Przedmiotem wynalazku jest sposób * odzysku olowiu i cynku z'surowców siarczkowych, zwlasz¬ cza z surowców o wysoikiej zawartosci wegla or¬ ganicznego, a szczególnie ze szlamów pochodzacych z odpylania mokrego gazów gardzielowych z pie¬ ców szybowych do wytoipu kamienia miedziowe¬ go. Surowce siarezkowo-olowiowe z mokrego od¬ pylania gazów gardzielowych z pieców szylbowyoh do wytopu kamienia miedziowego wystepujace w postaci szlamu, zwane dalej szlamami, po oddzie¬ leniu z nich wody przez dekantacje w zbiorni¬ kach osadowych, filtr-owanie lufb wirowanie, w przeliczeniu na material suchy zawieraja wago¬ wo: 30—40% olowiu wystepujacego glównie w po¬ staci siarczku olowiowego, 5—7% cynku w postaci tlenku i siarczku cyniku, 3—7% miedzi w postaci siarczku miedzi, 0,01(5—0,02% renu w postaci siarczku renu, 6—il8% wegla w postaci zwiazków organicznych, 20—315% wody.Znany z polskiego opisu ,patentowego nr 90053 sposób przerobu pylów olowiowych pclega na tym, ze do pieca wahadlowo-obrotowego wprowadza sie, korzystnie w postaci zgrudkowanej 22—44% wa¬ gowych utlenionych ipylów olowiowych z odpyla¬ nia gazów odlotowych agregatów hutniczych do otrzymywania: kamienia miedziowego i miedzi czarnej, 48—68% wagowych pylów olowiowych nie utlenionych,, zawierajacych smoliste produkty piro¬ lizy, wegli kopalnych,, bezwodny weglan sodu w ilosci 3—8% wagowych oraz zelazo kawalkowe w ilosci 8—15% wagowych. 10 15 20 25 30 Wsad najpierw sie suszy w atmosferze sadnie utleniajacej uzyskanej przez wprowadzenie do opalajacego piec palnika powietrza wzbogacanego w tlen o zawartosci 30—40% objejtosciowyoh tlenu.Po wysuszeniu wsad utlenia sie w fazie stalej utrzymujac dotychczasowy sklad powietrza dopro¬ wadzanego , do palnika. Nastepnie zmienia sie atmosfere pieca na slabo utleniajaca przez wpro¬ wadzenie do palnika powietrza o zawartosci 21— 30% objetosciowych tlenu i wsad stapia sie. Po sto¬ pieniu do palnika wprowadza sie powietrze o nor¬ malnej zawartosci tlenu utrzymujac atmosfere obojetna. Po przereagowaniu wsadu, zawartosc pieca wylewa sie do kadzi i ,po odstan-iiu spuszcza sie olów surowy, który kieruje sie do rafinacji, ' natomiast pyly wtórne kieruje sie do suchego ukladu odpylajacego.Niedogodnoscia powyzszego sposobu jest koniecz¬ nosc czestej zmiany atmosfery pieca co komplikuje operacje przetopu. Cynk i miedz w tym procesie przechodza glównie do zuzla powstajacego w ilosci 70% wagowych, który zawiera 5—7% wagowych Zn ,i 3—7% wagowych Cu.¦Zuzel ten w duizej ilosci kierowany jest do pieca szybowego do przetopu na kamien miedizduwy. W piecu szybowym czesc cynku redukuje sie, odpa- rowywuje i powrotnie przechodzi do szlamów, a pozostala ilosc do zuzla z pieca szyibowego, w któ¬ rym jest bezpowrotnie tracona. Zawracany cynk 115 095115 095 powoduje trudnosci w wytopie kamienia miedzio¬ wego w piecu szybowym. Dodatkowa niedogodnosc opisanego sposobu wynika z tego-, ze zawarty w mieszance olowionosnej wegiel w postaci rozdrob¬ nionej utrudnia koagulacje olowiu, a takze redu¬ kuje znaczna czesc siarczanów olowiu do siarcz¬ ków, przez co zwieksza sie ilosc kamienia polime- talicznego o wysokiej zawartosci olowiu oraz zwie¬ ksza sie ilosc olowiu przechodzacego do pylów wskutek wysokiej lotnosci siarczku olowiu. W re¬ zultacie proces ten charakteryzuje sie niskimi uzy¬ skami olowiu metalicznego oraz bogajtym w olów zuzlem.¦ Iirinyim znanymi sposofcemi przerobu szlaimów jest prazenie ich w temperaturze 870°K w pdecu obro¬ towymi w wyniku czego; nastepuje wypalenie z niich wegla organicznego do zawartosci ponizej 3% wa¬ gowych w prazonce oraiz czesciowy upal siarki biJLansciwo 20%, przy równoczesnym czesciowym -uitleinieniu siarki siarczkowej do zawartosci 6—7% wagowych w prazonce. W procesie prazenia otrzy¬ muje sie prazonke o zawartosci 40% wagowych Pb w ilosci liczac lacznie z pylami z komory wsftejp- nego odpylania 80% wagowych w stosunku do wsadu. Do prazonki przechodzi cala ilosc cynku i miedzi zawartej w szlamie. Otrzymana pirazomke przetapia sie na olów przewaznie w piecu oforoto- wo-wahadlowym. Poniewaz prazonka zawiera oko¬ lo 6—7% wagowych siarki siarczkowej, w procesie wytopu olowiu otrzymuje sie zuzel i kamien poli- meitaliczny o stoisunkowO' wysokiej * zawartosci olo¬ wiu, srednio 6% wagowych Pb, przy równoczesnej zawartosci 6—8% wagowych Cu i 6—8% wago- wycih Zn. Przy zwiekszonej zawartosci siarczanu wapnia w prazowce, powstajacego w czasie neutra¬ lizacji wód z odpylni pieca szybowego do miedzi, straty oJowtiu w zuzlu i kamieniu polimeltalicznym powstajacym wiedy w bardzo duzej ilosci, docho¬ dza do 5b% wagowych^ a. uzysk olowiu wynosi okolo 20%, pozostala ilosc przechodzi w pyly.Zuzle z wytopu olowiu w piecu obrotowo-wa- hadlowym kieruje sie do pieca szybowego w celu odzysku zawartej w nim miedzi i pozostalego w nim olowiu.Niedogodnoscia tego procesu jesit przechodzenie ze szlamu do prazonki wszysftlkich skladników zu- zlotwóriczyicih, w tym szczególnie szkodliwego przy wytopie olowiu siarczanu wapnia,, stosunkowo ni¬ ska zawartosc w prazonce olowiu w wysokosci 40% wagowych^ zawartosc siarki siarczkowej w ilosci 6—7% wagowych. Powoduje to koniecznosc doda¬ wania przy przetopie prazonki na olów znacznych ilosci dodatków technologicznych takich jak zlom zelaza w ilosci 15% wagowych w odniesieniu do praizoinki i sody w ilosci 10% wagowych w odnie¬ sieniu do prazonki, Dodatkowa niedogodnoscia tego sposobu jest zawracanie do pieca szybowe¬ go do miedzi duzej ilosci zuzla z wytopu olowiu, o niskiej zawartosci miedzi, powstajacego w ilosci 56% waigowych w stosunku do szlamu zawieraja¬ cego cala ilosc cynku i okolo 12% Pb bilansowa Cynk i olów powoduja trudnosci w wytopie ka¬ mienia miedziowego, a .równoczesnie krazac w olbdegu zwiejkszafia ilosc pylów powstajacych w procesie wytopu kamienia miedziowego.Zgodnie z wynalazkiem sposób odzysku olowiu i cynku z surowców siarczkowych, poprzez prze¬ rób suirowców siarczkowych lub surowców siarcz¬ kowych z dodatkami korygujacymi- w piecu obro- 5 towym pracujacym w przeciwpradzie, polega na tym, ze proces prowadzi sie w temperaturze 1370 —*1'570°K, w atmosferze utleniajacej w przestrzeni pieca ponad warstwa wsadu,, a redukcyjnej w warstwie wsadu. W wyniku, tak prowadzonego procesu olów i cynk sa eliminowane ze szlamu i glównie w postaci tlenków przechodza do pylów uzyskiwanych w odpylni suchej najkorzystniej w filtrze tkaninowym, natomiast nielotne skladni¬ ki wsadu i miedz przechodza do zuzlai zwanego odpadami piecowymi.W przypadku szlamu o wysokiej zawartosci wegla 8—15% nie stosuje sie dodatku koksiku do wsadu wykorzystujac zawarty w nim wegiel do nagrzania wsadu do wymaganej temperatury procesu,, natomiast w wypadku szlamów o niskiej zawartosci wegla rzedu 6—10% dodaje sie do szla¬ mu koksik o granulacji 0—10 mm, w takiej ilosci by laczna, zawartosc wegla w namiarze wynosila maksimum 30%, co zapewnia uzyskanie zlozonej temperatury procesu i odpedzenie cynku.- Dodatek koksiku uzalezniony jest równiez od zawartosci siarki i wiligoci w szlamie. Namiar do pieca ze¬ stawia sie w ten sposób aby modul zasadowosci zuzla wyrazony stosunkiem CaO + MgO : Si02 + Fe wynosil nie wiecej niz 0,5. W celu dochowania zalozonych modulów, w zaleznosci od zawartosci w przerabianym szlamie CaO, MjgO„ Si02, Fe do¬ daje sie do szlamu piasku lufo wapna w postaci wapna palonego lub wapna nawozowego otrzymy¬ wanego z pieców przewalowych do cynku, a takze kamieniai wapiennego. Piec obrotowy opala sie py- leim weglowym, olejem opalowym luib gazem w ten sposób, aby wsad w strefie przypalnikowej mial zadana temperature. Szlam do pieca obroto¬ wego podaje sie w przeciwpradzie do gazów spa¬ linowych przez co wykorzystuje sie cieplo gazów do wysuszenia a nastepnie podgrzania szlamu.Nad warstwa w piecu utrzymuje sie atmo¬ sfere utleniajaca przez odpowiedni dolbór ilosci zasysanego przez piec powietrza. Nadany do pie¬ ca szlam od strony górnej koncówki pieca na¬ grzewa sie od przeplywajacych w przeciwpradzie gazów. Wskutek ruchu obrotowego pieca< i jego pochylenia szlam przesuwa, sie w pieou w kie¬ runku jego dolnej koncówki, w której utrzymuje sie najwyzsza temperature 1370^1i57iO°K. W mia¬ re nagrzewania szlamu nastepuje najipierw od¬ parowanie z niego wilgoci,, a nastepnie od tem¬ peratury 870°K 'parowanie czesci lotnych zwiaiz- ków organicznych wegla, które spalaja sie w przestrzeni pieca, a pozostale rozkladaja sie z wydzieleniem wegla elementarnego. W miare dal¬ szego nagrzewania wsadu w piecu od przyply¬ wajacych w przeciwpradzie gazów spalinowych i spalania wejgia oraz czesci lotnych nastepuje jego nagrzewanie do temperatury 1570°K. Za¬ warty w szlamie olów w postaci siarczku utle¬ nia sie wskutek subdimaicji juz od temperatury H07/0°K, a w wyzszych .temperaturach uitlenia sie najpierw do siarczanu olowiu, który rozklada sie 15 20 25 30 35 40 45 50 55 905 na tlenek powyizej: temperatury 127iO°iK i odpa¬ rowuje ze wsadu. Pary. siarczku olowiu spalaja sie w utleniajacej atmosferze pieca do tlenku olowiu i czesciowo siarczanu. Zawarty w szlamie siarczek cynku utlenia, sie do tlenku cynku, któ¬ ry redukuje sie do cynku metalicznego tlenkiem wegUa {powstajacym w warstwie wsadu z zawar¬ tego w nim wegla. Cynk metaliczny paruje i spa- la sie do tlenku cynku w utleniajacej atmosferze pieca. Pyl .skladajacy ,sie z tlenku olowiu z maly¬ mi udzialami siarozku olowiu i siarczanu olowiu oraz tlenku cynku jest unoszony pr.zez gazy spa¬ linowe, opuszcza piec i dostaje sie do ukladu odpylajacego najkorzystniej filtra tkaninowego, w którym pyly oddzielaja sie od gazów spalinowych.Gazy spalinowe w zaleznosci od zawartosci w nich dwutlenku siarki sa kierowane do komina lub do ukladu neutralizacji. Uzyskany w wyniku procesu eliminacji koncentrat olowiowy, który stanowi pyl osadzony w filtrze i ukladzie wstepnego odpy¬ lania zawiera, w procentach wagowych: 55—68% Pb, 8—14% Zn, 0,5—3% siarki siarczkowej, 0,5—2% siarki siarczanowejjy 28—0,032% renu. Zuzel schladzany jest w dolnej koncówce pieca zasy¬ sanym powietrzem i opuszcza, piec w postaci pla¬ stycznej lub w stanie stalym w postaci ziaren o granulacji 2—20 mim. Opuszczajac piec zuzel za¬ wiera w procentach wagowych: 2—18% Pb, 1—4% Zn, 8—10% Cu. •¦ "¦ Ilosc otrzymywanego zuzla zalezy od ilosci skladników zuzlotwórczych w szlamie i wynosi najczesciej okolo 7—112%. Miedz zawarta w szla¬ mie pozostaje glównie w zuzlu, czesciowo w po¬ staci siarczku miedzi a czesciowo w postaci tlen¬ ku i w/tracen metalicznych. Czesc zwiazków olo¬ wiu i miedzi wyredukowuje sie, stapia i gromadzi sie w dolnej czesci pieca. Stopione zwiazki olo¬ wiu i .miedzi zgromadzone w dolnej czesci pieca, w .postaci stopu miedziowo-olowiowego lulb stopu miedzdowo^olowiowego i kamienia olowiowo-mie- dziowego, lacznie z zuzfleim, korzystnie spuszcza sie okresowo przez otwór spustowy umieszczony na polboczinicy dolnej koncówki pieca. W odstoj- niku nastepuje rozdzial zuzla od kamienia i sto¬ pu. Koncentrat olowiowo-cynkowy i kamien olo- wiowo^miedziowy kierowane sa do przerobu na olów metaliczny w znanych agregatach hutni¬ czych najkorzystniej w piecu elektrycznym luko- wo-qporowyim lulb w piecu wahadlowo-obroto¬ wym. Zaizde z przerobu koncentratu olowiowo- -cynkowego na olów metaliczny kierowane sa do przerobu w procesie przewalowym celem odzysku zawartego w nich cynku i olowiu. Pyly otrzyma¬ ne w czasie przerobu koncentratu olowiowo-eyn- kowego na olów metaliczny zawieraja ren w du¬ zej koncentracji, do 0,1)8% wagowych i kierowane sa do lugowania celem odzysku z nich renu. a szlamy po lugowaniu dodawane sa do koncentratu olowiowo-cyinlkowego 'i przetapiane lacznie z nim w celu odzysku z nich olowiu - Zaleta sposobu wediug wynalazku, w stosunku do znanych metod jest wzrost uzysku olowiu o 5% wagowych i wzrost uzysku remi o 30% wagowych.Ponadto sposób ten pozwala na odzysk ze szlamu 095 ff cynku, który tracony jest w znanych dotychczas metodach przerobuszlamu. ' Przedmiot wynalazku wyjasniono dokladniej na przykladzie wykonania.- 5 Przyklad. Szlam o wilgotnosci 28% zawie¬ rajacy w przeliczeniu, na material suchy- w pro¬ centach wagowych 36,52% olowiu zwiazanego w postaci siarczku, 5,712% cynku, 6,2% miedzi, 1&J$% wegla w postaci organicznej, 11,51% siarkft siarefc- 10 kowej, 0,015% renu, 2„74% tlenku wapnia,, 1,23% tlenku magnezu, 6,47% krzemionki, 1,6% zelazn w postaci tlenku o module zasadowosci obliczo¬ nym ze wzoru %CaO + %MigO : %SiO^ + %Fe rów¬ nym 0,5 dozuje sie w sposób ciagly do .pieca olro-< 15 towego od strony górnej jego koncówki. Piec wy¬ murowany jest cegla ogniotrwala pochylony wzgledem poziomu o 2° i obraca sie z szybkoscia; 0,4 dbrotu/miinute. Qd strony dolnej koncówki piec opalany jest palnikiem. Do opalania pieca 2Q stosuje sie pyl weglowy. W dolnej koncówce pieca utrzymuje sie temperature 1520—1570°K.Gazy spalinowe ze spalania wegila w palniku oraz wegla i siarki siarczkowej we wsadzie, przeply¬ waja w przeciwpradzie do materialu i nagrze- 25 waja wsad. .Wisad w piecu przesuwa sie w strone dolnej koncówki pieca, dziejki ruchowi obrotowemu pie¬ ca i jego pochyleniu 2° wzgledem poziomu. Przy nagrzewaniu szlamu w i»ecu do 373^K nastepuje odparowanie wilgoci ze szlamu, a w miare dal¬ szego nagrzewania do 870°K czesciowo oparowuja ze szlamu organiczne zwiazki we|gla, zwlaszcza zwiazki o niskiej temperaturze wrzenia', niskim ciezarze czasteczkowym i spalaja sie w 'utlenia- a5 J3jC€J atmosferze pieca w przestrzeni piecowej nad warstwa wsadu i w komorze pylowej pieca. Orga¬ niczne zwiazki wegla o wysokim ciezarze cza¬ steczkowym rozkladaja sie na wegiel elementar¬ ny, który pozostaje w warstwie wsadu i wraz z nim przesuwa sie w piecu w strone najwyz¬ szych temperatur. Zawarty w szlamie siarczek olowiu po osiagnieciu przez szlam temperatury 1070°K. ulatnia sie wskutek suiblimacji. iPary siarczku olowiu spalaja sie w utleniaja- 45 cej atmosferze pieca nad warstwa wsadu, w niz¬ szych temperaturach, do siarczanu olowiu, a w wyzszych do tlenku. Siarczan olowiu powstajacy czesciowo w warstwie wsadu wskutek utleniania na. powierzchni wsadu siarczku, olowiu, rozklada 50 sie w temperaturze powyzej 1(2710°K na tlenek olowiu, który intensywnie paruje. Tlenek cynku redukuje sie z tlenkiem wegla powstajacym ze spalania wegla w warstwie wsadu, w wyniku czego powstaje metaliczny cynk;, który odparo- &5 wuje z warstwy wsadu i spala, sie do tlenku cynku nad warstwa wsadu. Pary i pyly zwiaz¬ ków olowiu i cynku unoszone sa z pieca przez gazy spalinowe i wraz z czescia skladników zju- zloitwórczych dostajacych sie do strugi przeply- 60 wajacych gazów spalinowych, wskutek porywu mechanicznego wyprowadzane sa z pieca do . ukladu odpylajacego — filtra tkaninowego. W filtrze nastepuje oddzielenie gazów spalinowych od pylów, które stanowia koncemtrat olowiowo- re -cynkowy. Pyly z komory pylowej pieca znajdu-115 095 jacej sie za piecem zawracane sa do wsadu, na¬ tomiast pyly z chlodnicy znajdujacej sie przed filtrem kieruje sie do produktu i stanowia one koncentrat cynkowo^olowiowy.Koncentrat cynkowo-olowiowy z filtra i chlod¬ nicy zawiera* srednio w procentach wagowych: Pfo — 63,52%, Zn ^ 7,2%, Re — 0,025%, SS04 — 3,23%, Ss — 0,6%* Zawarte w szlaimie skladniki zualo-tworcze tworza zuzel o module zasadowosci równym 0;5, który topi sie w temperaturze powy¬ zej 1470^K i w zakresie najwyzszych temperatuir utrzymywanych w dolnej koncówce pieca 1520— l5ft0°K znajduje siQ w piecu w stanie plynnym.W miare zfbliiania sie do wylotu z pieca od stro¬ ny jego dolnej koncówki zuzel plynny chlodzi sie zasysanym do pieca powietrzem, granuluje i ^pu¬ szcza piec w postaci plastycznych bryl o ziarni¬ stosci 10—lfliO mm. W zuizflu tym znajduje sie cala miedz dodana ze szlamem czesciowo w postaci zwiazików siairczikowych, tlemkowych i wtracen metalicznych.Zuzel zawiera w procentach wagowych: Cu — 19,2%, Pb — 3,02%, Zn — 5,1%, CaO — 16,6%, MgO — 7,4%, SiQ2 —39,1%, Fe —10,1%. Zuzel ten kiero¬ wany jest do przerobu na kamien w piecu szybo¬ wym do wytopu kamienia miedziowego. Otrzymany koncentrat olowiowo-cynkowy (kierowany jest do pieca obrotowo-wahadlowego w celu przetopu na olów w temperaturze 1420°K. Do pieca obrót owo- -wahadlowego dodaje sie dodatki technologiczne zlomu zelaza w ilosci 4% i sody w ilosci 3%. Ilosc otrzymanego zunla z pieca obrotowo-wahadlowe- go wynosi 22%, zawartosc w nim cynku 15%, a olowiu 5%.Zuzel z pieca oforotowo-wahadlowego kieruje sie do przerobu w procesie przewalowym, w któ¬ rym odzyskuje sie z niego cynk i olów. Pyly otrzymane z pieców obrotowo-wahadlowych w 8 ilosci 8% w stosuniku do koncentratu cymkowo- -olowiowego zawieraja w procentach wagowych: Plb — 40., Zn — 18, i wysoika koncentracje renu w ilosci 0,18%. Pyly te kierowane sa do lugowa¬ nia., gdzie odzyskuje sie zawarty w nich ren, a szlamy po lugowaniu ,przeftapiane sa w pie¬ cach obrotowo-wahadlowych lacznie z koncentra¬ tem olowiowo-cynlkowym: Zastrzezenie patentowe Sposób odzysku olowiu i cynku z surowców siarczkowychi, zwlaszcza z surowców o wysokiej zawartosci wegila organicznego, a. szczególnie ze szlamów pochodzacych z .mokrego odpylania ga¬ zów gardzielowych z pieców szybowych do wy¬ topu kamienia miedziowego, polegajacy na tym, ze surowce siarczkowe luib surowce siarczkowe z dodatkami korygujacymi wprowadza sie do pieca obrotowego ogrzewanego padniikiem i pra¬ cujacego- w przeciwpradaie i stajpia sie je po uprzednim wysuszeniu, a utlenione pyly wtórne kieruje sie do suchego ukladu od/pylajacego, zna¬ mienny tym, ze proces prowadzi sie w tempera¬ turze 1370—1570oK w atmosferze utleniajacej w 25 przestrzeni pieca ponad warstwa wsadu, a reduk¬ cyjnej w warstwie wsadu, przy czym namiar do pieca zestawia sie w ten sposób, a»by modul za¬ sadowosci zuzlai wyrazony stosunkiem CaO + + MgO : Si02 + Fe wynosil nie wiecej niz 0,5, na- 30 tomiast stopione zwiazlki olowiu i miedzi zgroma¬ dzone w dolnej czesci pieca,, w postaci stopu mie¬ dziowo-olowiowego luib stopu miedziowo-olowio- wego i kamienia olowiowo^miedziowego, lacznie z zuzlem, korzystnie spuszcza sie okresowo przez otwór spustowy umieszczony na pobocznicy dolnej koncówki pieca, po czym urzyskane w tym proce¬ sie produkty przerabia sie dalej znanymi meto¬ dami. 10 15 20 35 PZGraf. Koszalin D-605 100 egz. A-4 Cena 100 zl PLThe present invention relates to a process for the recovery of lead and zinc from sulphide raw materials, in particular from raw materials with a high organic carbon content, and in particular from sludge from wet dust extraction of throat gases from shaft furnaces for copper matte smelting. Sludge-lead raw materials from wet de-dusting of throat gases from shaft furnaces for smelting copper matte present in the form of sludge, hereinafter referred to as sludge, after separation of water from them by decanting in sediment tanks, filtering the barrels, centrifugation on the dry material they contain: 30-40% lead, mainly in the form of lead sulphide, 5-7% zinc as oxide and cynic sulphide, 3-7% copper as copper sulphide, 0.01 (5-7% 0.02% of rhenium in the form of rhenium sulphide, 6-10% of carbon in the form of organic compounds, 20-315% of water. The method of processing lead dust pcleg known from the Polish patent no. 90053 is based on the fact that a pendulum-rotary furnace is introduced preferably in the form of pellets 22-44% by weight of oxidized lead dusts from the dedusting of flue gases of metallurgical units for the production of: copper matte and black copper, 48-68% by weight of unoxidized lead dusts containing tarry products pyrolysis, fossil carbon, anhydrous sodium carbonate in an amount of 3 to 8% by weight and iron in an amount of 8-15% by weight. The charge is first dried in a low-oxidizing atmosphere obtained by introducing oxygen-enriched air into the firing furnace with an oxygen content of 30-40% by volume oxygen. After drying, the charge is oxidized in the solid phase, maintaining the current composition of the feed air to burner. The furnace atmosphere is then slightly oxidized by introducing air into the burner containing 21-30% oxygen by volume and the charge melts. Normal oxygen is introduced into the burner as it is melted, maintaining an inert atmosphere. After the charge has reacted, the contents of the furnace are poured into a ladle and, after settling, the raw lead is discharged, which is directed to the refining, while the secondary dust is directed to the dry dust collector. complicates remelting operations. In this process, zinc and copper pass mainly into the slag formed in the amount of 70% by weight, which contains 5-7% by weight of Zn, and 3-7% by weight of Cu. The large amount of this sludge is directed to the shaft furnace for melting sandstone . In the shaft furnace part of the zinc is reduced, evaporated and passed back to the sludge, and the remaining amount to the slag from the shaft furnace where it is irretrievably lost. The recycled zinc 115 095 115 095 causes difficulties in smelting the copper matte in the shaft furnace. An additional disadvantage of the described process results from the fact that the particulate carbon contained in the lead mixture hinders the coagulation of the lead, and also reduces a significant part of the lead sulphates to sulphides, which increases the amount of polythenic stone with a high content of lead and the amount of lead that becomes dust increases due to the high volatility of lead sulphide. As a result, the process is characterized by low lead metal yields and a lead-rich metal compound. A known method of processing shallies is roasting them at 870 ° K in a rotating brush as a result; the organic carbon is burnt to a content of less than 3% by weight in the broth and a partial heat of the sulfur is 20% by weight, with the sulfur sulfur partially being partially uthleinated to a content of 6 to 7% by weight in the broth. In the calcination process, a chip is obtained with a content of 40% by weight of Pb, including the dust from the primary dedusting chamber, 80% by weight in relation to the charge. All the zinc and copper contained in the sludge passes into the iron. The obtained pyrazome is smelted into lead, mostly in a swing and swing furnace. Since the brilliance contains about 6-7% by weight of sulfur sulfur, the smelting of lead produces a slag and a polymethylene stone with a relatively high lead content, an average of 6% by weight of Pb, with a simultaneous content of 6-8% by weight. Cu and 6-8% by weight of Zn. With an increased content of calcium sulphate in prairies, formed during the neutralization of water from the dedusting of the shaft furnace to copper, the loss of lead in slag and polymeltal stone formed in a very large amount of lead is up to 5% by weight. Lead yield is about 20%, the remainder turns into dust. The bad from the smelting of lead in a rotary-shaft kiln is directed to the shaft furnace in order to recover the copper contained in it and the remaining lead. The inconvenience of this process is the transition from the sludge to the bacon of all zu - calcium sulphate, including calcium sulphate, which is particularly harmful in the melting of lead, relatively low lead content in the calcination of 40% by weight, and sulphide sulfur content in the amount of 6–7% by weight. As a result of this, it is necessary to add significant amounts of technological additives, such as iron scrap in the amount of 15% by weight in relation to the roasting and soda in the amount of 10% by weight in relation to the roast, when melting the brownie into lead. An additional drawback of this method is the return to the furnace a large amount of slag from the smelting of lead to copper with a low copper content, formed in the amount of 56% by weight in relation to the sludge containing all of the zinc and about 12% Pb balance Zinc and lead cause difficulties in smelting copper stone and at the same time circulating in an enormous amount of dust generated in the process of smelting the copper matte. According to the invention, a method of recovering lead and zinc from sulphide raw materials by processing sulphide raw materials or sulphide raw materials with corrective additives in a rotary furnace working in countercurrent, the process is carried out at a temperature of 1370 - * 1'570 ° K, in an oxidizing atmosphere in the furnace space above the charge layer, and the reduction in the charge layer. As a result of the process carried out in this way, lead and zinc are eliminated from the sludge and mainly in the form of oxides pass to the dust obtained in a dry dedusting plant, most preferably in a fabric filter, while the non-volatile charge and copper components are transferred to the waste material known as furnace waste. carbon content 8-15%, no coke breeze is added to the charge, using the coal contained in it to heat the charge to the required process temperature, while in the case of sludge with a low carbon content of 6-10%, coke breeze with a grain size of 0 is added to the sludge -10 mm, in this amount, the carbon content in the measurement was a maximum of 30%, which ensures a complex process temperature and zinc stripping. - The addition of coke breeze also depends on the sulfur content and the moisture content of the sludge. The bearing for the furnace is adjusted in such a way that the modulus of the basicity of the slag expressed by the ratio of CaO + MgO: SiO 2 + Fe is no more than 0.5. In order to maintain the assumed modules, depending on the content of the processed sludge, CaO, MjgO, SiO2, Fe is added to the sand slurry or lime in the form of quicklime or fertilizer lime obtained from zinc roll furnaces, as well as limestone. The rotary kiln is fired with coal dust, fuel oil or gas in such a way that the charge in the burner zone has a set temperature. The sludge is fed to the rotary kiln countercurrently to the flue gases, which uses the heat of the gases to dry and then heat the sludge. The layer in the kiln is maintained with an oxidizing atmosphere by appropriately selecting the amount of air sucked in by the kiln. The sludge fed to the furnace from the upper end of the furnace is heated by the countercurrent gases flowing through it. As a result of the rotation of the furnace and its inclination, the sludge moves downwards towards its lower end, where the highest temperature is maintained at 1370 ° C and 57 ° K. When the sludge is heated, first the moisture is evaporated from it, and then, from the temperature of 870 ° K ', some volatile organic compounds of coal are evaporated, which burn in the furnace space, and the rest decompose with the release of elementary carbon. . As the charge in the furnace is further heated from the countercurrent exhaust gases and the combustion of inputs and volatile components, it is heated to a temperature of 1,570 ° K. The lead in the form of sulphide in the sludge is oxidized by subdimension already from the temperature of H07 / 0 ° K, and at higher temperatures it is first oxidized to lead sulphate, which decomposes into an oxide of 15 20 25 30 35 40 45 50 55 905. above: a temperature of 127 ° C and evaporate from the charge. Couples. Lead sulfide is burned in the oxidizing atmosphere of the furnace to lead to lead oxide and partially sulfate. Zinc sulphide contained in the sludge is oxidized to zinc oxide, which is reduced to metallic zinc with carbon monoxide formed in the charge layer from the carbon contained therein. The metallic zinc evaporates and burns to zinc oxide in the oxidizing atmosphere of the furnace. Dust consisting of lead oxide with small proportions of lead sulphate and lead sulphate and zinc oxide is lifted by the flue gases, leaves the furnace and enters the dedusting system, preferably a fabric filter where the dust separates from the gases Depending on their sulfur dioxide content, the exhaust gases are directed to the chimney or to the neutralization system. The lead concentrate obtained in the elimination process, which is the dust deposited in the filter and primary de-dusting system, contains, in percent by weight: 55-68% Pb, 8-14% Zn, 0.5-3% sulfur sulfur, 0.5 —2% sulfate sulfur, 28 —0.032% rhenium. The zuzel is cooled at the lower end of the furnace with suction of air and it leaves the furnace in the plastic or solid state in the form of grains with a grain size of 2-20 mm. On leaving the furnace, the zuzel contains in percentages by weight: 2 to 18% Pb, 1 to 4% Zn, 8-10% Cu. • ¦ "¦ The amount of slag obtained depends on the amount of fuming components in the sludge and is usually about 7-112%. The copper contained in the sludge remains mainly in the slag, partly in the form of copper sulphide and partly in the form of oxide and / or Some of the lead and copper compounds reduce, melt and accumulate in the lower part of the furnace Molten lead and copper compounds accumulated in the lower part of the furnace in the form of a copper-lead alloy or a copper-lead alloy and matte The lead-copper concentrate, including zuzfleim, is preferably drained periodically through the drain hole located on the side of the bottom end of the furnace. In the settling tank, the separation of the stone and the melt takes place. Lead-zinc concentrate and lead-copper stone are directed are to be processed into metallic lead in known metallurgical units, most preferably in an electric arc-pore furnace or in a shuttle rotating furnace. lead to metallic lead processing is directed to the recycle process in order to recover the zinc and lead contained in them. The dusts obtained during the processing of lead-zinc concentrate into metallic lead contain rhenium in a high concentration, up to 0.1) 8% by weight, and are directed to leaching in order to recover rhenium from them. and the leaching sludges are added to the lead-cyan concentrate and melted together with it in order to recover lead from them - The advantage of the method according to the invention, in relation to the known methods, is an increase in lead yield by 5% by weight and an increase in lead yield by 30% by weight In addition, this method allows the recovery of zinc from the 095 ff sludge, which is lost in the hitherto known methods of processing sludge. The subject of the invention is explained in more detail using an exemplary embodiment. Sludge with a moisture content of 28%, based on dry material - 36.52% by weight of lead bound as sulphide, 5.712% of zinc, 6.2% of copper, 1% of organic carbon, 11, 51% sulfur sulfur, 0.015% rhenium, 2, 74% calcium oxide, 1.23% magnesium oxide, 6.47% silica, 1.6% iron oxide with the basicity modulus calculated from the formula% CaO +% MigO:% SiO +% Fe of 0.5 is continuously dosed into the burner furnace from the upper end of it. The furnace is built of refractory brick, inclined by 2 ° to the horizontal, and rotates at a speed; 0.4 dbrotu / miinute. The furnace is fired by a burner on the lower end. The 2Q stove is fired with coal dust. A temperature of 1520-1570 ° K is maintained at the lower end of the furnace. The combustion gases from the combustion are carbonated in the burner and the carbon and sulphide sulfur in the charge flow counter-current to the material and heat the charge. The overhang in the furnace moves towards the bottom of the furnace, the rotation of the furnace and its inclination of 2 ° relative to the horizontal. When the sludge is heated to 373 ° K, the moisture from the sludge is evaporated, and as it is further heated to 870 ° K, organic carbon compounds, especially compounds with low boiling point, low molecular weight, and burn out from the sludge. in the 'oxidation' of the furnace atmosphere in the furnace space above the charge layer and in the furnace dust chamber. Organic carbon compounds with a high molecular weight decompose into elemental carbon, which remains in the charge layer and moves with it in the furnace towards the highest temperatures. The lead sulphide contained in the sludge after the sludge has reached a temperature of 1070 ° K. evaporates due to suiblimation. The lead sulphide vapors burn in the oxidizing atmosphere of the furnace above the charge layer at lower temperatures to lead sulphate and at higher temperatures to oxide. Lead sulphate formed partially in the charge layer by oxidation to. the surface of the charge of sulphide, lead, is decomposed at a temperature above 1 (2710 ° K into lead oxide, which evaporates intensively. Zinc oxide is reduced with carbon monoxide resulting from the combustion of carbon in the charge layer, resulting in the formation of metallic zinc, which evaporates) - it flows from the charge layer and burns, to the zinc oxide above the charge layer. Vapors and dusts of lead and zinc compounds are lifted from the furnace by the flue gases and together with some of the nourishing ingredients getting into the stream of flowing gases As a result of the mechanical gust, they are led out of the furnace to the dust removal system - a fabric filter. The filter separates the exhaust gases from the dust, which is a lead-re-zinc concentrate. Dusts from the dust chamber of the furnace located behind the furnace are returned the charge, while the dust from the cooler in front of the filter is directed to the product and forms a zinc-lead concentrate. The coolant contains, on average, in percentages by weight: Pfo - 63.52%, Zn - 7.2%, Re - 0.025%, SS04 - 3.23%, Ss - 0.6% * The plastic ingredients contained in the slurry forms a slag with a modulus of basic equal to 0.5, which melts at temperatures above 1470 ° K and at the highest temperatures maintained at the bottom end of the furnace 1520-150 ° K is in the furnace in a liquid state. As it approaches the outlet from from the side of the lower end of the furnace, the slurry is cooled with the air drawn into the furnace, granulated and the furnace is released in the form of plastic lumps with a grain size of 10-10 mm. In this zuizflu there is all the copper added with the sludge, partly in the form of sulfur compounds, tufts and metallic inclusions. Zuzel contains in percentages by weight: Cu - 19.2%, Pb - 3.02%, Zn - 5.1%, CaO - 16.6%, MgO - 7.4%, SiQ2 —39.1%, Fe —10.1%. This zuzel is directed to stone processing in a shaft furnace for smelting copper matte. The obtained lead-zinc concentrate (it is directed to the rotary-pendulum furnace to be melted into lead at the temperature of 1420 ° K. The technological additives of iron scrap in the amount of 4% and soda in the amount of 3% are added to the overturn furnace. The slug from the rotary kiln is 22%, the zinc content is 15%, and the lead content is 5%. The slag from the oscillating and shuttle kiln is recycled in a rolling process where zinc and lead are recovered from it. Dusts obtained from rotary-shuttle furnaces in the amount of 8% in relation to the tobacco-lead concentrate contain in percent by weight: Plb - 40, Zn - 18, and high rhenium concentrations in the amount of 0.18%. leaching, where the rhenium contained in them is recovered, and the sludge after leaching, is melted in rotary-swing furnaces, together with a lead-zinc concentrate: Patent claim Method of recovery of lead and zinc from sulphide raw materials, especially from raw materials high in content organic carbon, especially from sludge from wet dust extraction of throat gases from shaft furnaces for copper matte smelting, consisting in the fact that sulphide or sulphide raw materials with corrective additives are introduced into a rotary kiln heated with a slag and in the counter-current, and they are melted after drying, and the oxidized secondary dust is directed to the dry dust collection system, characterized by the fact that the process is carried out at a temperature of 1370-1570oK in an oxidizing atmosphere in the furnace space above the layer of the charge, and the reduction in the charge layer, with the bearing to the furnace being compiled in such a way that the modulus of the homogeneity expressed by the CaO + + MgO: SiO2 + Fe ratio was and the molten compounds of lead and copper collected in the lower part of the furnace in the form of a copper-lead alloy or a copper-lead alloy and a lead-copper matte, including metal, preferably periodically, it is drained through a drainage hole located on the side surface of the lower end of the furnace, after which the products obtained in this process are further processed by known methods. 10 15 20 35 PZGraf. Koszalin D-605 100 copies A-4 Price PLN 100 PL