EA013690B1 - Separation of metal values in zinc leaching residues - Google Patents
Separation of metal values in zinc leaching residues Download PDFInfo
- Publication number
- EA013690B1 EA013690B1 EA200800030A EA200800030A EA013690B1 EA 013690 B1 EA013690 B1 EA 013690B1 EA 200800030 A EA200800030 A EA 200800030A EA 200800030 A EA200800030 A EA 200800030A EA 013690 B1 EA013690 B1 EA 013690B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- zinc
- agglomerate
- waste
- leaching
- less
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/04—Obtaining zinc by distilling
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/14—Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/30—Obtaining zinc or zinc oxide from metallic residues or scraps
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/16—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes with volatilisation or condensation of the metal being produced
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/001—Dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/001—Dry processes
- C22B7/002—Dry processes by treating with halogens, sulfur or compounds thereof; by carburising, by treating with hydrogen (hydriding)
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
Description
Настоящее изобретение относится к извлечению металлов, присутствующих в железосодержащих отходах выщелачивания цинка, в частности в нейтральных и слабокислых отходах.The present invention relates to the extraction of metals present in iron-containing leaching of zinc, in particular in neutral and weakly acidic waste.
Основным сырьевым материалом в производстве цинка является цинковая обманка, представляющая собой загрязненную руду Ζη8. Типичный промышленный процесс включает стадию окислительного обжига, при котором образуется ΖηΟ, а также сульфаты или оксиды примесей. На последующих стадиях ΖηΟ, содержащийся в обожженной обманке, переводят в раствор путем выщелачивания в нейтральной или слабокислой среде; при этом образуются обедненные цинком остатки, называемые в настоящем описании соответственно нейтральными отходами или слабокислыми отходами. Эти остатки содержат в типичных случаях от 2 до 10 мас.% 8, до 30 мас.% Ζη, 35 мас. % Те, 7 мас. % РЬ и 7 мас. % 8ίΟ2.The main raw material in the production of zinc is zinc blende, representing contaminated ore дуη8. A typical industrial process involves a stage of oxidative roasting, in which Ζη обра is formed, as well as sulfates or oxides of impurities. At subsequent stages, the ΖηΟ contained in the burnt snag is transferred to the solution by leaching in a neutral or weakly acidic medium; the formation of zinc-depleted residues, referred to in the present description, respectively, neutral waste or slightly acid waste. These residues typically contain from 2 to 10 wt.% 8, up to 30 wt.% Η, 35 wt. % Those 7 wt. % Pb and 7 wt. % 8ίΟ 2 .
Однако в процессе обжига часть Ζη реагирует с Ре - типичной примесью, содержащейся в обманке, и образует феррит цинка, обладающий относительно низкой растворимостью. Поэтому отходы после выщелачивания помимо сульфата свинца, сульфата кальция и других примесей содержат значительную долю Ζη в форме феррита. Согласно существующей практике извлечение Ζη из феррита требует специальной гидрометаллургической обработки отходов с применением высоких концентраций кислоты (от 50 г/л до 200 г/л Η28Ο4). Недостаток этой кислотной обработки состоит в том, что наряду с цинком растворяется почти все железо, а также другие примеси, например, Άδ, Си, Сб, N1, Со, Т1, 8Ь. Поскольку даже низкие концентрации этих элементов препятствуют последующему извлечению цинка методом электролиза, их необходимо удалять из раствора сульфата цинка. Си, Сб, Со, N1 и Т1 осаждаются путем добавления порошкового цинка, а Ре в типичных случаях удаляется в форме гематита, ярозита или гетита путем гидролиза. Вследствие опасности вымывания тяжелых металлов эти железосодержащие отходы необходимо отводить в хранилища отходов, состояние которых должно тщательно контролироваться. Однако накопление таких отходов связано с сильным отрицательным влиянием на окружающую среду, что ставит под вопрос допустимость вышеуказанного процесса. Другим недостатком вышеописанной обработки является потеря ценных металлов, например Ιη, Ое, Ад и Ζη, присутствующих в железосодержащих отходах.However, in the firing process, a part of Ζη reacts with a Fe, a typical impurity contained in the blende, and forms zinc ferrite, which has a relatively low solubility. Therefore, after leaching, in addition to lead sulfate, calcium sulfate and other impurities, waste contains a significant proportion of Ζη in the form of ferrite. According to current practice, the extraction of Ζη from ferrite requires special hydrometallurgical waste treatment using high concentrations of acid (from 50 g / l to 200 g / l Η 2 8Ο 4 ). The disadvantage of this acid treatment is that along with zinc, almost all of the iron, as well as other impurities, dissolves, for example, Άδ, Cu, Sat, N1, Co, T1, 8b. Since even low concentrations of these elements prevent the subsequent extraction of zinc by electrolysis, they must be removed from the zinc sulphate solution. C, Sb, Co, N1 and T1 are precipitated by adding powdered zinc, and Fe is typically removed in the form of hematite, jarosite or goethite by hydrolysis. Due to the danger of leaching heavy metals, these iron-containing wastes should be taken to waste storage facilities, the state of which should be carefully monitored. However, the accumulation of such waste is associated with a strong negative impact on the environment, which calls into question the permissibility of the above process. Another disadvantage of the treatment described above is the loss of valuable metals, such as Ιη, Ge, Hell and η, present in iron-containing wastes.
На некоторых предприятиях применяется альтернативный способ обработки ферритсодержащих отходов с использованием печей Бельца (\Уае1х). в которых образуется шлак и дым, содержащий Ζη и РЬ. Такой способ описан в работе Штромайера и Бонстелла «Отходы сталеплавильных производств и обработка пылевых выбросов электродуговых печей в печах Бельца» (81ее1\\'ог1<5 теЧбиек аиб 111е \Уае1х кбп 1геа1теШ οί е1ес1пс аге Гитасе бий, О. 81гойте1ег аиб 1. Воие^еИ Ιτοη аиб 81ее1 Б^шеет νοί. 73, Νο.4, рр. 87-90). В печь Бельца цинк поступает в виде ферритов и сульфата и выпаривается после восстановления СО, который генерируется путем сжигания кокса. В реакционной зоне печи, где железо восстанавливается до металла, часто возникают осложнения, связанные с перегревом. В таких случаях загружаемые в печь материалы плавятся, и образуются агломераты, главным образом из-за образования эвтектики 2РеΟ·8^Ο2-РеΟ, имеющей температуру плавления приблизительно 1180°С. Растворение РеΟ вызывает дальнейшее понижение температуры плавления, и в сочетании с сульфидом цинка, образующимся из сульфата цинка на более ранних стадиях, образуются твердые настыли. Вращению печи дополнительно препятствует образование крупных окатышей, состоящих из науглероженного железа, которые образуются из расплавленной металлической фазы приблизительно при 1150°С. Это, в свою очередь, приводит к понижению эффективности восстановления ΖηΟ и оксида железа, которые образуются в вышележащих по направлению движения секциях печи из восстановленных ферритов цинка. Перегрев ускоряет износ огнеупорной футеровки печи. В целях ограничения риска перегрева необходимо тщательно контролировать отношение ί.'3Ο/8ίΟ2 в исходном материале, которое следует поддерживать в пределах от 0,8 до 1,8.In some enterprises, an alternative method of processing ferrite-containing waste using furnaces Balti (\ Wae1x) is used. in which slag and smoke containing η and Pb are formed. Such a method is described in Shtromayera and Bonstella "Waste steelmaking and processing of EAF dust emissions in furnaces Balti" (81ee1 \\ 'og1 <5 teChbiek AIB 111e \ Uae1h PCU 1gea1teSh οί e1es1ps aga GITAS biy, O. 81goyte1eg AIB 1. Voie ^ eI οτοη aib 81ee1 B ^ sews νοί. 73, Νο.4, pp. 87-90). Zinc enters the Balti furnace in the form of ferrites and sulphate and is evaporated after reduction of CO, which is generated by burning coke. In the reaction zone of the furnace, where iron is reduced to the metal, often there are complications associated with overheating. In such cases, the materials loaded into the furnace melt and agglomerates form, mainly due to the formation of the 2PeΟ · 8 ^ Ο 2 -PeΟ eutectic, having a melting point of approximately 1180 ° C. The dissolution of Re causes a further decrease in the melting point, and in combination with zinc sulphide formed from zinc sulphate at earlier stages, solid nastils are formed. The rotation of the furnace is additionally prevented by the formation of large pellets consisting of carburized iron, which are formed from the molten metal phase at approximately 1150 ° C. This, in turn, leads to a decrease in the efficiency of reduction of ΖηΟ and iron oxide, which are formed in the furnace sections overlying the direction of movement of the reduced zinc ferrites. Overheating accelerates the wear of the furnace refractory lining. In order to limit the risk of overheating, the .'3 отношение / 8ίΟ 2 ratio in the starting material should be carefully controlled, which should be maintained between 0.8 and 1.8.
Хотя описаны многочисленные процессы выпаривания цинка, в современной литературе основное внимание уделяется обработке цинксодержащих вторичных отходов железа, например, пылевых выбросов дуговых электропечей. Печи Бельца хорошо приспособлены для такой обработки, однако их производительность ограничена вследствие чувствительности к влиянию перегрева.Although numerous zinc evaporation processes are described, the current literature focuses on the treatment of zinc-containing secondary iron waste, for example, dust emissions from electric arc furnaces. The Balti furnaces are well adapted for this treatment, but their performance is limited due to sensitivity to the effects of overheating.
В \νΟ2005-005674 описан способ разделения и извлечения цветных металлов из цинксодержащих отходов. Описанный способ включает стадии прямого восстановления отходов, извлечения Ζη- и РЬсодержащих паров и окислительного плавления полученной металлической железосодержащей фазы. Прямое восстановление производится в многолодовой печи при рабочей температуре в зоне восстановления 1100°С. Недостаток применения такой восстановительной печи заключается в том, что кинетика восстановления ограничивается влиянием температуры. Однако достижение температуры, превышающей 1100°С, в многоподовой печи невозможно.In \ νΟ2005-005674 a method for the separation and extraction of non-ferrous metals from zinc-containing wastes is described. The described method includes the stages of direct recovery of waste, extraction of the Ζη- and Pb-containing vapors and oxidative melting of the resulting metallic iron-containing phase. Direct reduction is carried out in a multi-malt furnace at a working temperature in the reduction zone of 1100 ° C. The disadvantage of using such a reducing furnace is that the kinetics of reduction is limited by the effect of temperature. However, it is not possible to reach temperatures exceeding 1100 ° C in a multiple-hearth furnace.
В патенте 1Р2004-107748 описан способ обработки цинксодержащих отходов во вращающейся подовой печи при температуре восстановления до 1250°С. При этом расход воздуха в горелках устанавливается в пределах ограниченного диапазона.Patent 1P2004-107748 describes a method for treating zinc-containing waste in a rotary hearth furnace at a reduction temperature of up to 1250 ° C. At the same time, the air flow rate in the burners is set within a limited range.
Согласно патенту И85,906,671 отходы после выщелачивания цинка обрабатываются во вращающейся печи при температурах до 1150°С после агломерирования совместно с комплексами оксидов алюминия и кремния со щелочноземельными и щелочными металлами и восстановительным реагентом.According to patent I85,906,671, after zinc leaching, wastes are processed in a rotary kiln at temperatures up to 1150 ° С after agglomeration together with complexes of aluminum and silicon oxides with alkaline earth and alkali metals and a reducing agent.
Согласно патенту И85,667,553 нейтральные отходы выщелачивания -побочные продукты электролиза цинка - подвергают термообработке в восстановительной печи тем же способом, что и пылевые выAccording to patent I85,667,553 neutral leaching waste — the side products of zinc electrolysis — is heat treated in a reduction furnace in the same way as dusty
- 1 013690 бросы дуговых электропечей.- 1 013690 throws arc electric furnaces.
Предметом настоящего изобретения является способ извлечения металлов, присутствующих в железосодержащих отходах выщелачивания цинка, лишенный вышеупомянутых недостатков. Этот способ включает стадии:The object of the present invention is a method for the extraction of metals present in iron-containing leaching of zinc, devoid of the aforementioned disadvantages. This method includes the steps of:
получения агломерата, содержащего, наряду с отходами выщелачивания цинка, не менее 5 мас.% углерода и от 2 до 10 мас.% серы;obtaining an agglomerate containing, along with leaching zinc leaching, not less than 5% by weight of carbon and from 2 to 10% by weight of sulfur;
выпаривания упомянутого агломерата в неподвижном слое при температуре выше 1250°С с получением восстановленной железосодержащей фазы и цинксодержащих паров; и отвода упомянутых цинксодержащих паров.evaporating said agglomerate in a fixed bed at temperatures above 1250 ° C to obtain reduced iron-containing phase and zinc-containing vapors; and removal of the mentioned zinc-containing vapors.
Отходы выщелачивания цинка перед получением агломерата предпочтительно должны быть высушены до влагосодержания менее чем 12 мас.% Н2О или даже менее чем 5 мас. % Н2О.Before leaching of the agglomerate, leaching of zinc wastes should preferably be dried to a moisture content of less than 12 wt.% H 2 O or even less than 5 wt. % H 2 O.
Содержание углерода в агломерате составляет предпочтительно не менее 15 мас.%, а эквивалент СаО - не менее 10 мас.% или даже не менее 15 мас.%.The carbon content in the agglomerate is preferably at least 15 wt.%, And the equivalent of CaO is at least 10 wt.% Or even at least 15 wt.%.
Прочность гранул, выраженная через массовую прочность гранул (Ма§8 Ре11е1 8(гспд1П). предпочтительно должна составлять не менее 5 кг или даже 10 кг. Таким образом устраняется унос пыли и более эффективно предотвращается плавление шихты при высоких рабочих температурах.The strength of the granules, expressed in terms of the mass strength of the granules (Gs8 Pe11e1 8 (gspd1P). Preferably should not be less than 5 kg or even 10 kg. This prevents dust entrainment and more efficiently prevents melting of the charge at high operating temperatures.
Выпаривание целесообразно проводить при температуре не ниже 1300°С в атмосфере, содержащей монооксид углерода.Evaporation should be carried out at a temperature not lower than 1300 ° C in an atmosphere containing carbon monoxide.
Способ практически идеально пригоден для переработки нейтральных или слабокислых отходов выщелачивания цинка.The method is almost ideally suitable for processing neutral or weakly acid leaching of zinc.
Способ по настоящему изобретению можно реализовать во вращающейся подовой печи; факультативно он может сопровождаться последующим процессом плавления и окисления восстановленной железосодержащей фазы.The method according to the present invention can be implemented in a rotary hearth furnace; optionally, it may be followed by a subsequent melting and oxidation process of the reduced iron-containing phase.
Для обеспечения суммарного содержания серы в пределах требуемого диапазона может оказаться необходимым введение в отходы серосодержащего компонента. Типичной добавкой в таких случаях может являться гипс. Использование источника углерода с высоким содержанием серы также может предусматриваться в таких случаях.To ensure the total sulfur content within the required range, it may be necessary to introduce a sulfur-containing component into the waste. A typical additive in such cases may be gypsum. The use of a carbon source with a high sulfur content may also be envisaged in such cases.
Как показано в нижеприведенных примерах, высокое содержание серы в исходном материале обеспечивает работу при относительно высоких температурах без образования расплавленных фаз. Таким образом, устраняется опасность образования настылей вблизи выхода из печи. Высокие температуры гарантируют быструю кинетику восстановления и выпаривания, что позволяет применять компактную технологию, например, использовать печь с неподвижным слоем. Кроме того, в печи этого типа предотвращается спекание агломерата, в значительной степени устраняется пылеобразование и ограничивается загрязнение паров пылью.As shown in the examples below, the high sulfur content of the starting material ensures operation at relatively high temperatures without the formation of molten phases. This eliminates the danger of formation of wall accretions near the exit from the furnace. High temperatures guarantee fast kinetics of reduction and evaporation, which makes it possible to use compact technology, for example, to use a fixed bed oven. In addition, sintering of agglomerate is prevented in this type of kiln, dust generation is largely eliminated, and dust pollution is limited.
Пример 1.Example 1
Нижеприведенный пример иллюстрирует извлечение различных цветных металлов, содержащихся в обожженной и затем выщелоченной цинковой обманке.The example below illustrates the extraction of various non-ferrous metals contained in the calcined and then leached zinc blende.
Приблизительно 1000 г слабокислых отходов выщелачивания (^АЬ), состоящих, в основном, из феррита цинка (2пО-Ре2О3), сульфата свинца (РЬ8О4), сульфата кальция (Са8О4), сульфата цинка (ΖηδΟ4) и примесей, например СаО, 81О2, МдО, А12О3, Си2О, 8пО, высушивали до влагосодержания ниже 5 мас.% Н2О и смешивали с 15 мас.% СаО или эквивалентным количеством гипса и 25% (мас.) кокса РЕТ, имеющего чистоту более 85%. Эту смесь прессовали в брикеты путем сжатия между двумя гидравлическими валками под давлением 20 кН/см2, получая твердые блестящие брикеты, имеющие показатель массовой прочности гранул 20 кг.Approximately 1000 g of weakly acid leaching waste (^ AB), consisting mainly of zinc ferrite (2nO-D 2 O 3 ), lead sulphate (Pb8O 4 ), calcium sulphate (Ca8O 4 ), zinc sulphate (ΖηδΟ 4 ) and impurities , for example, CaO, 81O 2 , MgO, A1 2 O 3 , Cu 2 O, 8πO, dried to a moisture content below 5 wt.% H 2 O and mixed with 15 wt.% CaO or an equivalent amount of gypsum and 25% (wt.) PET coke having a purity greater than 85%. This mixture was pressed into briquettes by squeezing between two hydraulic rollers under a pressure of 20 kN / cm 2 , obtaining solid shiny briquettes having a mass index of granules of 20 kg.
Стадию испарения выполняли в индукционной печи с целью моделирования процесса, происходящего во вращающейся подовой печи. Для этого использовали печь типа 1пби1йегш МИ-3000 с максимальной мощностью 15 кВт и рабочей частотой 2000 Гц. Внутренний диаметр печи составлял 180 мм, а графитовый тигель, в который загружались брикеты, имел внутренний диаметр 140 мм.The evaporation stage was performed in an induction furnace in order to simulate the process that takes place in a rotating hearth furnace. For this purpose, a 1Pbi MI-3000 type furnace with a maximum power of 15 kW and an operating frequency of 2000 Hz was used. The internal diameter of the furnace was 180 mm, and the graphite crucible into which the briquettes were loaded had an internal diameter of 140 mm.
Приблизительно 400 г брикетов помещали на дно чистого графитового тигля так, чтобы поверхность тигля была покрыта одинарным слоем материала. Затем тигель помещали в индукционную печь и устанавливали между брикетами контрольную термопару так, чтобы она не касалась дна тигля. Накрывали тигель крышкой из огнеупорного материала. Испаряющиеся металлы подвергали последующему сжиганию над тиглем и улавливали в виде колошниковой пыли с помощью фильтра.Approximately 400 g of briquettes were placed on the bottom of a pure graphite crucible so that the surface of the crucible was covered with a single layer of material. Then the crucible was placed in an induction furnace and a control thermocouple was installed between briquettes so that it did not touch the bottom of the crucible. Cover the crucible with a lid of refractory material. The volatile metals were subsequently burned over the crucible and trapped in the form of flue dust using a filter.
Реактор и материал нагревали до 1300°С, определяя температуру с помощью платиноплатинородиевой термопары Р1/РФ1110. установленной между брикетами. До 600°С нагрев производили в защитной атмосфере Ν2 при скорости потока газа 200 л/ч. В интервале температур от 600 до 1300°С в тигель нагнетали СО при скорости потока 200 л/ч.The reactor and the material were heated to 1300 ° C, determining the temperature using a platinum-platinum-rhodium thermocouple P1 / RF1110. installed between the briquettes. Up to 600 ° C, heating was performed in a protective atmosphere of Ν 2 at a gas flow rate of 200 l / h. In the temperature range from 600 to 1300 ° C, CO was injected into the crucible at a flow rate of 200 l / h.
Через 30 мин после достижения температуры 1300°С отбирали пробы. Эти пробы охлаждали в жидком азоте, прекращая все реакции и фиксируя минералогический состав. Состав исходного материала и продуктов представлен в табл. 1. Распределение элементов по продуктам представлено в табл. 2.After 30 min after reaching a temperature of 1300 ° C, samples were taken. These samples were cooled in liquid nitrogen, stopping all reactions and fixing the mineralogical composition. The composition of the starting material and products are presented in table. 1. The distribution of elements by product is presented in table. 2
- 2 013690- 2 013690
Таблица 1. Состав исходного материала и продуктовTable 1. Composition of the starting material and products
Таблица 2. Распределение элементов по продуктамTable 2. Distribution of elements by products
Результаты экспериментов ясно показывают, что после 30 мин обжига Ζη, РЬ и Ιη эффективно удаляются из брикетов в виде паров, в то время как Ре, Си, и Р концентрируются в восстановленных отходах. Особый интерес с точки зрения последующей обработки колошниковой пыли гидрометаллургическими методами имеет высокая селективность по и Р.The results of the experiments clearly show that after 30 minutes of roasting, Ζη, Pb and Ιη are effectively removed from the briquettes as vapors, while Pe, Cu, and P are concentrated in the recovered waste. Of particular interest from the point of view of the subsequent treatment of flue dust by hydrometallurgical methods has a high selectivity for R.
Пример 2.Example 2
Этот пример иллюстрирует решающее значение присутствия серы в брикетах, поскольку она позволяет предотвращать размягчение и плавление материала в процессе обжига без потери селективности.This example illustrates the crucial importance of the presence of sulfur in the briquettes, since it helps to prevent softening and melting of the material in the calcination process without loss of selectivity.
Были приготовлены две смеси с использованием синтетических отходов выщелачивания цинка, не содержащих серы и включающих феррит цинка с примесью 5 мас.% 8ίΟ2 и мас.% СаО и 25 мас.% тонкоизмельченного кокса (смесь 1);Two mixtures using synthetic waste leaching zinc were prepared containing no sulfur and comprising zinc ferrite doped with 5 wt% 8ίΟ and 2 wt% of CaO and 25% by weight fine-particulate coke (mixture 1)...;
36,7 мас.% гипса и 25 мас.% тонкоизмельченного кокса (смесь 2).36.7% by weight of gypsum and 25% by weight of finely ground coke (mixture 2).
Обе смеси прессовали в брикеты и подвергали выпариванию согласно методике, описанной в примере 1.Both mixtures were pressed into briquettes and evaporated according to the procedure described in Example 1.
Брикеты, соответствующие смеси 1, содержащие лишь приблизительно 0,3 мас.% 8, при указанной обработке плавились, что указывает на образование низкоплавких фаз, например 2РеО-81О2. Напротив, в брикетах, соответствующих смеси 2, содержащих приблизительно 6,5 мас.% 8, образование таких фаз не наблюдалось благодаря присутствию адекватного количества 8.Briquettes corresponding to mixture 1, containing only about 0.3 wt.% 8, were melted at this treatment, which indicates the formation of low-melting phases, for example, 2ReO-81O 2 . In contrast, in briquettes corresponding to a mixture of 2 containing approximately 6.5% by weight of 8, the formation of such phases was not observed due to the presence of an adequate amount of 8.
Claims (10)
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
EP05076375 | 2005-06-13 | ||
PCT/EP2006/004412 WO2006133777A1 (en) | 2005-06-13 | 2006-05-11 | Separation of metal values in zinc leaching residues |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
EA200800030A1 EA200800030A1 (en) | 2008-12-30 |
EA013690B1 true EA013690B1 (en) | 2010-06-30 |
Family
ID=35240857
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
EA200800030A EA013690B1 (en) | 2005-06-13 | 2006-05-11 | Separation of metal values in zinc leaching residues |
Country Status (14)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US20080196551A1 (en) |
EP (1) | EP1893779A1 (en) |
JP (1) | JP2008545888A (en) |
KR (1) | KR20080022545A (en) |
CN (1) | CN101341265A (en) |
AU (1) | AU2006257458A1 (en) |
BR (1) | BRPI0612150A2 (en) |
CA (1) | CA2611925A1 (en) |
EA (1) | EA013690B1 (en) |
MX (1) | MX2007015812A (en) |
NO (1) | NO20080042L (en) |
PE (1) | PE20070088A1 (en) |
WO (1) | WO2006133777A1 (en) |
ZA (1) | ZA200710377B (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2626371C1 (en) * | 2016-09-05 | 2017-07-26 | Общество с ограниченной ответственностью "Урал - рециклинг" | Method of processing metallurgical production waste |
Families Citing this family (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101979684B (en) * | 2010-12-01 | 2012-02-29 | 中南大学 | Process for recovering zinc from hot-dip coating zinc ash |
CN103103344A (en) * | 2013-03-01 | 2013-05-15 | 中南大学 | Dressing-smelting combined treatment method for sulfate-containing lead-zinc smelting slags |
CN106119535A (en) * | 2016-08-01 | 2016-11-16 | 江苏省冶金设计院有限公司 | Process the method and system of zinc leaching residue |
CN106148682A (en) * | 2016-08-01 | 2016-11-23 | 江苏省冶金设计院有限公司 | Process the method and system of zinc leaching residue |
CN106399702A (en) * | 2016-09-27 | 2017-02-15 | 江苏省冶金设计院有限公司 | Technology for recycling nonferrous metals in process of treating lead-zinc slag through rotary hearth furnace |
CN106929667A (en) * | 2017-03-13 | 2017-07-07 | 江苏省冶金设计院有限公司 | A kind of method for processing zinc leaching residue |
CN107254586B (en) * | 2017-06-20 | 2019-05-14 | 西部矿业股份有限公司 | A kind of processing method of oxygen leaching mine tailings |
CN114540628B (en) * | 2022-01-20 | 2023-11-14 | 云南云铜锌业股份有限公司 | Method for treating zinc-impregnated slag, zinc smelting gypsum slag and blast furnace gas ash |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4605435A (en) * | 1985-01-31 | 1986-08-12 | Amax Inc. | Recycling of steel plant dusts to steel furnaces |
WO1988001654A1 (en) * | 1986-08-27 | 1988-03-10 | Commonwealth Scientific And Industrial Research Or | Process for the treatment of lead-zinc ores, concentrates or residues |
US5667553A (en) * | 1995-03-02 | 1997-09-16 | Complete Recovery Process, Llc | Methods for recycling electric arc furnace dust |
US5906671A (en) * | 1996-10-25 | 1999-05-25 | Agglo Inc. | Method for extraction of metals and non-metals from minerals, industrial by-products and waste materials |
EP1199373A1 (en) * | 2000-10-17 | 2002-04-24 | Universite Catholique De Louvain | Agglomerates of and process for the treatment of metallurgical dust |
JP2004107748A (en) * | 2002-09-19 | 2004-04-08 | Daido Steel Co Ltd | Method for treating zinc leaching residue |
Family Cites Families (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
TW357193B (en) * | 1996-11-11 | 1999-05-01 | Sumitomo Metal Ind | Manufacturing method of reduced iron and the apparatus |
WO2002036836A1 (en) * | 2000-10-30 | 2002-05-10 | Nippon Steel Corporation | Metal oxide-containing green pellet for reducing furnace, method for production thereof, method for reduction thereof, and reduction facilities |
JP4461283B2 (en) * | 2003-07-04 | 2010-05-12 | ユミコア | Recovery of non-ferrous metals from zinc residues |
-
2006
- 2006-05-11 EA EA200800030A patent/EA013690B1/en not_active IP Right Cessation
- 2006-05-11 AU AU2006257458A patent/AU2006257458A1/en not_active Abandoned
- 2006-05-11 WO PCT/EP2006/004412 patent/WO2006133777A1/en active Application Filing
- 2006-05-11 KR KR20077028617A patent/KR20080022545A/en not_active Application Discontinuation
- 2006-05-11 JP JP2008515071A patent/JP2008545888A/en not_active Withdrawn
- 2006-05-11 ZA ZA200710377A patent/ZA200710377B/en unknown
- 2006-05-11 EP EP06753557A patent/EP1893779A1/en not_active Withdrawn
- 2006-05-11 CA CA002611925A patent/CA2611925A1/en not_active Abandoned
- 2006-05-11 CN CNA2006800209006A patent/CN101341265A/en active Pending
- 2006-05-11 MX MX2007015812A patent/MX2007015812A/en unknown
- 2006-05-11 US US11/917,278 patent/US20080196551A1/en not_active Abandoned
- 2006-05-11 BR BRPI0612150A patent/BRPI0612150A2/en not_active IP Right Cessation
- 2006-06-08 PE PE2006000634A patent/PE20070088A1/en not_active Application Discontinuation
-
2008
- 2008-01-03 NO NO20080042A patent/NO20080042L/en not_active Application Discontinuation
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4605435A (en) * | 1985-01-31 | 1986-08-12 | Amax Inc. | Recycling of steel plant dusts to steel furnaces |
WO1988001654A1 (en) * | 1986-08-27 | 1988-03-10 | Commonwealth Scientific And Industrial Research Or | Process for the treatment of lead-zinc ores, concentrates or residues |
US5667553A (en) * | 1995-03-02 | 1997-09-16 | Complete Recovery Process, Llc | Methods for recycling electric arc furnace dust |
US5906671A (en) * | 1996-10-25 | 1999-05-25 | Agglo Inc. | Method for extraction of metals and non-metals from minerals, industrial by-products and waste materials |
EP1199373A1 (en) * | 2000-10-17 | 2002-04-24 | Universite Catholique De Louvain | Agglomerates of and process for the treatment of metallurgical dust |
JP2004107748A (en) * | 2002-09-19 | 2004-04-08 | Daido Steel Co Ltd | Method for treating zinc leaching residue |
Non-Patent Citations (3)
Title |
---|
"Zinc leach residues - A mine on the doorstep" METAL BULLETIN MONTHLY, April 1971 (1971-04), pages 6-10, XP009056015 * Zileret process, pages 8-9 * |
PATENT ABSTRACTS OF JAPAN vol. 2003, no. 12, 5 December 2003 (2003-12-05) & JP 2004 107748 A (DAIDO STEEL CO LTD.), 8 April 2004 (2004-04-08) * paragraph [0009] * abstract * |
STROHMEIER G. ET AL.: "STEELWORKS RESIDUES AND THE WAELZ KILN TREATMENT OF ELECTRIC ARC FURNACE DUST" IRON AND STEEL ENGINEER, ASSOCIATION OF IRON AND STEEL ENGINEERS. PITTSBURGH, US, vol. 73, no. 4, 1 April 1996 (1996-04-01), pages 87-90, XP000595696 ISSN: 0021-1559 * page 88, right column * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2626371C1 (en) * | 2016-09-05 | 2017-07-26 | Общество с ограниченной ответственностью "Урал - рециклинг" | Method of processing metallurgical production waste |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
US20080196551A1 (en) | 2008-08-21 |
KR20080022545A (en) | 2008-03-11 |
MX2007015812A (en) | 2008-04-29 |
EP1893779A1 (en) | 2008-03-05 |
PE20070088A1 (en) | 2007-02-02 |
CN101341265A (en) | 2009-01-07 |
CA2611925A1 (en) | 2006-12-21 |
BRPI0612150A2 (en) | 2016-09-06 |
WO2006133777A1 (en) | 2006-12-21 |
AU2006257458A1 (en) | 2006-12-21 |
ZA200710377B (en) | 2009-03-25 |
EA200800030A1 (en) | 2008-12-30 |
NO20080042L (en) | 2008-01-03 |
JP2008545888A (en) | 2008-12-18 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US8101153B2 (en) | Method for the valorisation of zinc-and sulphate-rich residue | |
EA013690B1 (en) | Separation of metal values in zinc leaching residues | |
KR101145957B1 (en) | Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
CA2668506C (en) | Recovery of non-ferrous metals from by-products of the zinc and lead industry using electric smelting with submerged plasma | |
RU2479648C1 (en) | Red sludge pyrometallurgical processing method | |
KR100291250B1 (en) | Process for reducing the electric steelworksdusts and facility for implementing it | |
KR20090075880A (en) | Recovery of non-ferrous metals from by-products of the zinc and lead industry using electric smelting with submerged plasma | |
RU2626371C1 (en) | Method of processing metallurgical production waste | |
RU2450065C2 (en) | Method to process dust of metallurgical production | |
JP2009167469A (en) | Method for treating copper-containing dross | |
SU789619A1 (en) | Method of processing zinc-containing dust in blast furnace and steel smelting production | |
RU2182184C1 (en) | Technology of processing of iron-carrying materials | |
WO2024046656A1 (en) | Process for heavy metal removal from iron- and steelmaking flue dust | |
JP3408809B2 (en) | Smelting of metallurgical waste containing iron compounds and toxic elements | |
US469269A (en) | Process of smelting and saving fumes from complex ores | |
Pichler et al. | Strategies for the treatment of metallurgical recycling slags | |
UA44078A (en) | METHOD OF EXTRACTION OF ZINC FROM MATERIALS CONTAINING IRON AND ZINC OXIDES | |
JPH11156328A (en) | Treatment of zinc-containing dust and zinc-containing dust pellet | |
JPH08193227A (en) | Treatment of iron-making dust in indirect heating furnace | |
PL227662B1 (en) | Method for separating metals present on the plates originated from electric arc furnaces | |
JPH09316551A (en) | Production of crude zinc and lead oxide sintered block |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KZ KG MD TJ TM RU |