PL110859B1 - Method of recovery of metals from dusts formed during agglomeration of zinc-lead concentrates - Google Patents
Method of recovery of metals from dusts formed during agglomeration of zinc-lead concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- PL110859B1 PL110859B1 PL19917977A PL19917977A PL110859B1 PL 110859 B1 PL110859 B1 PL 110859B1 PL 19917977 A PL19917977 A PL 19917977A PL 19917977 A PL19917977 A PL 19917977A PL 110859 B1 PL110859 B1 PL 110859B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- lead
- dusts
- weight
- zinc
- parts
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 20
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 9
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims description 8
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 title claims description 8
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title description 4
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 title 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 title 1
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 claims description 29
- 238000005245 sintering Methods 0.000 claims description 22
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 18
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L sodium carbonate Substances [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 15
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 13
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 12
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims description 9
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 8
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 6
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 5
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 238000010309 melting process Methods 0.000 claims description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 2
- LQBJWKCYZGMFEV-UHFFFAOYSA-N lead tin Chemical compound [Sn].[Pb] LQBJWKCYZGMFEV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 17
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 6
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 6
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 3
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- CXKCTMHTOKXKQT-UHFFFAOYSA-N cadmium oxide Inorganic materials [Cd]=O CXKCTMHTOKXKQT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000369 cadmium(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 2
- VDQVEACBQKUUSU-UHFFFAOYSA-M disodium;sulfanide Chemical compound [Na+].[Na+].[SH-] VDQVEACBQKUUSU-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000010410 dusting Methods 0.000 description 2
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 2
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- XCXQDNJHSAGIJC-UHFFFAOYSA-N [C].[Cd] Chemical compound [C].[Cd] XCXQDNJHSAGIJC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 1
- 229910000011 cadmium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940065285 cadmium compound Drugs 0.000 description 1
- 150000001662 cadmium compounds Chemical class 0.000 description 1
- QCUOBSQYDGUHHT-UHFFFAOYSA-L cadmium sulfate Chemical compound [Cd+2].[O-]S([O-])(=O)=O QCUOBSQYDGUHHT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- GKDXQAKPHKQZSC-UHFFFAOYSA-L cadmium(2+);carbonate Chemical compound [Cd+2].[O-]C([O-])=O GKDXQAKPHKQZSC-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- CFEAAQFZALKQPA-UHFFFAOYSA-N cadmium(2+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Cd+2] CFEAAQFZALKQPA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- 150000002611 lead compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 description 1
- 239000012768 molten material Substances 0.000 description 1
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Przedmiotem wynalazku jest sposób odzysku me¬ tali, a zwlaszcza olowiu i kadmu z pylów powsta¬ jacych podczas spiekania koncentratów cynkowo- -olowiowych na maszynie spiekalniczej Dwight- -Lloyd'a.W procesie spiekania koncentratów cynkowo- -oldwiowych na maszynie spiekalniczej Dwight- -Lloyd'a otrzymuje sie spiek cynkowo-olowiowy stanowiacy wsad metalonosny dla pieca szybowego do produkcji cynku i olowiu oraz pyly odzyskiwane z gazów prazalnych w urzadzeniach odpylajacych.Pyly te zawieraja glównie olów i kadm oraz pewne ilosci cynku. Zawartosc tych metali w wymienio¬ nych pylach zalezna jest od rodzaju spiekanych koncentratów, ich skladu chemicznego i mineralo¬ gicznego oraz od ich udzialu w spiekanej mieszance wsadowej.Wedlug dotychczasowego sposobu odzysku metali z wymienionych pylów, poddaje sie je lugowaniu w roztworach zawierajacych kwas siarkowy, w wy¬ niku czego czesc zawartego w pylach kadmu i cynku przechodzi do roztworu. Uzyskany w ten sposób roztwór poddaje sie wzbogaceniu w kadm metoda jonitowa, a nastepnie zadaje pylem cynkowym w celu wytracenia gabki kadmowej, lub weglanem sodu w celu wytracenia weglanu kadmu. Gabke kadmowa, wzglednie weglan kadmu przetwarza sie na kadm metaliczny. Uzyskane podczas lugowania pylów szlamy poddaje sie zageszczaniu w osadni¬ kach Dorre'a i zawraca do procesu spiekania w 10 15 20 25 30 2 celu odzysku olowiu oraz pozostalosci cynku i kadmu.Niedogodnoscia tego sposobu; odzysku metali z pylów powstajacych podczas spiekania koncentra¬ tów cynkowo-olowiowych jest wystepowanie du¬ zych strat kadmu w procesie spiekania, wynikaja¬ cych z wielokrotnego zawracania pylów i szlamów do obiegu materialów na spiekakd oraz strat kad¬ mu w cynku z pieca szybowego, Jednoczesnie za¬ wracanie szlamów do wsadu ns; spiekalnie powo¬ duje pogorszenie warunków prowadzenia procesu spiekania, a w szczególnosci powoduje zmniejszenie przewiewnosci wsadu, wskutek czego obnizeniu ulega jakosc spieku, glównie j££o wytrzymalosc.Zawracanie szlamów do procesu spiekania w znacz¬ nym stopniu ogranicza udzial surowców tlenko¬ wych, a w szczególnosci surowego tlenku cynku z procesu przewalowego w mfeszance wsadowej na maszyne spiekalnicza.Zgodnie ze sposobem wedlug wynalazku pyly otrzymane z odpylania gazów prazalnych z ma¬ szyny spiekalniczej i zawiera 56—66% Pb, 1—5% Cd i 1—6% Zn, wzglednie szlamy powstale po lugowaniu wymienionych pylów i zawierajace 59_69<)/0 pb 0,5—3% Cd i 0,5—3% Zn, badz oby¬ dwa te skladniki lacznie, miesza sie z reduktorem weglowym, korzystnie koksikiei^i, w ilosci 4,5— 15,5 cz. wagowych oraz topnikiem zasadowym za¬ wierajacym glównie wodorotlenek lub weglan so¬ dowy w ilosci 10,5—40,5 cz. wagowych. Korzystnie 110 859110 859 dodaje sie do mieszanki zlomu zelaznego w ilosci 5—15 cz. wagowych. W trakcie mieszania nawilza sie mieszanke do zawartosci 3—14% wagowych wody, a nastepnie poddaje ja procesowi redukcji i stapiania w piecu plomiennym, stacjonarnym lub obrotowym. W trakcie topienia wsadu, w tem¬ peraturze 1000—1300°C w czasie 2—8 godzin odpe¬ dza sie kadm oraz czesc cynku. Pary kadmu pow¬ staja w procesie w wyniku przebiegu nastepuja¬ cych reakcji chemicznych: CdO + 1/2 C = Cd + 1/2 C02 CdS + Na2C03 + 1/2 C = Cd + Na2S + 3/2 C02 CdS04 + Na2C03 + 1/2 C = Cd + Na2S04 + 3/2 C05 CdS + Fe = Cd + FeS CdS + 2NaOH + 1/2 C = = Cd+Na2S + H20 + 1/2 C02 CdS04 + 2NaOH + 1/2 C = = Cd + Na2S04 + H20 + 1/2 COz Pary kadmu utlenia sie do tlenku kadmu, który w postaci pylu wychwytuje sie w urzadzeniach od¬ pylajacych. Uzyskane w ten sposób pyly zawiera¬ jace 5—50% kadmu, glównie w postaci tlenku i siarczanu oraz pewne ilosci, cynku i olowiu kie¬ rowane sa do dalszego przerobu jedna ze znanych metod. Podczas przetopu mieszaniny pylów i szla¬ mów w piecu plomiennym, olów wydziela sie z jego zwiazków w wyniku reakcji chemicznych podobnych do przedstawionych dla zwiazków kad¬ mu, a po zakonczeniu procesu wytopu spuszcza sie go z pieca i oddziela od zuzla. Zuzel zawierajacy 1—5% Pb, 3—10% Zn i 0,1—0,3% Cd kieruje sie do pieców przewalowych w celu odzysku tych metali.Sposób wedlug wynalazku jest dokladnie wyja¬ sniony na przykladach jego wykonania.Przyklad I. 50 cz. wagowych pylów z odpy¬ lania gazów prazalnych z maszyny spiekalniczej o zawartosci 56% Pb, 1% Cd i 1% Zn oraz 50 cz. wagowych szlamów powstalych po lugowaniu wy¬ mienionych pylów i zawierajacych 59% Pb, 0,5% Cd i 0,5% Zn miesza sie w mieszalniku dwuwalowym z 7 cz wagowymi koksiku, 20 cz. wagowymi wegla¬ nu sodowego oraz dodaje w trakcie mieszania 8 cz. wagowych wody. Otrzymana mieszanine wsadowa laduje sie porcjami do nagrzanego do tempera¬ tury 1000°C pieca obrotowo-wahadlowego.. Po za¬ ladowaniu mieszanki do pieca dodaje sie 5 cz. wa¬ gowych zlomu zelaznego, po czym uruchamia sie palnik umieszczony w czolowej scianie pieca i intensywnie nagrzewa wprowadzone do pieca materialy wsadowe do temperatury 1100°C. Po 2 godzinach przez otwory spustowe wylewa sie z pieca olów i zuzel. Otrzymuje sie 54 cz. wagowe olowiu surowego i 53 cz. wagowe zuzla. W filtrze workowym uzyskuje sie 4 cz. wagowe pylów o za¬ wartosci 15% Cd.Przyklad II. 100 cz. wagowych szlamów pow¬ stalych po lugowaniu pylów z gazów prazalnych z maszyny spiekalniczej o zawartosci 69% Pb, 3% Cd i 3% Zn miesza sie w mieszalniku bebno¬ wym z 15 cz. wagowymi weglanu sodowego, 5 cz. wagowymi wapna i 10 cz. wagowymi koksiku.Otrzymany w ten sposób material wsadowy o kon¬ systencji sypkiej, wprowadza sie w sposób ciagly 5 do pieca plomiennego. W piecu, w temperaturze 1300°C nastepuje intensywna redukcja zwiazków kadmu i olowiu oraz topienie skladników wsado¬ wych. Po napelnieniu wanny pieca stopionym ma¬ terialem, poprzez otwory spustowe, spuszcza sie 10 olów surowy i zuzel. Otrzymuje sie 65 cz. wago¬ wych olowiu i 39 cz. wagowych zuzla. Ponadto w filtrze "wordkowym uzyskuje sie pyly w ilosci 6 cz. wagowych o zawartosci 40% Cd.Przyklad III. 100 cz. wagowych pylów z od- 15 pylania gazów prazalnych z maszyny spiekalniczej o zawartosci 65% Pb, 5% Cd i 6% Zn, lacznie z 10 cz. wagowymi topnika w postaci zuzla z pro¬ cesów hutniczych, zawierajacego wodorotlenek so¬ dowy i 5 cz. wagowymi weglanu sodowego miesza 20 sie w mieszalniku bebnowym, dodajac porcjami 15 cz. wagowych roztworu alkalicznego, zawiera¬ jacego wodorotlenek sodowy. Otrzymana w ten sposób mieszanine o konsystencji sypkiej wprowa¬ dza sie porcjami do pieca obrotowo-wahadlowego. 29 Po zaladowaniu pieca uruchamia sie palnik umie¬ szczony w jego scianie czolowej i intensywnie na¬ grzewa wprowadzona do pieca mieszanine ma¬ terialów wsadowych. Po 8 godzinach utrzymywania wsadu w temperaturze 1100°C, stopiona mase wy- 31 lewa sie z pieca i oddziela olów surowy od zuzla.Otrzymuje sie 61 cz. wagowych olowiu surowego i 39 cz. wagowych zuzla. W filtrze workowym, sta¬ nowiacym urzadzenie odpylajace, gazy z pieca, uzyskuje sie pyly w ilosci 9 cz. wagowych o za- M wartosci 50% Cd.Zastrzezenie patentowe Sposób odzysku metali, zwlaszcza olowiu i kadmu z pylów powstajacych podczas spiekania koncen- 35 tratów cynkowo-olowiowych i szlamów powstalych po lugowaniu pylów z odpylania gazów prazalnych otrzymywanych przy spiekaniu koncentratów cyn¬ kowo-olowiowych na maszynie spiekalniczej Dwight- -Lloyd'a, metoda przetapiania wymienionych pylów 45 i szlamów z reduktorem weglowym i topnikiem zasadowym w piecu plomiennym stacjonarnym lub obrotowym, znamienny tym, ze wymienione pyly o zawartosci 56—66% Pb, 1—5% Cd i 1—6% Zn i wymienione szlamy o zawartosci 59—69% Pb, 50 0,5—3% Cd i 0,5—3% Zn zmieszane ze soba w do¬ wolnym stosunku, miesza sie z reduktorem weglo¬ wym w ilosci 4,5—15,5 cz. wagowych oraz topni¬ kiem zasadowym zawierajacym wodorotlenek lub weglan sodowy w ilosci 10,5—40,5 cz. wagowych, 55 w trakcie mieszania dodaje wody do zawartosci 3—14% wilgoci w mieszance, po czym tak uzyskana mieszanke wsadowa wprowadza sie do pieca plo¬ miennego i prowadzi w temperaturze 1100—1300°C proces wytopu.OZGraf. Z.P. Dz-wo, z. 446 (115+20) 1.82 Cena 45 il PL
Claims (1)
1.82 Cena 45 il PL
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL19917977A PL110859B1 (en) | 1977-06-25 | 1977-06-25 | Method of recovery of metals from dusts formed during agglomeration of zinc-lead concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL19917977A PL110859B1 (en) | 1977-06-25 | 1977-06-25 | Method of recovery of metals from dusts formed during agglomeration of zinc-lead concentrates |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL199179A1 PL199179A1 (pl) | 1979-02-26 |
| PL110859B1 true PL110859B1 (en) | 1980-08-30 |
Family
ID=19983336
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL19917977A PL110859B1 (en) | 1977-06-25 | 1977-06-25 | Method of recovery of metals from dusts formed during agglomeration of zinc-lead concentrates |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| PL (1) | PL110859B1 (pl) |
-
1977
- 1977-06-25 PL PL19917977A patent/PL110859B1/pl unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PL199179A1 (pl) | 1979-02-26 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4571261A (en) | Method for recovering lead from waste lead products | |
| Mahdavian et al. | Recovery of vanadium from Esfahan Steel Company steel slag; optimizing of roasting and leaching parameters | |
| CN111893310A (zh) | 一种固体危废无害化资源化的处理方法 | |
| US4017308A (en) | Smelting and reduction of oxidic and sulphated lead material | |
| US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
| US4613365A (en) | Method for recovering precious metals | |
| EP0839919A1 (en) | Process and installation for treating of flue dusts from electric steelworks | |
| EP0588235B1 (en) | Process for recovering lead from lead-containing raw materials | |
| CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| CA1157665A (en) | Low temperature, non-so.sub.2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide- containing material | |
| EP0196800B1 (en) | Secondary lead production | |
| CN109136575B (zh) | 一种湿法处理多金属粉尘的工艺方法 | |
| US4212666A (en) | Tin recovery | |
| PL110859B1 (en) | Method of recovery of metals from dusts formed during agglomeration of zinc-lead concentrates | |
| US4512798A (en) | Method for producing lead from sulphidic and oxidic and/or sulphatic lead raw materials | |
| US4909839A (en) | Secondary lead production | |
| Tan | Challenges to Treat Complex Zinc Concentrate and Latest Technical Development | |
| RU2094509C1 (ru) | Способ получения свинца из отходов | |
| CN106834690A (zh) | 一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法 | |
| Xia | Recovery of zinc from zinc ferrite and electric arc furnace dust. | |
| RU2221062C1 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро | |
| CN119685600B (en) | Method for recycling valuable metals in lead-containing solid waste and wet zinc smelting waste | |
| AU650471B2 (en) | Method of extracting valuable metals from leach residues | |
| WO1992002648A1 (en) | Method of extracting valuable metals from leach residues | |
| CN110451556A (zh) | 一种次氧化锌、硫酸锌以及纳米氧化锌的生产工艺 |