔体に比べて融点が高いため、熔体の温度が低下した場合には、固相として析出する。 Here, in the smelting furnace 2, the Fe component contained in the copper concentrate is oxidized and reacted with SiO 2 in the flux to generate slag S mainly composed of FeO—SiO 2 . At this time, magnetite (Fe 3 O 4 ) is generated by excessive oxidation of the Fe component contained in the copper concentrate. Thus, magnetite is contained in the melt (slag S and mat M) generated in the smelting furnace 2. Since this magnetite has a higher melting point than a melt made of slag S or mat M, it precipitates as a solid phase when the temperature of the melt decreases.

このマットMとスラグSとを有する熔体は、樋6Aにより分離炉10に送られ、ここで比重差により下層のマットMと上層のスラグSとに分離される。
分離炉10において分離されたスラグSは、別途回収されることになる。また、溶錬炉2等で生成したSOガス等の含硫ガスは、図示しない硫酸工場へと移送され、硫酸又は石膏(CaS0)として回収される。
The melt having the mat M and the slag S is sent to the separation furnace 10 by the rod 6A, where it is separated into the lower layer mat M and the upper layer slag S due to the difference in specific gravity.
The slag S separated in the separation furnace 10 will be collected separately. In addition, the sulfur-containing gas such as SO 2 gas generated in the smelting furnace 2 or the like is transferred to a sulfuric acid factory (not shown) and recovered as sulfuric acid or gypsum (CaS0 4 ).

一方、分離炉10で分離されたマットMは、樋6Bを介して製銅炉4に送られる。製銅炉4では、ランス8を用いてさらに空気とともにフラックスを吹き込んでマットM中の硫黄と鉄分を酸化し、純度98.5%以上の粗銅Cを得る。製銅炉4において連続的に生成された粗銅Cは、樋6Cを介して精製炉5に移送される。そして、精製炉5において粗銅Cを精製して、より品位の高い銅を生成する。   On the other hand, the mat M separated in the separation furnace 10 is sent to the copper making furnace 4 through the basket 6B. In the copper making furnace 4, a flux is blown together with air using the lance 8 to oxidize sulfur and iron in the mat M to obtain crude copper C having a purity of 98.5% or more. The crude copper C continuously produced in the copper making furnace 4 is transferred to the refining furnace 5 through the jar 6C. And the refined copper 5 is refine | purified in the refinement | purification furnace 5, and higher quality copper is produced | generated.

なお、このプロセスにおいて、製銅炉4における酸化の工程では、銅の一部も酸化してスラグSaの中に取り込まれてしまう。つまり、製銅炉スラグSaには酸化鉄とともにかなりの量の酸化銅(14〜16%)が含まれる。このため、通常のプロセスでは、製銅炉スラグSaを水砕により固体粉末化し、乾燥後、溶錬炉2に回送して、原料鉱石と共に再び溶解させて銅の回収を図っている。   In this process, in the oxidation step in the copper making furnace 4, a part of copper is also oxidized and taken into the slag Sa. That is, the copper making furnace slag Sa contains a considerable amount of copper oxide (14 to 16%) together with iron oxide. For this reason, in a normal process, the copper-making furnace slag Sa is made into a solid powder by water granulation, dried, then sent to the smelting furnace 2, and dissolved again together with the raw material ore to recover copper.

次に、分離炉10について、図2から図4を参照して説明する。この分離炉10は、図2に示すように、熔体を貯留する炉本体12と、溶錬炉2と分離炉10との間に設けられた樋6Aの一端が接続されて溶錬炉10で生成された熔体が供給される熔体供給部15と、炉本体12の下方に位置するマットMを溢流させるサイフォン16と、マットMの上層に位置するスラグSを排出するスラグ排出口17と、を備えている。サイフォン16には、樋6Bの一端が接続されており、この樋6Bの他端が製銅炉4に接続されている。   Next, the separation furnace 10 will be described with reference to FIGS. As shown in FIG. 2, the separation furnace 10 is connected to a furnace body 12 for storing a melt, and one end of a rod 6 </ b> A provided between the smelting furnace 2 and the separation furnace 10. The melt supply part 15 to which the melt generated in step S1 is supplied, the siphon 16 that overflows the mat M located below the furnace body 12, and the slag discharge port that discharges the slag S located in the upper layer of the mat M 17. One end of a cage 6B is connected to the siphon 16, and the other end of the cage 6B is connected to the copper making furnace 4.

また、この分離炉10には、図3に示すように、炉本体12の上方に配置され、炉本体12に向けて金属還元剤を投入する還元剤投入装置20が設けられている。
この還元材投入装置20は、炉本体12内部に挿通された投入管24と、金属還元剤が貯留されるホッパー部21と、このホッパー部21から投入管24へと金属還元剤を移送するベルトフィーダ22と、を備えている。
投入管24は、図3及び図4に示すように、炉本体12において熔体供給部15の近傍に配設されており、熔体供給部15から熔体が供給されることによって生じる乱流領域Dに対して、金属還元剤を投入するように構成されている。
In addition, as shown in FIG. 3, the separation furnace 10 is provided with a reducing agent charging device 20 that is disposed above the furnace body 12 and charges the metal reducing agent toward the furnace body 12.
The reducing material charging device 20 includes a charging pipe 24 inserted into the furnace body 12, a hopper portion 21 in which a metal reducing agent is stored, and a belt that transfers the metal reducing agent from the hopper portion 21 to the charging pipe 24. And a feeder 22.
As shown in FIGS. 3 and 4, the charging pipe 24 is disposed in the vicinity of the melt supply unit 15 in the furnace body 12, and the turbulent flow generated when the melt is supplied from the melt supply unit 15. In the region D, a metal reducing agent is introduced.

この分離炉10では、溶錬炉2から供給される熔体を炉本体12に貯留し、比重差を利用してスラグSとマットMとに分離する。このとき、分離炉10では、電極11に三相交流を入力してジュール熱を発生させることで熔体の保温を行っていることから、熔体が流動することなく、スラグSとマットMとの分離が促進されるように構成されている。   In the separation furnace 10, the melt supplied from the smelting furnace 2 is stored in the furnace body 12 and separated into slag S and mats M using a specific gravity difference. At this time, in the separation furnace 10, the three-phase alternating current is input to the electrode 11 to generate Joule heat so that the melt is kept warm, so that the slag S and the mat M It is configured so as to promote separation.

そして、分離炉10には、還元材投入装置20を用いて金属還元剤が連続的に投入される。ここで、本実施形態では、金属還元剤として、廃棄物を処理して得られた回収金属の砕塊を用いている。また、金属還元剤である回収金属の砕塊の投入量は、熔体の単位重量(1t)に対して、0.15kg/t以上0.80kg/t以下となるように調整されている。   The separation furnace 10 is continuously charged with a metal reducing agent using a reducing material charging device 20. Here, in the present embodiment, as the metal reducing agent, a recovered metal crush obtained by treating waste is used. Further, the input amount of the recovered metal crushed mass, which is a metal reducing agent, is adjusted to be 0.15 kg / t or more and 0.80 kg / t or less with respect to the unit weight (1 t) of the melt.

なお、金属還元剤として使用される回収金属の砕塊は、市中の廃棄ごみ、産業廃棄物である自動車のシュレッダーダストや、廃家電品、プリント基板等を、例えばロータリーキルン炉等によって燃焼・溶融処理することによって得られるものである。ロータリーキルン炉に投入された廃棄物は、可燃物が燃焼されてガス化されるとともに、金属成分を含む不燃物が溶融されて溶融スラグとなる。この溶融スラグを水砕し、篩い分けなどの選別を行うことで、金属の砕塊が回収されるのである。このようにして得られた回収金属の砕塊には、Fe、Au、Ag及びCuといった有価金属が含まれることになる。   Recovered metal crumbs used as metal reducing agents are used for combusting and melting waste in the city, shredder dust from automobiles that are industrial waste, waste home appliances, printed circuit boards, etc., using a rotary kiln furnace, for example. It is obtained by processing. The waste put into the rotary kiln furnace is combusted and gasified, and incombustible materials containing metal components are melted to form molten slag. The molten slag is water-crushed and subjected to sorting such as sieving, whereby the crushed metal is recovered. The crushed metal collected in this way contains valuable metals such as Fe, Au, Ag and Cu.

この回収金属の成分は、処理される廃棄物の種類によって異なるものの、Feを多く含むことになるので、回収金属の砕塊をマグネタイトの還元剤として用いることが可能である。なお、本実施形態において使用する回収金属は、Fe:50〜90wt%を含むものとされている。また、回収金属の砕塊は、粒径を3mm未満となるように細かく篩分けしてから分離炉10に投入している。   Although the component of the recovered metal varies depending on the type of waste to be treated, it contains a large amount of Fe, so that the recovered metal crumb can be used as a reducing agent for magnetite. Note that the recovered metal used in the present embodiment contains Fe: 50 to 90 wt%. The recovered metal crushed particles are finely sieved to a particle size of less than 3 mm and then charged into the separation furnace 10.

このような構成とされた本実施形態である銅製錬炉(分離炉10)の操業方法及び銅製錬炉(分離炉10)においては、分離炉10の炉本体12内に貯留された熔体に対して、金属還元剤である回収金属の砕塊を投入し、この回収金属を熔体中に混在させているので、熔体中に存在するマグネタイト(Fe)を回収金属によって還元してFeOとし、スラグ中に排出させることが可能となる。 In the operation method of the copper smelting furnace (separation furnace 10) and the copper smelting furnace (separation furnace 10) which are the present embodiment configured as described above, the molten material stored in the furnace body 12 of the separation furnace 10 is used. On the other hand, a crushed metal recovered from the metal, which is a metal reducing agent, is introduced into the melt, so that the magnetite (Fe 3 O 4 ) present in the melt is reduced by the recovered metal. FeO can be discharged into the slag.

このように熔体中のマグネタイト量が減少することから、スラグSの粘性上昇が抑えられ、スラグSとマットMとを比重差によって効率良く分離することが可能となる。さらに、マットMがスラグSとともに流出するスラグロスを抑えることができ、銅製錬を効率良く行うことができる。
また、熔体中のマグネタイト量が少ないことから、炉本体12内で熔体を静置させることで熔体の温度が低下したとしても、炉本体12の炉壁部12Aや炉底部12Bにマグネタイトが厚く堆積されることがない。よって、ランシングによってマグネタイトの堆積物を除去する頻度を大幅に削減することができ、炉本体12の耐火物を損耗させてしまうおそれがなく、炉本体12の寿命延長を図ることができる。
Since the amount of magnetite in the melt is thus reduced, the viscosity increase of the slag S is suppressed, and the slag S and the mat M can be efficiently separated by the difference in specific gravity. Furthermore, the slag loss which the mat | matte M flows out with the slag S can be suppressed, and copper smelting can be performed efficiently.
In addition, since the amount of magnetite in the melt is small, even if the temperature of the melt is lowered by allowing the melt to stand in the furnace body 12, the magnetite is placed on the furnace wall 12 </ b> A and the furnace bottom 12 </ b> B of the furnace body 12. Is not deposited thick. Therefore, the frequency of removing the magnetite deposits by the lansing can be greatly reduced, the refractory of the furnace body 12 can be worn out, and the life of the furnace body 12 can be extended.

さらに、分離炉10において分離されたマットM中のマグネタイト量も減少することになり、分離炉10の後工程である樋6Bや製銅炉4においても、マグネタイトの析出が抑制されることになる。よって、樋6Bをバーナーで加熱しておく必要がなく、かつ、析出したマグネタイトを除去するためにジェットランス等を使用する必要がない。これにより、安定した操業を行うことができる。   Furthermore, the amount of magnetite in the mat M separated in the separation furnace 10 will also be reduced, and the precipitation of magnetite will be suppressed also in the soot 6B and the copper making furnace 4 which are the subsequent steps of the separation furnace 10. . Therefore, it is not necessary to heat the basket 6B with a burner, and it is not necessary to use a jet lance or the like to remove the precipitated magnetite. Thereby, the stable operation can be performed.

また、金属還元剤である回収金属は、熔体供給部15を介して熔体が供給されることによって生じる乱流領域Dに対して投入されるので、投入された回収金属は、熔体内部において広く分散することになり、熔体内のマグネタイトを効率良く還元することが可能となる。すなわち、溶錬炉2から移送されてくる熔体の流れを利用して、回収金属を炉本体12の全体にわたって分散させているのである。   In addition, since the recovered metal that is a metal reducing agent is introduced into the turbulent flow region D generated by supplying the melt via the melt supply unit 15, Thus, the magnetite in the melt can be efficiently reduced. That is, the recovered metal is dispersed throughout the furnace main body 12 using the flow of the melt transferred from the smelting furnace 2.

さらに、本実施形態では、金属還元剤として使用される回収金属の砕塊を、市中の廃棄ごみ、産業廃棄物である自動車のシュレッダーダストや、廃家電品、プリント基板等を、例えばロータリーキルン炉等によって燃焼・溶融処理することによって得られたものとしている。この回収金属の砕塊には、Fe、Au、Ag及びCuといった有価金属が含まれていることから、連続製銅設備を利用することによって、廃棄物から有価金属を回収することが可能となる。
また、本実施形態において使用する回収金属は、Fe:50〜90wt%を含むものとされているので、このFe成分によって熔体中のマグネタイトを還元することができる。
Furthermore, in this embodiment, the recovered metal crushed used as the metal reducing agent is used as waste in the city, shredder dust of automobiles as industrial waste, waste home appliances, printed circuit boards, etc., for example, rotary kiln furnaces It is assumed that it was obtained by burning / melting process. Since this recovered metal crushed material contains valuable metals such as Fe, Au, Ag, and Cu, it is possible to recover valuable metals from waste by using a continuous copper production facility. .
Moreover, since the collection | recovery metal used in this embodiment contains Fe: 50-90 wt%, the magnetite in a melt can be reduced with this Fe component.

また、金属還元剤である回収金属の投入量が、熔体の単位重量(1t)に対して0.15kg/t以上とされているので、熔体中のマグネタイトを確実に還元でき、マグネタイト量を減少させることができる。また、回収金属の投入量が熔体の単位重量(1t)に対して0.80kg/t以下とされているので、炉内に投入された回収金属が、炉本体12の炉壁部12Aや炉底部12Bの耐火物を損耗させるおそれがなく、炉本体12の寿命延長を図ることができる。このように、マグネタイトが厚く堆積されることが抑制され、かつ、炉壁部12Aや炉底部12Bの耐火物の損耗が防止されることから、操業を安定して行うことが可能となる。   Further, since the input amount of the recovered metal, which is a metal reducing agent, is 0.15 kg / t or more with respect to the unit weight (1 t) of the melt, the magnetite in the melt can be reliably reduced, and the amount of magnetite Can be reduced. In addition, since the input amount of the recovered metal is 0.80 kg / t or less with respect to the unit weight (1 t) of the melt, the recovered metal input into the furnace is the furnace wall 12A of the furnace body 12 or There is no possibility of damaging the refractory of the furnace bottom 12B, and the life of the furnace body 12 can be extended. In this way, the magnetite is prevented from being deposited thickly and the refractories on the furnace wall 12A and the furnace bottom 12B are prevented from being worn, so that the operation can be stably performed.

さらに、回収金属の砕塊は、粒径を3mm未満となるように細かく篩分けしてから分離炉10に投入する構成としているので、回収金属が炉底部12Bの耐火物に直接接触することが抑制され、熔体中に広く分散することになり、熔体中のマグネタイト量を効率的に減少させることができる。   Further, since the recovered metal crushed material is finely sieved so as to have a particle size of less than 3 mm and then charged into the separation furnace 10, the recovered metal may directly contact the refractory at the furnace bottom 12 </ b> B. Suppressed and widely dispersed in the melt, the amount of magnetite in the melt can be efficiently reduced.

以上、本発明の実施形態である銅製錬炉の操業方法及び銅製錬炉について説明したが、本発明はこれに限定されることはなく、その発明の技術的思想を逸脱しない範囲で適宜変更可能である。
例えば、連続製銅設備の分離炉を対象とするものとして説明したが、これに限定されることはなく、自溶炉等の他の銅製錬炉に適用してもよい。
As described above, the copper smelting furnace operating method and the copper smelting furnace according to the embodiment of the present invention have been described. It is.
For example, although it demonstrated as a thing about the separation furnace of continuous copper making equipment, it is not limited to this, You may apply to other copper smelting furnaces, such as a flash smelting furnace.

また、本実施形態では、金属還元剤として、廃棄物を処理して得られた回収金属の砕塊を使用するものとして説明したが、これに限定されることはなく、フェロシリコン(Fe−Si)等、マグネタイトを還元できるものであればよい。
さらに、回収金属がFe:50〜90wt%を含むものとして説明したが、これに限定されることはなく、回収金属の成分は、マグネタイトを還元するものであれば特に制限はない。
In the present embodiment, the metal reducing agent has been described as using a recovered metal crush obtained by treating waste, but the present invention is not limited to this, and ferrosilicon (Fe-Si) is used. Etc.) as long as it can reduce magnetite.
Furthermore, although it demonstrated that the collection | recovery metal contains Fe: 50-90 wt%, it is not limited to this, The component of a collection | recovery metal will not be restrict | limited especially if a magnetite is reduce | restored.

10 分離炉(銅製錬炉)
12 炉本体
15 熔体供給部
20 還元剤投入装置(還元剤投入部)
10 Separation furnace (copper smelting furnace)
12 Furnace body 15 Melt supply unit 20 Reducing agent charging device (reducing agent charging unit)

Claims (6)

銅精鉱やスクラップ屑等を酸化製錬して粗銅を製出する際に用いられる銅製錬炉の操業方法であって、
前記銅製錬炉内には、前記スラグ及び前記マットを含む熔体が貯留されており、この熔体に対して金属還元剤を投入し、前記熔体内に前記金属還元剤を混在させることにより、前記熔体中のマグネタイト量を制御することを特徴とする銅製錬炉の操業方法。
It is a method of operating a copper smelting furnace used to produce crude copper by oxidizing and refining copper concentrate and scrap scraps,
In the copper smelting furnace, a melt containing the slag and the mat is stored, and a metal reducing agent is introduced into the melt, and the metal reducing agent is mixed in the melt. A method for operating a copper smelting furnace, wherein the amount of magnetite in the melt is controlled.
前記銅製錬炉には、前記熔体が供給される熔体供給部が設けられており、前記熔体が供給される際に、前記熔体供給部の近傍に発生する乱流領域に対して、前記金属還元剤を投入することを特徴とする請求項1に記載の銅製錬炉の操業方法。   The copper smelting furnace is provided with a melt supply portion to which the melt is supplied, and when the melt is supplied, against a turbulent flow region generated in the vicinity of the melt supply portion. The method for operating a copper smelting furnace according to claim 1, wherein the metal reducing agent is added. 前記金属還元剤が、廃棄物を処理して得られた回収金属であることを特徴とする請求項1又は請求項2に記載の銅製錬炉の操業方法。   The method for operating a copper smelting furnace according to claim 1 or 2, wherein the metal reducing agent is a recovered metal obtained by treating waste. 前記金属還元剤の投入量が、熔体の単位重量に対して、0.15kg/t以上0.80kg/t以下であることを特徴とする請求項1から請求項3のいずれか一項に記載の銅製錬炉の操業方法。   The input amount of the metal reducing agent is 0.15 kg / t or more and 0.80 kg / t or less with respect to a unit weight of the melt. The operation method of the described copper smelting furnace. 銅精鉱やスクラップ屑等を酸化製錬して粗銅を製出する際に用いられる銅製錬炉であって、
前記スラグ及び前記マットを含む熔体が貯留される炉本体と、この炉本体内部に対して金属還元剤を投入する還元剤投入部と、を備えていることを特徴とする銅製錬炉。
A copper smelting furnace used to produce crude copper by oxidizing and refining copper concentrate and scrap scrap,
A copper smelting furnace comprising: a furnace main body in which a melt containing the slag and the mat is stored; and a reducing agent charging unit for charging a metal reducing agent into the furnace main body.
前記炉本体には、前記熔体が供給される熔体供給部が設けられており、前記還元剤投入部は、前記熔体が供給される際に前記熔体供給部の近傍に発生する乱流領域に対して、金属還元剤を投入するように構成されていることを特徴とする請求項5に記載の銅製錬炉。   The furnace main body is provided with a melt supply section for supplying the melt, and the reducing agent charging section is a turbulence generated in the vicinity of the melt supply section when the melt is supplied. The copper smelting furnace according to claim 5, wherein a metal reducing agent is introduced into the flow region.
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