Procédé pour isoler des métaux utiles de matières zincifères
et four convenant à cette fin.
La présente invention concerne un procédé de traitement métallurgique de matières zincifères provenant d/usines à zinc, entre autres, au moyen d'un four pour en séparer les métaux utiles tant volatils tels que le zinc et le cadmium
que non volatils tels que l'or, l'argent ou le cuivre,
de même qu'un appareil pour l'application du procédé et
se rapporte en particulier à un procédé et à un appareil de trai- <EMI ID=1.1>
la sole inclinée ou en forme de V est alimentée en air par des tuyères qui l'entourent.
Les résidus des usines à zinc sont généralement répartis en deux catégories d'après leur origine, à savoir les rési-
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lixiviation du zinc, à savoir les résidus rouges. D'autres résidus zincifères sont les différentes variétés de poussières, comme celles que déposent les fumées dégagées par les fours, convertisseurs, fours rotatifs et fours analogues utilisés en sidérurgie, les poussières dégagées lors du traitement des minerais de cuivre, les résidus d'hydrolyse, etc. Ces matières zincifères contiennent des métaux utiles, comme le zinc, le fer, le plomb, le cuivre, le cadmium, l'argent et l'or, entre autres. Depuis longtemps, il est apparu intéressant de mettre au point un procédé efficace pour isoler ces métaux de tels résidus en vue tant de l'exploitation rationnelle des ressources que de la prévention des pollutions attribuables aux métaux lourds.
Comme procédés permettant d'isoler les métaux utiles des résidus zincifères, on connaît le procédé à la jarosite et le grillage sulfatant, entre autres, pour les résidus d'hydrométallurgie et résidus analogues, de même qu'un procédé effectué par addition d'un réducteur et réduction dans un four rotatif ou un haut-fourneau pour les résidus de pyrométallurgie.
La Demanderesse a déjà proposé dans sa publication de brevet japonais 6681/1971 un procédé de traitement métallurgie de minerais complexes dans un four,qui est caractérisé en
ce que,pour le traitement d'un minerai complexe comprenant du cuivre, du plomb et du zinc et d'autres métaux utiles dans un four, on diminue l'épaisseur de la couche ou bien on soumet l'a-limentation à un préchauffage ou une cokéfaction préalable,
on souffle de l'air préchauffé ou enrichi en oxygène au voisinage du trou de coulée, on évacue de manière continue la masse fondue sans la laisser s'accumuler sur la sole de façon à faire se dégager une partie des gaz par le trou de coulée et on maintient la zone de fusion à une température de plus de <EMI ID=3.1> tie du fer contenu dans le minerai. La Demanderesse a proposé d'utiliser à cette fin un four conçu pour améliorer non seule- ment l'efficacité de volatilisation du zinc, mais aussi le rendement en plomb métallique et dont les particularités sont qu'il
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de la sole et en dehors de l'atteinte de l'air admis par les
-tuyères, que différentes espèces de minerais mélangés dans un rapport convenable sont admis par les deux côtés du four, que les masses en fusion se constituant au voisinage des tuyères des deux côtés sont évacuées par le trou de coulée du côté qui leur est propre sans se mélanger à l'autre et que ,pour recueillir des oxydes contenant du plomb, de l'étain et du cadmium, de même que de l'oxyde de zinc ou du zinc métallique de haute pureté en une seule passe, une partie des gaz brûlés du four est amenée, lors du préchauffage ou de la cokéfaction du minerai, séparément à l'extérieur du four et mise en contact avec le minerai afin <EMI ID=5.1>
les gaz brûlés sans baisse de la température dans la partie supérieure du four.
Plus récemment, la Demanderesse a proposé dans sa pu- blication de brevet japonais n[deg.] 37889/1973 un procédé métallurgique,suivant lequel on façonne des briquettes d'un résidu pulvérulent de lixiviation du zinc en y ajoutant un réducteur, on
soumet les briquettes résultantes à une cokéfaction dans une
chambre de cokéfaction communiquant avec un four, on admet les briquettes cokéfiées dans le four en couche mince, on admet le vent préchauffé dans le four à la partie intérieure de celui-ci près de la sole et le vent secondaire dans l'espace libre en tête du four, on entretient la température de la surface de la couche de charge et celle de la zone de réaction à une valeur spécifiée par réglage de la quantité de briquettes admises et
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utiles volatils par oxydation et combustion dans l'espace libre et on recueille les métaux utiles non volatils sous forme d'une matte par dégagement ininterrompu au trou de coulée d'une partie du vent admis dans le four.
Toutefois, ces procédés métallurgiques connus exposent aux inconvénients attribuables à un four dont les tuyères sont disposées horizontalement, en l'occurrence ceux indiqués ci-après.
(1) Des différences dans la vitesse de fusion apparaissent entre les deux côtés suivant la longueur du four et sa partie centrale et en particulier la vitesse de fusion des deux côtés tend à diminuer.
(2) Lorsque la résistance des briquettes est insuffisante ou lorsque le débit d'alimentation augmente, il se forme des zones mortes dans lesquelles le vent admis des deux côtés par les tuyères ne parvient pas.
(3) Le colmatage se propage parfois dans les tuyères des deux côtés du four.
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sur un seul côté, la productivité n'excède pas 80 tonnes de minerai par jour et l'augmentation des dimensions,en particulier en longueur, est difficile.
L'invention a donc pour buts ;
de supprimer les inconvénients indiqués ci-dessus des procédés classiques;
de procurer un four comprenant une sole inclinée ou en forme de V, des tuyères disposées au long de la sole, un trou
de coulée destiné à l'évacuation d'une matte et/ou d'un laitier et ménagé au bas des tuyères et des registres dont l'extrémité antérieure est inclinée ou en forme de V de façon à entretenir une réaction métallurgique satisfaisante, même sur
les deux côtés du four, suivant la longueur de celui-ci, et à éliminer les retards de la réaction métallurgique observables dans
le procédé classique;
d'uniformiser la réaction métallurgique dans le four, en
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ment des tuyères inclinées ou en V;
de procurer un four propre à utiliser efficacement la chaleur perdue en conséquence de l'aménagement d'un orifice d'admission d'air secondaire à la partie supérieure du four, d'un dispositif récupérateur de chaleur communiquant avec l'espace libre en tête du four et d'un dispositif récupérateur d'oxyde de zinc communiquant avec le dispositif récupérateur
de chaleur;
de recueillir les métaux utiles volatils avec un rendement élevé en utilisant, comme récupérateur de chaleur ,une chaudière produisant de la vapeur sous haute pression, de même
qu'un filtre à manche, comme récupérateur d'oxyde de zinc pour collecter les métaux, utiles volatils;
de procurer un procédé métallurgique, suivant lequel
on soumet un minerai briqueté à la cokéfaction, on admet le minerai cokéfié dans un four comprenant une sole inclinée ou
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des tuyères disposées au long de la sole de façon à améliorer l'efficacité de fusion par unité de longueur du four et à supprimer des retards de la réaction métallurgique au voisinage des tuyères disposer des deux cotés du four suivant la longueur
de celui-ci afin de séparer et de recueillir de manière satisfai-sante les métaux utiles tant volatils que non volatils;
d'améliorer nettement la récupération de la chaleur sensible des gaz brûlés du four par admission de ces gaz brûlés
dans un récupérateur de chaleur en produisant de la vapeur
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lés, en préchauffant le vent du four -au moyen d'une partie de la vapeur sous haute pression et en produisant de l'électricité
dans un générateur à turbine au moyen du reste de cette vapeur
sous haute pression;
d'augmenter la résistance à l'écrasement des briquettes
et d'améliorer l'efficacité du four en criblant le résidu de la pyrométallurgie du zinc au moyen d'un tamis à mailles de 25 à
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ce mélange et en introduisant ce dernier dans un premier séchoir rotatif pour le soumettre à une action de mélange primaire con-
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lange, après l'action de mélange primaire, dans un second séchoir rotatif avec un résidu d'hydrométallurgie du zinc,d'autres matières zincifères et des fines de houille pour effectuer une ac-
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condaire,dans un broyeur à barres, en malaxant le mélange concassé dans un malaxeur, en briquetant le mélange malaxé et en admettait les briquettes résultantes et les fragments surcali-
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de permettre la conduite de la réaction métallurgique de façon satisfaisante par préchauffage du vent des tuyères
<EMI ID=16.1> ou davantage et par maintien de la température superficielle de
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Dans les dessins annexés:
la Fig. 1 est uns vue en coupe d'un four conforme à l'invention illustrant également l'appareil de cokéfaction;
la Fig. 2 est un diagramme partiel de la relation entre les tuyères et les registres suivant l'invention;
la Fig. 3 est un tableau de marche d'un procédé de l'invention se subdivisant en Fig.3A et 3B;
la Fig. 4 est une vue schématique d'un appareil pour la
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la Fig. 5 est un tableau de marche pour la récupération des calories.
L'invention a pour objet un four qui est muni d'une chambre de cokéfaction avec laquelle il communique et qui présente les particularités que sa sole est inclinée ou en forme
de V, que des tuyères sont agencées au long de la sole et
qu'un trou -de coulée pour l'évacuation du laitier et/ou d'une natte est agencé au bas des tuyères. En raison de cette struc- ,
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celle des fours classiques.
En raison de l'amélioration de l'efficacité métallurgi-
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peur sous haute pression récupérée et à l'admission du vent chaud
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mique s'améliore beaucoup, ce qui constitue un avantage supplémentaire de l'invention.
L'invention est davantage illustrée ci-après avec réfé-rence aux dessins.
La particularité du four de l'invention est que la sole, les tuyères et les registres sont tels que décrits précéder-sent. Ces divers détails sont expliqués ci-après avec référence
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angle a valant quelques degrés. Les tuyères 12 sont agencées au long de la sole. Un trou de coulée 11 est ménagé au bas
de la sole dans le prolongement des tuyères 12 ou un peu plus bas. Les registres 5 sont conçus pour que leurs extrémités antérieures suivent la pente de la sole. Les registres 5 uni- formisent longitudinalement l;épaisseur de la couche de minerai
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tion 3 de la zone de réaction 10,de même que le bas de celle-ci de l'admission des minerais. Le four 6 communique avec une
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constituant le dispositif récupérateur de chaleur,de même qu'avec un filtre à manche constituant le récupérateur de métaux utiles volatils, les gaz brûlés formés par l'oxydation/combustion dans la zone d'oxydation 7 du four que provoque le vent admis par l'orifice d'admission d'air secondaire 8 parvenant jusqu'au filtre à manche 18 par l'espace libre 15, la chaudière 16 et l'échangeur 17, dans l'ordre indiqué.
Pour le traitement de déchets zincifères dans un four du type ci-dessus, il est désirable de façonner les déchets, au cours d'un traitement préalable, en briquettes ayant une haute résistance à l'écrasement. Toutefois, lorsque les déchets traités sont formés par des déchets pyrométallurgiques et des déchets hydrométallurgiques auxquels s'ajoutent d'autres matières zincifères, il est difficile d'obtenir des briquettes de bonne qualité en raison des différences de granulométrie et de teneur en eau des différents constituants.
Suivant le procédé classique de traitement des déchets des différents procédés d'élaboration du zinc, on crible les
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ron 35 mm, on admet la fraction surcalibrée directement dans un <EMI ID=26.1>
on concasse le tout dans un broyeur à deux cylindres, on forme un nouveau mélange, on extrude celui-ci à la pression à vis en un cylindre, on découpe le cylindre extrudé et on fait vieillir
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fois, suivant ce procédé classique, le concassage reste imparfait et se traduit par des inégalités de granulométrie et un malaxage insuffisant. Par conséquent, le malaxage doit se faire dans une extrudeuse à vis parce que l'utilisation de toute autre machine de briquetage provoque des adhérences indésirables ou colmatages. En outre, l'efficacité de malaxage est faible et la résistance à l'écrasement des briquettes résultantes est insuf- fisanteet conduit à une baisse du rendement du four.
En raison des inconvénients des procédés classiques,
il est particulièrement intéressant de façonner comme décrit ci- après les briquettes qui seront soumises au traitement métallur-
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sulfitique à utiliser. Après addition du reste éventuel de la lessive lignosulfitique, le mélange est soumis à une action
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teneur en eau de 18 à 22%. Le mélange séché est ensuite soumis à une action de mélange secondaire dans un second séchoir rota-
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d'a.utres matières zincifères et des fines de houille, jusqu'à ce
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malaxeur et briqueté.
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férence à une partie du tableau de marche de la Fig. 3.
Le résidu pyrométallurgique d'une teneur en eau de 25
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cale ou en cornue horizontale ou le résidu de la distillation électrothermique) est criblé avec un tamis à mailles de 20 à
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ment efficaces. Les fragments grossiers ne doivent pas subir
le briquetage et sont admis directement au four.
Les fines sont temporairement accumulées dans une trémie, puis amenées à un mélangeur à volume constant, par exemple
un mélangeur à palettes au moyen d'un transporteur à débit régulier (TDR) opérant la pesée pendant l'addition de la lessive lignosulfitique. L'admission des fines dans le mélangeur à palettes
est réalisée après mélange intime avec la lessive lignosulfitique poisseuse de manière que cette dernière pénètre autant
que possible dans les pores de ces fines. La quantité de lessive lignosulfitique qu'il convient d'ajouter est celle permet-
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introduite dans le mélangeur à palettes.L'effet de la lessive
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quantité est plus élevée, mais,lorsque la quantité de cette les-
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tes sont friables. Il est doac préférable d'ajuster,âpres le malaxage)la teneur en lessive à environ 18%.
Ensuite, le mélange formé par addition de la lessive lignosulfitique et par malaxage dans le mélangeur à palettes
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de la quantité de lessive à utiliser. Ce premier séchoir rotatif est de préférence chauffé par combustion d'une huile lourde. Le séchage est de préférence exécuté à une température d'admis-
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du flux de gaz.
Le point important lors du séchage primaire dans le premier séchoir rotatif est que le séchage du mélange malaxé est effectué jusqu'à une teneur en eau qui est l'équivalent de la teneur en eau du résidu hydrométallurgique ajouté par après, la lessive lignosulfitique s'incorporant intimement au résidu pyrométallurgique lors du malaxage. Par exemple, lorsque la te-
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an eau du mélange après le séchage primaire est ajustée à en-
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le séchage primaire et celle du résidu hydrométallurgique ajouté par après soient à peu près les mêmes lors de l'exécution de l'action de mélange secondaire en vue d'un briquetage satisfaisant.
Ensuite, le résidu hydrométallurgique et les autres
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de houille sont amenés dans un autre séchoir rotatif pour
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Ces différents constituants sont amenés au sortir de leurs trémies respectives par un transporteur à débit régulier opérant la pesée et ajustés à une teneur totale en carbone de
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nécessaire de respecter un rapport convenable lors du mélange des fines et du résidu hydrométallurgique pour obtenir des bri- <EMI ID=57.1>
que aux fines étant de préférence de 1:1 à 12:1. Il en est ainsi
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de particules de plus de 0,15 mm et un résidu hydrométallurgique relativement fin comprenant 90% de particules de moins
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au rapport de mélange et d'assurer la répartition uniforme
du liant et de l'humidité à la surface des particules du résidu grossier pour que celles-ci s'enrobent du résidu hydrométallur- gique.
Pour ce' qui est de la teneur en carbone, il. est prêté-
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nécessaire pour la réduction des métaux et pour la fusion des constituants du laitier dans le four, en l'occurrence un excès
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quantité de ce métal que contient le résidu de l'élaboration du zinc et est.choisie en fonction de facteurs économiques, mais il suffit qu'elle soit de plus de 10%. Les poussières recueillies en sidérurgie et des constituants semblables sont des . additifs secondaires qui ne sont pas indispensables.
Ainsi, la teneur en eau des constituants est abaissée
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chage secondaire et de plus le mélange formé lors de l'action
de mélange primaire et les constituants supplémentaires, à savoir le résidu hydrométallurgique, entre autres, sont mélangés intimement . Le séchage dans le second séchoir est exécuté dans les marnes conditions et dans un séchoir rotatif du même genre que pour le premier séchage. Lorsque la teneur en eau
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mélange devient tellement élevée que le malaxage s'accompagne
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sistance à l'écrasement des briquettes diminue, ce qui favorise leur fragmentation de sorte qu'il est préférable de sécher le mélange jusqu'à atteindre une teneur en eau de 17% et d'opérer
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Alors que,dans le procédé classique, il n'est possible d'utiliser qu'une calandre ou un appareil analogue, le procédé
de l'invention permet d'utiliser un broyeur tel qu'un broyeur
à barres, entre autres, qui pulvérise les grains grossiers du mélange jusque une granulométrie voisine de celle du résidu bydrométa.llurgique, l'uniformité de granulométrie ainsi réalisée. ayant un effet favorable sur l'incorporation et le briquetage..
Ensuite, le mélange pulvérisé est malaxé à l'aide d'un malaxeur, par exemple à meule, qui en augmente la densité jusqu'à une densité apparente de 1,5 au sortir du malaxeur à meule alors que la densité apparente de l'alimentation est de 1,0, ce qui se traduit par une augmentation de la solidité des briquettes.
Le briquetage du mélange malaxé est décrit ci-après.
En premier lieu, le mélange malaxé est façonné en briquettes ayant, par exemple, des dimensions de 80 mm x 50 mm x 35 mm et un poids unitaire de 220 g dans une presse à deux paires de cylindres d'un diamètre intérieur de 1 m et d'une largeur de 0,3 m comportant
170 évidements. Suivant la résistance que doivent avoir les briquettes, la pression exercée est de 2 à 3 tonnes par cm courant. Les briquettes ainsi pressées sont soumises au vieillissement à la température ambiante sur un transporteur de vieillissement pendant environ 30 minutes et sont introduites alors dans le four.
De cette façon, les briquettes atteignent une résistance
à l'écrasement de 30 à 100 kg et se prêtent à la fusion dans un four. Toutefois, le traitement préalable décrit ci-dessus pour
les briquettes ne constitue qu'une forme de réalisation. En
effet, l'alimentation soumise au procédé métallurgique n'est pas nécessairement formée du mélange briqueté ci-dessus et peut comprendre divers minerais briquetés, minerais à fragments, etc.
Un mode de conduite de la cokéfaction du mélange briqueté ci-dessus au moyen d'une partie des gaz brûlés du four
et la conduite de l'opération métallurgique sur le mélange cokéfié sont décrits ci-après.
Le mélange ou minerai briqueté est amené à la trémie 2 agencée au-dessus d'un prolongement de la zone de cokéfaction par le transporteur vibrant 1.Cette trémie 2 ferme le four par un amas de briquettes et en rend ainsi l'intérieur étanche àl'air. Ensuite, les briquettes descendent graduellement dans la
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gaz brûlés du four tandis que leur résistance augmente et que leur humidité et les constituants volatils sont éliminés. La zone de cokéfaction 3 est délimitée par des parois que refroidit une circulation d'eau. Les gaz brûlés de la zone de cokéfaction 3
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tie des gaz brûlés du four pénètre dans la zone de cokéfaction 3 du fait que le four est maintenu en surpression et chauffe ainsi. les briquettes. Le carneau de dérivation 4 communique avec
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gaz brûlés sont mélangés avec le courant principal de gaz brû-
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quantité de gaz brûlés traversant la zone de cokéfaction 3 en conséquence d'une augmentation ou d'une dimension de la surpression dans le four et, par exemple par maintien de la prèssion interne dans la partie supérieure du four dans l'intervalle de
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:rection idéale.
Les briquettes à présent cokéfiées pénètrent de manière
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cependant que l'épaisseur de la couche qu'elles forment est impo-sée sur toute la longueur du four par les registres 5 en fer
à circulation d'eau. Les briquettes débitées dans le four 6 glissent sur le flanc oblique 9 du côté des tuyères 12, tandis que leur température s'élève encore.dans le courant ascendant de gaz et,dès que le zinc se volatilise par réduction, elles descendent dans le four et y sont maintenues à une température
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latilisation du zinc et la combustion du carbone, le fer des
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s'accumule au bas du four, tandis que le reste se consume par
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une petite quantité qui se trouve en état de semi-fusion et qui
est évacuée par le trou de coulée 11. Lorsque le fer métallique accumulé au bas du four atteint un niveau voisin de celui des tuyères, il s'oxyde en raison du vent que débitent les tuyères
12 et l'oxyde ferreux résultant disparaît par fusion dans la
scorie et est évacué par le trou de coulée 11 de sorte que la
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tout instant. Du fait que la surface de la sole recouverte de
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,Ii
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coule en direction du trou de coulée 11 en couche mince à la surface; de la sole. Pendant l'écoulement, la masse en fusion est agitée par
.
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métallique de la sole de même qu'au contact du monoxyde de carbone de sorte que le zinc, le cadmium et le plomb se volatilisent, le résidu de la masse en fusion étant évacué dans la
poche il+ par le trou de coulée 11 alimentant la goulotte 13.
Un certain nombre de tuyères 12 sont alignées suivant un
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mais n'est pas particulièrement critique. Le nombre de tuyères dépend de l'importance du vent nécessaire pour élaborer les métaux des constituants contenus dans les briquettes et la vitesse du vent préchauffé entrant par les tuyères est de préférence de
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registres sont également inclinés suivant la ligne de tuyères.
Suivant une particularité de l'invention, les tuyères forment un alignement oblique. En raison de cette inclinaison, un ralentissement de la réaction métallurgique en conséquence d'une augmentation de l'alimentation au voisinage des tuyères sur les côtés au long du four et qui ferait apparaître des zones
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Toutefois, si l'angle formé entre la rangée de tuyères et le plan horizontal est trop important, la réaction métallurgique sur Les deux côtés du four devient plus intense qu'au milieu qui est alors l'endroit auquel la réaction tend à ralentir.
Dans le cas d'un four classique en forme de demi-cuve, '. une augmentation de la longueur du four entraîne un ralentissement de la réaction métallurgique près des tuyères en raison. d'une formation peu satisfaisante de la scorie et de la matte et finalement il en résulte une interruption totale de la réaction de sorte qu'il est difficle d'augmenter la dimension de
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res permet suivant l'invention d'exécuter de manière satisfaisante la réaction métallurgique au niveau de chaque tuyère, de sorte qu'il n'est pas nécessaire d'amoindrir l'épaisseur de la couche de minerai. Cette particularité est propre à l'invention.
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ment, du fer métallique à l'état de demi-fusion s'échappe du <EMI ID=89.1>
trou de coulée 11. Toutefois, du fait que du vent est admis dans le four par des tuyères 12 et qu'une partie de ce vent s'échappe toujours par le trou de coulée 11, l'oxydation du fer métallique a lieu au trou de coulée 11 de même que dans la goulotte 13 de sorte que le colmatage de la sortie du four par accumulation de fer métallique et débordement de fer métallique dans la poche 14 n'a pas lieu. De la matte comprenant 5% de
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est transportée séparément jusqu'à des granulateurs hydrauliques.
Entretenus, du gaz à haute température contenant de la vapeur de zinc qui s'est élevé à travers la couche de minerai. dans le four 6 se dégage à la surface de cette couche et subi
une oxydation dans la zone d'oxydation 7 par l'air que débite l'orifice d'admission d'air secondaire 8 dans la zone d'oxydation
7. Simultanément, les sulfures métalliques volatilisés dans le four 6, c'est-à-dire les sulfures volatils., comme ceux de plomb, d'étain, de cadmium, etc.,sont oxydés également. Tous ces com-
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tête du four sous la forme d'un gaz à une température de 1.100
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récupérateur de chaleur et qui communique avec l'espace libre 15' en tête du four. Dans la chaudière 16, les gaz à une température élevée sont refroidis jusqu'à environ 300[deg.]C, après quoi
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dans l'échangeur à serpentin 17, puis mélangés avec les gaz brûlés dérivés par le carneau et avec de l'air froid pour se trouver à 100-110[deg.]C à l'entrée du filtre à manche 18 dans lequel
les oxydes des métaux volatils intéressants, comme l'oxyde de zinc,sont collectés. Lorsqu'il est désirable de collecter du zinc métallique, le débit d'air dans l'orifice d'admission d'air
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tie des gaz brûlés.
L'espace libre 15 en tête du four est une chambre de combustion pour les métaux volatils, comme le zinc;notamment poux les sulfures métalliques et pour le monoxyde de carbone et constitue simultanément une chambre de précipitation pour les poussières et est donc réalisé suffisamment vaste pour pouvoir améliorer la qualité de l'oxyde de zinc: qui se forme. D'autre part, cet espace libre 15 communique avec la chaudière
16 pour laquelle il joue le rôle d'une source de rayonnement calorifique.
La récupération de la chaleur des gaz brûlés chauds
<EMI ID=96.1> <EMI ID=97.1> la -vapeur du minerai et de l'électricité et les flèches en pointillés indiquent le passage des gaz et de l'air.Comme il ressort de la figure, les gaz brûlés environ 1.2�0[deg.]C quittant le four 6 subissent un échange de chaleur dans la chaudière 16 et y
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raison de 140 à 180 tonnes/par tonne de carbone brûlé. Après l'échange de chaleur,, les gaz brûlés passent dans l'échangeur
à serpentin 17 indiqué précédemment. La vapeur sous haute pression est introduite dans le préchauffeur d'air à vapeur 19 où
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par les tuyères 12. Une fraction de la vapeur sous haute pression produite dans la chaudière 16 alimente le turboalterna-
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kg de vapeur.
Des conditions importantes pour le procédé métallurgique faisant l'objet de l'invention sont la carbonisation et le préchauffage des briquettes ayant une résistance suffisante dans la zone de cokéfaction, l'amélioration du rendement de la sole et le maintien de l'uniformité du vent des tuyères agencées en oblique suivant la longueur du four. Dans ces conditions, la longueur du four peut être augmentée beaucoup et les sulfures métalliques, la vapeur de zinc et le monoxyde de carbone, entre autres,peuvent être oxydés et brûlés par l'air secondaire dans 1-e vaste espace libre en tête du four et le minerai peut être maintenu à une température élevée en raison de la chaleur dégagée dans la zone de réaction par l'oxydation et la combustion.
Du fait que le four comprend un système régulateur qui maintient une couche de minerai à une température élevée et qui agit sur la quantité de gaz brûlés qui peut circuler dans la zone de cokéfaction (rapport de dérivation) ,de même que sur la pression régnant dans le four, la température du minerai admis au four se maintient à une valeur de 500 à 700[deg.]C., tandis que la température.dans la zone de réaction est de plus de 1.300[deg.]C. De
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vent des tuyères, l'agencement des tuyères à proximité de la sole et l'évacuation ininterrompue de la masse fondue sans que celle-ci puisse s'accumuler dans le four assurent un fonctionnement idéal à celui-ci.
<EMI ID=102.1>
de tuyères sur un seul côté ou sur les deux. Toutefois, dans le second cas, l'efficacité du vent augmente particulièrement, mais la sole doit comprendre à sa partie médiane une crête en brique, comme dans d'autres fours, ce qui entraîne des difficultés d'évacuation des gaz brûlés.
Comne il ressort de la description ci-dessus, le vent émis par les tuyères uniformise la réaction métallurgique dans
<EMI ID=103.1>
<EMI ID=104.1>
cifères.
L'invention est illustée par l'exemple suivant. EXEMPLE.-
On trouvera ci-après l'analyse indiquant les teneurs en métaux utiles du résidu utilisé, entre autres.
<EMI ID=105.1>
<EMI ID=106.1>
<EMI ID=107.1>
qu'on a criblé au tamis oscillant à mailles de 35 mm (pression faible, nappe unique, capacité de 100 tonnes par heure, lon-
<EMI ID=108.1>
tonnes par jour de fines (à savoir 32,8% de l'alimentation com-
<EMI ID=109.1>
quantité totale de lessive lignosulfitique utilisée) dans un mélangeur à palettes (60 tours par minute, capacité de 30 tonnes
<EMI ID=110.1>
deux rangées) en ajoutant la lessive lignosulfitique aux fines
de Manière qu'elle imbibe convenablement les fines. Ensuite, on intrc duit Le mélange résultant dans le premier séchoir rotatif chauffé
<EMI ID=111.1>
écoulement parallèle). A ce moment, on ajoute le reste de la lessive lignosulfitique au mélange de manière que la quantité de
<EMI ID=112.1>
tonnes, teneur en solides.-9,3 tonnes) et on poursuit le mélange pour faire pénétrer la lessive lignosulfitique dans la surface poreuse du résidu, cependant qu'on ajuste la température des gaz à l'entrée du séchoir à 750[deg.]C afin d'atteindre au sortir une
<EMI ID=113.1>
Ensuite, on introduit le mélange quittant le premier
<EMI ID=114.1>
<EMI ID=115.1>
d'électrolyse du zinc (teneur en eau: 20%, granulométrie: 90%
<EMI ID=116.1> <EMI ID=117.1>
par leur appareil d'alimentation à pesée respectif réglé de manière que le minerai alimentant le four comprenne 20% de car-
<EMI ID=118.1>
température à l'entrée du .four à 700[deg.]C, on effectue un mélange à sec intime. En conséquence, après le second séchage,
<EMI ID=119.1>
Au sortir du second séchoir, on introduit le mélange
<EMI ID=120.1>
<EMI ID=121.1>
<EMI ID=122.1>
pas à l'intérieur du broyeur à barres après un fonctionnement sans interruption pendant 2.000 heures. Le broyeur à barres achève
la pulvérisation du mélange et amène la granulométrie
des grains relativement grossiers du résidu de la métallurgie
par voie sèche à peu près à celle des résidus d'électrolyse du zinc
(résidu rouge), de même que la pénétration de la lessive lignosulfitique dans l'ensemble du mélange, ce qui empêche le colmatage ou l'incrustation du résidu rouge à l'intérieur du broyeur à bar- res par mélange du résidu de lixiviation avec la lessive sulfitique dense.
Le mélange ainsi traité est alors soigneusement malaxe dans un malaxeur à meule (deux meules, chacune d'un diamètre de
<EMI ID=123.1>
<EMI ID=124.1>
<EMI ID=125.1>
d'eau à raison de 0 à 100 litres par minute pendant le malaxage.
On conserve le mélange ainsi malaxé dans une trémie
<EMI ID=126.1>
on l'amène à cinq presses à briqueter à cylindres (deux paires de cylindres, chacun d'un diamètre intérieur de 1 m et d'une largeur de 0,3 m comportant 170 évidements) pour mouler des briquettes ovales <EMI ID=127.1>
pression de 3 tonnes par cm, le débit de briquettes étant de
<EMI ID=128.1>
<EMI ID=129.1>
Par admission de 180 tonnes de ces briquettes avec 30 ton- nés de gros fragments par jour dans la zone formant trémie au moyen du transporteur vibrant,puis par descente dans la zone de cokéfac-
<EMI ID=130.1>
<EMI ID=131.1>
<EMI ID=132.1>
On soutire sans interruption la classe fondue dans une poche à l'extérieur du four de manière à séparer la matte de la scorie. Les gaz brûlés quittent le four à 1.250[deg.]C. On les
<EMI ID=133.1>
<EMI ID=134.1>
manche pour recueillir de l'oxyde de zinc grossier. Dans ces conditions, la production peut atteindre 210 tonnes par jour
<EMI ID=135.1>
<EMI ID=136.1>
type classique.
Il ressort d'un examen du tableau que la rendement du
<EMI ID=137.1>
sique..
<EMI ID=138.1>
<EMI ID=139.1>
<EMI ID=140.1>
<EMI ID=141.1>
<EMI ID=142.1>
<EMI ID=143.1>
REVENDICATIONS
<EMI ID=144.1>
tière zincifère, caractérisé en ce qu'il comprend une sole inclinée ou en V, des tuyères réparties au long de la sole, un trou de coulée pour évacuer de la matte et/ou de la scorie, le trou de coulée étant disposé au bas de la sole, et des registres
<EMI ID=145.1>
registres étant agencé en fonction de la position des tuyères.
Method for isolating useful metals from zinciferous materials
and oven suitable for this purpose.
The present invention relates to a process for the metallurgical treatment of zinciferous materials from zinc factories, among others, by means of a furnace to separate therefrom both useful volatile metals such as zinc and cadmium.
that non-volatiles such as gold, silver or copper,
as well as an apparatus for the application of the process and
relates in particular to a method and apparatus for processing <EMI ID = 1.1>
the inclined or V-shaped hearth is supplied with air by the nozzles which surround it.
Zinc plant residues are generally divided into two categories according to their origin, namely residues.
<EMI ID = 2.1>
zinc leaching, i.e. red tailings. Other zinc-bearing residues are the different varieties of dust, such as that deposited by the fumes given off by furnaces, converters, rotary kilns and similar furnaces used in the steel industry, the dust given off during the treatment of copper ores, hydrolysis residues , etc. These zinciferous materials contain useful metals, such as zinc, iron, lead, copper, cadmium, silver, and gold, among others. For a long time, it has appeared interesting to develop an effective process for isolating these metals from such residues with a view to both the rational exploitation of resources and the prevention of pollution attributable to heavy metals.
As processes for isolating useful metals from zinc-bearing residues, the jarosite process and sulphating roasting are known, among others, for hydrometallurgical residues and the like, as well as a process carried out by adding a reducer and reduction in a rotary kiln or blast furnace for pyrometallurgical residues.
The Applicant has already proposed in its Japanese patent publication 6681/1971 a process for the metallurgical treatment of complex ores in a furnace, which is characterized by
that, for the treatment of a complex ore comprising copper, lead and zinc and other useful metals in a furnace, the thickness of the layer is reduced or else the feed is subjected to preheating or prior coking,
preheated or oxygen-enriched air is blown in the vicinity of the taphole, the molten mass is continuously evacuated without letting it accumulate on the hearth so as to release some of the gases through the taphole and maintaining the melting zone at a temperature greater than <EMI ID = 3.1> of the iron contained in the ore. The Applicant has proposed to use for this purpose a furnace designed to improve not only the efficiency of volatilization of zinc, but also the yield of metallic lead and whose particularities are that it
<EMI ID = 4.1>
of the sole and outside the reach of the air admitted by the
-pipes, that different species of ores mixed in a suitable ratio are admitted by the two sides of the furnace, that the molten masses constituting in the vicinity of the nozzles on both sides are discharged through the taphole on their own side without mix with each other and that, to collect oxides containing lead, tin and cadmium, as well as zinc oxide or high purity metallic zinc in a single pass, part of the gases burnt from the furnace is brought, during the preheating or coking of the ore, separately outside the furnace and brought into contact with the ore so <EMI ID = 5.1>
the burnt gases without lowering the temperature in the upper part of the oven.
More recently, the Applicant has proposed in its Japanese patent publication n [deg.] 37889/1973 a metallurgical process, according to which briquettes are formed from a pulverulent residue from the leaching of zinc by adding thereto a reducing agent.
subjects the resulting briquettes to coking in a
coking chamber communicating with an oven, the coked briquettes are admitted into the oven in a thin layer, the preheated wind in the oven is admitted to the interior part thereof near the hearth and the secondary wind in the free space in head of the furnace, the temperature of the surface of the filler layer and that of the reaction zone are maintained at a specified value by adjusting the quantity of briquettes admitted and
<EMI ID = 6.1>
useful volatiles by oxidation and combustion in the headspace and the useful non-volatile metals are collected in the form of a matte by uninterrupted release at the taphole of part of the vent admitted into the furnace.
However, these known metallurgical processes expose the drawbacks attributable to a furnace whose nozzles are arranged horizontally, in this case those indicated below.
(1) Differences in the melting speed appear between the two sides depending on the length of the furnace and its central part and in particular the melting speed of the two sides tends to decrease.
(2) When the strength of the briquettes is insufficient or when the feed rate increases, dead zones are formed in which the wind admitted from both sides by the nozzles does not reach.
(3) The clogging sometimes spreads through the nozzles on both sides of the furnace.
<EMI ID = 7.1>
on one side, the productivity does not exceed 80 tons of ore per day, and the increase in dimensions, especially in length, is difficult.
The aims of the invention are therefore;
to eliminate the drawbacks indicated above of the conventional methods;
to provide a furnace comprising an inclined or V-shaped hearth, nozzles arranged along the hearth, a hole
of casting intended for the evacuation of a matte and / or of a slag and arranged at the bottom of the nozzles and the registers whose front end is inclined or V-shaped so as to maintain a satisfactory metallurgical reaction, even on
the two sides of the furnace, according to the length of this one, and to eliminate the delays of the metallurgical reaction observable in
the conventional process;
to standardize the metallurgical reaction in the furnace,
<EMI ID = 8.1>
ment inclined or V nozzles;
to provide a clean oven to efficiently use the waste heat as a result of the provision of a secondary air inlet at the top of the oven, a heat recovery device communicating with the head free space of the oven and of a zinc oxide recovery device communicating with the recovery device
heat;
to collect the volatile useful metals with a high efficiency by using, as heat recovery, a boiler producing steam under high pressure, likewise
a bag filter, as a recuperator of zinc oxide to collect metals, useful volatiles;
to provide a metallurgical process, according to which
a briquetted ore is subjected to coking, the coked ore is admitted in a furnace comprising an inclined floor or
<EMI ID = 9.1>
nozzles arranged along the hearth so as to improve the melting efficiency per unit length of the furnace and to eliminate delays in the metallurgical reaction in the vicinity of the nozzles having both sides of the furnace along the length
thereof in order to separate and collect in a satisfactory manner the useful metals, both volatile and non-volatile;
significantly improve the recovery of the sensible heat of the burnt gases of the furnace by admitting these burnt gases
in a heat recovery unit by producing steam
<EMI ID = 10.1>
strips, by preheating the furnace wind - by means of part of the steam under high pressure and by producing electricity
in a turbine generator using the remainder of this steam
under high pressure;
increase the resistance to crushing briquettes
and to improve the efficiency of the furnace by screening the residue from zinc pyrometallurgy using a 25 to 25 mesh sieve.
<EMI ID = 11.1>
this mixture and introducing the latter into a first rotary dryer to subject it to a primary mixing action
<EMI ID = 12.1>
mixture, after the action of primary mixing, in a second rotary dryer with a residue of hydrometallurgy of zinc, other zinciferous materials and coal fines to effect an ac-
<EMI ID = 13.1>
<EMI ID = 14.1>
condaire, in a bar mill, kneading the crushed mixture in a kneader, briquetting the kneaded mixture and admitting the resulting briquettes and overcalized fragments.
<EMI ID = 15.1>
to allow the metallurgical reaction to be carried out satisfactorily by preheating the wind from the nozzles
<EMI ID = 16.1> or more and by maintaining the surface temperature of
<EMI ID = 17.1>
In the accompanying drawings:
Fig. 1 is a sectional view of an oven according to the invention also illustrating the coking apparatus;
Fig. 2 is a partial diagram of the relationship between the nozzles and the registers according to the invention;
Fig. 3 is a flow chart of a method of the invention subdivided into Fig.3A and 3B;
Fig. 4 is a schematic view of an apparatus for
<EMI ID = 18.1>
Fig. 5 is a calorie recovery walking chart.
The subject of the invention is an oven which is provided with a coking chamber with which it communicates and which has the particularities that its base is inclined or shaped.
of V, that nozzles are arranged along the sole and
a tap-hole for discharging the slag and / or a mat is arranged at the bottom of the nozzles. Due to this struc-,
<EMI ID = 19.1>
that of conventional ovens.
Due to the improved metallurgical efficiency
<EMI ID = 20.1>
fear under high pressure recovered and admission of hot wind
<EMI ID = 21.1>
mique improves greatly, which constitutes a further advantage of the invention.
The invention is further illustrated below with reference to the drawings.
The peculiarity of the furnace of the invention is that the sole, the nozzles and the registers are as described above. These various details are explained below with reference
<EMI ID = 22.1>
angle has a few degrees. The nozzles 12 are arranged along the sole. A tap hole 11 is made at the bottom
of the sole in the extension of the nozzles 12 or a little lower. The registers 5 are designed so that their front ends follow the slope of the sole. 5 registers longitudinally uniformize the thickness of the ore layer
<EMI ID = 23.1>
tion 3 of the reaction zone 10, as well as the bottom of it of the ore inlet. Oven 6 communicates with a
<EMI ID = 24.1>
constituting the heat recovery device, as well as with a bag filter constituting the recovery of volatile useful metals, the burnt gases formed by the oxidation / combustion in the oxidation zone 7 of the furnace caused by the wind admitted by the 'secondary air intake port 8 reaching the bag filter 18 through the free space 15, the boiler 16 and the exchanger 17, in the order shown.
For the treatment of zinc-bearing waste in a furnace of the above type, it is desirable to shape the waste, during pretreatment, into briquettes having high crush strength. However, when the treated waste is formed by pyrometallurgical waste and hydrometallurgical waste to which other zinciferous materials are added, it is difficult to obtain briquettes of good quality because of the differences in particle size and water content of the different constituents.
Following the conventional process for treating waste from the various zinc production processes, the
<EMI ID = 25.1>
ron 35 mm, we admit the supercalibrated fraction directly in an <EMI ID = 26.1>
it is crushed in a two-roll mill, a new mixture is formed, it is extruded under screw pressure into a cylinder, the extruded cylinder is cut and aged
<EMI ID = 27.1>
Sometimes, according to this conventional process, the crushing remains imperfect and results in inequalities of particle size and insufficient mixing. Therefore, the mixing must be done in a screw extruder because the use of any other briquetting machine causes unwanted adhesions or blockages. Further, the kneading efficiency is low and the crush resistance of the resulting briquettes is insufficient and leads to a decrease in the efficiency of the furnace.
Due to the drawbacks of conventional processes,
it is particularly advantageous to shape as described below the briquettes which will be subjected to the metallur-
<EMI ID = 28.1>
<EMI ID = 29.1>
<EMI ID = 30.1>
sulfite to use. After addition of any remaining lignosulphite lye, the mixture is subjected to an action
<EMI ID = 31.1>
water content from 18 to 22%. The dried mixture is then subjected to a secondary mixing action in a second rotary dryer.
<EMI ID = 32.1>
of other zinciferous material and coal fines, until
<EMI ID = 33.1>
<EMI ID = 34.1>
mixer and briquet.
<EMI ID = 35.1>
reference to part of the chart of Fig. 3.
The pyrometallurgical residue with a water content of 25
<EMI ID = 36.1>
wedge or horizontal retort or the residue from the electrothermal distillation) is screened with a 20 to 20 mesh sieve.
<EMI ID = 37.1>
<EMI ID = 38.1>
effectively. Coarse fragments should not be subjected to
brickwork and are admitted directly to the oven.
The fines are temporarily accumulated in a hopper, then fed to a constant volume mixer, for example
a paddle mixer by means of a regular flow conveyor (TDR) operating the weighing during the addition of the lignosulphite lye. Admission of fines into the paddle mixer
is carried out after intimate mixing with the sticky lignosulphite lye so that the latter penetrates as much
as possible in the pores of these fine. The quantity of lignosulphite lye that should be added is that which allows
<EMI ID = 39.1>
<EMI ID = 40.1>
<EMI ID = 41.1>
introduced into the paddle mixer.The effect of the detergent
<EMI ID = 42.1>
quantity is greater, but, when the quantity of this les-
<EMI ID = 43.1>
<EMI ID = 44.1>
your are crumbly. After mixing, it is preferable to adjust the lye content to about 18%.
Then the mixture formed by adding the lignosulphite lye and kneading in the paddle mixer
<EMI ID = 45.1>
<EMI ID = 46.1>
the amount of detergent to use. This first rotary dryer is preferably heated by combustion of a heavy oil. The drying is preferably carried out at an inlet temperature.
<EMI ID = 47.1>
gas flow.
The important point during the primary drying in the first rotary dryer is that the drying of the kneaded mixture is carried out to a water content which is equivalent to the water content of the hydrometallurgical residue added afterwards, the lignosulphite lye s' incorporating intimately into the pyrometallurgical residue during mixing. For example, when te-
<EMI ID = 48.1>
the water in the mixture after the primary drying is adjusted to
<EMI ID = 49.1>
<EMI ID = 50.1>
<EMI ID = 51.1>
<EMI ID = 52.1>
the primary drying and that of the hydrometallurgical residue added thereafter are about the same when performing the secondary mixing action for satisfactory briquetting.
Then, the hydrometallurgical residue and the other
<EMI ID = 53.1>
of hard coal are fed into another rotary dryer to
<EMI ID = 54.1>
These different constituents are brought out of their respective hoppers by a regular flow conveyor operating the weighing and adjusted to a total carbon content of
<EMI ID = 55.1>
<EMI ID = 56.1>
necessary to respect a suitable ratio when mixing the fines and the hydrometallurgical residue to obtain bri- <EMI ID = 57.1>
than with fines being preferably from 1: 1 to 12: 1. It's like that
<EMI ID = 58.1>
particles larger than 0.15 mm and a relatively fine hydrometallurgical residue comprising 90% less particles
<EMI ID = 59.1>
to the mixing ratio and ensure uniform distribution
binder and moisture on the surface of the coarse residue particles to coat them with the hydrometallurgical residue.
As for the carbon content, it. is ready-
<EMI ID = 60.1>
necessary for the reduction of metals and for the melting of the constituents of the slag in the furnace, in this case an excess
<EMI ID = 61.1>
quantity of this metal which the residue of the production of zinc contains and is chosen on the basis of economic factors, but it is sufficient that it is more than 10%. Dust collected in the steel industry and similar constituents are. secondary additives which are not essential.
Thus, the water content of the constituents is lowered
<EMI ID = 62.1>
secondary chage and moreover the mixture formed during the action
of primary mixture and the additional constituents, namely the hydrometallurgical residue, among others, are thoroughly mixed. The drying in the second dryer is carried out under the marl conditions and in a rotary dryer of the same type as for the first drying. When the water content
<EMI ID = 63.1>
mixture becomes so high that mixing is accompanied
<EMI ID = 64.1>
The crushing resistance of the briquettes decreases, which favors their fragmentation so that it is preferable to dry the mixture until reaching a water content of 17% and to operate
<EMI ID = 65.1>
While in the conventional process it is only possible to use a calender or the like, the process
of the invention allows the use of a crusher such as a crusher
bar, among others, which pulverizes the coarse grains of the mixture to a particle size close to that of the bydrométa.llurgique residue, the uniformity of particle size thus achieved. having a favorable effect on incorporation and brickwork.
Then, the pulverized mixture is kneaded using a kneader, for example a grinding wheel, which increases the density to an apparent density of 1.5 at the exit of the grinding wheel mixer while the bulk density of the feed is 1.0, which results in an increase in the strength of the briquettes.
The briquetting of the kneaded mixture is described below.
First, the kneaded mixture is shaped into briquettes having, for example, dimensions of 80 mm x 50 mm x 35 mm and a unit weight of 220 g in a press with two pairs of cylinders with an internal diameter of 1 m. and a width of 0.3 m comprising
170 recesses. Depending on the resistance that the briquettes must have, the pressure exerted is 2 to 3 tons per running cm. The briquettes thus pressed are subjected to aging at room temperature on an aging conveyor for about 30 minutes and are then introduced into the oven.
In this way, the briquettes reach a resistance
to crush from 30 to 100 kg and lend themselves to melting in a furnace. However, the pre-treatment described above for
briquettes are only one embodiment. In
Indeed, the feed subjected to the metallurgical process is not necessarily formed from the above briquetted mixture and may include various briquetted ores, fragment ores, etc.
A method of carrying out the coking of the above briquetted mixture by means of a portion of the flue gases from the furnace
and the conduct of the metallurgical operation on the coked mixture are described below.
The mixture or briquetted ore is brought to the hopper 2 arranged above an extension of the coking zone by the vibrating conveyor 1. This hopper 2 closes the furnace with a mass of briquettes and thus makes the interior airtight. 'air. Then the briquettes gradually descend into the
<EMI ID = 66.1>
<EMI ID = 67.1>
burnt gases from the furnace as their resistance increases and their moisture and volatile constituents are removed. The coking zone 3 is delimited by walls which are cooled by circulating water. Burnt gases from coking zone 3
<EMI ID = 68.1>
Tie of the burnt gases from the furnace enters the coking zone 3 due to the fact that the furnace is maintained at overpressure and thus heats up. briquettes. The branch pipe 4 communicates with
<EMI ID = 69.1>
burnt gases are mixed with the main stream of burnt gas
<EMI ID = 70.1>
quantity of burnt gas passing through the coking zone 3 as a consequence of an increase or a dimension of the overpressure in the furnace and, for example by maintaining the internal pressure in the upper part of the furnace in the range of
<EMI ID = 71.1>
: ideal rection.
The briquettes which are now coked penetrate so
<EMI ID = 72.1>
however that the thickness of the layer they form is imposed over the entire length of the oven by the iron registers 5
with water circulation. The briquettes debited in the furnace 6 slide on the oblique flank 9 on the side of the nozzles 12, while their temperature rises further in the upward current of gas and, as soon as the zinc volatilizes by reduction, they descend into the furnace and are kept there at a temperature
<EMI ID = 73.1>
the use of zinc and the combustion of carbon, iron from
<EMI ID = 74.1>
accumulates at the bottom of the oven, while the rest is consumed by
<EMI ID = 75.1>
a small quantity which is in a state of semi-fusion and which
is evacuated through the tap hole 11. When the metallic iron accumulated at the bottom of the furnace reaches a level close to that of the nozzles, it oxidizes due to the wind which the nozzles are blowing.
12 and the resulting ferrous oxide melts away in the
slag and is discharged through the tap hole 11 so that the
<EMI ID = 76.1>
any time. Due to the fact that the sole surface covered with
<EMI ID = 77.1>
<EMI ID = 78.1>
<EMI ID = 79.1>
, II
<EMI ID = 80.1>
flows towards the taphole 11 in a thin layer on the surface; sole. During the flow, the molten mass is stirred by
.
<EMI ID = 81.1>
metal of the hearth as well as in contact with carbon monoxide so that the zinc, cadmium and lead volatilize, the residue of the molten mass being discharged into the
il + pocket through the tap hole 11 feeding the chute 13.
A number of nozzles 12 are aligned along a
<EMI ID = 82.1>
<EMI ID = 83.1>
but is not particularly critical. The number of nozzles depends on the magnitude of the wind necessary to develop the metals of the constituents contained in the briquettes and the speed of the preheated wind entering through the nozzles is preferably
<EMI ID = 84.1>
registers are also inclined along the line of nozzles.
According to a feature of the invention, the nozzles form an oblique alignment. Due to this inclination, a slowing down of the metallurgical reaction as a consequence of an increase in the feed in the vicinity of the tuyeres on the sides along the furnace and which would reveal zones
<EMI ID = 85.1>
<EMI ID = 86.1>
However, if the angle formed between the row of nozzles and the horizontal plane is too large, the metallurgical reaction on both sides of the furnace becomes more intense than in the middle which is then the place at which the reaction tends to slow down.
In the case of a conventional oven in the form of a half-tank, '. an increase in the length of the furnace causes a slowdown in the metallurgical reaction near the nozzles due. unsatisfactory formation of slag and matte and ultimately a complete interruption of the reaction results so that it is difficult to increase the size of
<EMI ID = 87.1>
res allows according to the invention to perform satisfactorily the metallurgical reaction at each nozzle, so that it is not necessary to reduce the thickness of the ore layer. This feature is specific to the invention.
<EMI ID = 88.1>
ment, metallic iron in the half-molten state escapes from <EMI ID = 89.1>
taphole 11. However, because wind is admitted into the furnace through nozzles 12 and part of this wind always escapes through taphole 11, oxidation of the metallic iron takes place at the taphole. casting 11 as well as in the chute 13 so that the clogging of the outlet of the furnace by accumulation of metallic iron and overflow of metallic iron into the ladle 14 does not take place. Matte comprising 5% of
<EMI ID = 90.1>
<EMI ID = 91.1>
is transported separately to hydraulic granulators.
Maintained, high temperature gas containing zinc vapor that rose through the ore layer. in the oven 6 emerges at the surface of this layer and suffered
oxidation in the oxidation zone 7 by the air delivered by the secondary air inlet 8 into the oxidation zone
7. Simultaneously, the metal sulphides volatilized in the furnace 6, that is to say the volatile sulphides, such as those of lead, tin, cadmium, etc., are also oxidized. All these com-
<EMI ID = 92.1>
furnace head in the form of a gas at a temperature of 1.100
<EMI ID = 93.1>
heat recovery unit and which communicates with the free space 15 'at the top of the furnace. In boiler 16, the gases at an elevated temperature are cooled to about 300 [deg.] C, after which
<EMI ID = 94.1>
in the coil exchanger 17, then mixed with the burnt gases derived from the flue and with cold air to be at 100-110 [deg.] C at the inlet of the bag filter 18 in which
oxides of interesting volatile metals, such as zinc oxide, are collected. When it is desirable to collect metallic zinc, the air flow through the air inlet port
<EMI ID = 95.1>
tie of burnt gases.
The free space 15 at the top of the furnace is a combustion chamber for volatile metals, such as zinc; in particular for metal sulphides and for carbon monoxide, and simultaneously constitutes a precipitation chamber for dust and is therefore sufficiently large. to be able to improve the quality of zinc oxide: which is formed. On the other hand, this free space 15 communicates with the boiler
16 for which it plays the role of a source of heat radiation.
Heat recovery from hot flue gases
<EMI ID = 96.1> <EMI ID = 97.1> the -steam of ore and electricity and the dotted arrows indicate the passage of gases and air.As can be seen from the figure, the burnt gases approximately 1.2 � 0 [deg.] C leaving furnace 6 undergo heat exchange in boiler 16 and y
<EMI ID = 98.1>
at the rate of 140 to 180 tonnes / per tonne of carbon burned. After the heat exchange, the burnt gases pass through the exchanger
coil 17 indicated above. The high pressure steam is introduced into the steam air preheater 19 where
<EMI ID = 99.1>
by the nozzles 12. A fraction of the high pressure steam produced in the boiler 16 feeds the turboalterna-
<EMI ID = 100.1>
kg of steam.
Important conditions for the metallurgical process which is the object of the invention are the carbonization and the preheating of briquettes having sufficient strength in the coking zone, the improvement of the efficiency of the hearth and the maintenance of the uniformity of the wind. nozzles arranged obliquely along the length of the furnace. Under these conditions, the length of the furnace can be greatly increased and the metal sulphides, zinc vapor and carbon monoxide, among others, can be oxidized and burnt by the secondary air in the large head space. furnace and ore can be maintained at a high temperature due to the heat given off in the reaction zone by oxidation and combustion.
Due to the fact that the furnace comprises a regulating system which maintains a layer of ore at a high temperature and which acts on the quantity of burnt gas which can circulate in the coking zone (bypass ratio), as well as on the pressure prevailing in the furnace, the temperature of the ore admitted to the furnace is maintained at a value of 500 to 700 [deg.] C., while the temperature in the reaction zone is over 1,300 [deg.] C. Of
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wind of the nozzles, the arrangement of the nozzles near the hearth and the uninterrupted evacuation of the melt without the latter being able to accumulate in the furnace ensure ideal operation of the latter.
<EMI ID = 102.1>
nozzles on one or both sides. However, in the second case, the efficiency of the wind increases particularly, but the sole must include in its middle part a brick crest, as in other furnaces, which causes difficulties in evacuating the burnt gases.
As it emerges from the above description, the wind emitted by the nozzles standardizes the metallurgical reaction in
<EMI ID = 103.1>
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cifers.
The invention is illustrated by the following example. EXAMPLE.-
The following is the analysis indicating the useful metal contents of the residue used, among others.
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<EMI ID = 107.1>
which was screened with an oscillating sieve with a 35 mm mesh (low pressure, single sheet, capacity of 100 tonnes per hour, long
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tonnes per day of fines (i.e. 32.8% of the total feed
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total quantity of lignosulphite lye used) in a paddle mixer (60 revolutions per minute, capacity of 30 tonnes
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two rows) by adding the lignosulfite lye to the fines
so that it properly soaks the fines. Then, the resulting mixture is introduced into the first heated rotary dryer.
<EMI ID = 111.1>
parallel flow). At this point, the remainder of the lignosulfite solution is added to the mixture so that the amount of
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tonnes, solids content. -9.3 tonnes) and mixing is continued to penetrate the lignosulphite lye into the porous surface of the residue, while the gas temperature at the inlet of the dryer is adjusted to 750 deg. ] C in order to reach a
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Then we introduce the mixture leaving the first
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zinc electrolysis (water content: 20%, grain size: 90%
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by their respective weighing feeder set so that the ore feeding the furnace comprises 20% carbon
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temperature at the entrance to the oven at 700 [deg.] C, an intimate dry mixing is carried out. Accordingly, after the second drying,
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At the end of the second dryer, the mixture is introduced
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not inside the bar mill after continuous operation for 2,000 hours. The bar mill completes
the spraying of the mixture and brings the particle size
relatively coarse grains of metallurgy residue
by dry process approximately to that of zinc electrolysis residues
(red residue), as well as the penetration of the lignosulphite lye into the whole mixture, which prevents the clogging or encrustation of the red residue inside the bar mill by mixing the leaching residue with dense sulphite lye.
The mixture thus treated is then carefully kneaded in a wheel mixer (two wheels, each with a diameter of
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of water at a rate of 0 to 100 liters per minute during mixing.
The mixture thus kneaded is kept in a hopper
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it is taken to five cylinder briquetting presses (two pairs of cylinders, each with an inner diameter of 1 m and a width of 0.3 m with 170 recesses) to mold oval briquettes <EMI ID = 127.1 >
pressure of 3 tonnes per cm, the briquette flow rate being
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<EMI ID = 129.1>
By admitting 180 tons of these briquettes with 30 tons of large fragments per day in the hopper-forming zone by means of the vibrating conveyor, then by lowering into the coking zone.
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The molten class is withdrawn without interruption in a pocket outside the furnace so as to separate the matte from the slag. The burnt gases leave the oven at 1,250 [deg.] C. Is the
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handle to collect coarse zinc oxide. Under these conditions, production can reach 210 tons per day
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<EMI ID = 136.1>
classic type.
An examination of the table shows that the performance of the
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if that..
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CLAIMS
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zinciferous pit, characterized in that it comprises an inclined or V-shaped sole, nozzles distributed along the sole, a tap hole for discharging matte and / or slag, the tap hole being arranged at the bottom sole, and registers
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registers being arranged according to the position of the nozzles.