PL142854B1 - Method of treating sulfite lead-bearing muds - Google Patents

Method of treating sulfite lead-bearing muds Download PDF

Info

Publication number
PL142854B1
PL142854B1 PL25043984A PL25043984A PL142854B1 PL 142854 B1 PL142854 B1 PL 142854B1 PL 25043984 A PL25043984 A PL 25043984A PL 25043984 A PL25043984 A PL 25043984A PL 142854 B1 PL142854 B1 PL 142854B1
Authority
PL
Poland
Prior art keywords
lead
zinc
sludge
furnace
sulphide
Prior art date
Application number
PL25043984A
Other languages
Polish (pl)
Other versions
PL250439A1 (en
Inventor
Jan Cebula
Jerzy Plonka
Edward Stos
Janusz Lisowski
Romuald Opalinski
Boguslaw Warchal
Marian Matuszyk
Ryszard Jurowski
Antoni Koryczan
Eryk Gawelczyk
Jan Makiela
Andrzej Bryniak
Andrzej Dygon
Rudolf Kurek
Waldemar Ortlieb
Tadeusz Stasik
Original Assignee
Inst Metali Niezelaznych
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Inst Metali Niezelaznych filed Critical Inst Metali Niezelaznych
Priority to PL25043984A priority Critical patent/PL142854B1/en
Publication of PL250439A1 publication Critical patent/PL250439A1/en
Publication of PL142854B1 publication Critical patent/PL142854B1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

Przedmiotem wynalazku jest sposób przerobu siarczkowych szlamów olowionosnych w piecach hutniczych, a izwlalszezla iszfliamów pochodzacych z mokrego odjpylania gazów gardzielowyeh pieców (Szybowych ido przetopu .koncentratów miedziowych. iSzlaimy, w których metalie wyistepuja glównie w [postaci siarczków, ta zwlaszcza szlamy iz .mokre¬ go odpylania gazów gardzielowych iz pieców szy¬ bowych do wytopu kamienia miedziowego,, zwa¬ ne "dalej sizllamiaimi zawieraja w procentach wa¬ gowych: 25'—45^/0 olowtiu wytstepujacego glównie w 'postaci siarczku olowiowego, 6—8l% cyniku gló¬ wnie w postaci siarczku cyinkui, 2i—i$fa • miedzi w (postaci siarczku miedzi '0,013—0\fi2Pfa renu, 0,015— 0,025!°/© srebra, 0,03—^,051% kadmu, 8^141% siarki, 8—W/a wegla iw postadi zwiazków organicznych i 30—W/o wilgoci.Znany z opisu patentowego nr 95021 sposób pUzenoibu szliamów polega nia tym, ze szUam prazy sie w piecu obrotowym w temperaturze 720— 920 K w atmosferze utleniajacej, W cza sile jpraze- ntia wyjpaiia sie ze szlamu wegiel oraz nastepuje czesciowe utlenienie siarczku olowfiu do siarczanu olowiu, Prazanke przetapia sie daHej w piecu ofaro- towo-wahadlOwym w temperaturze 1420^(14:70 K, gdzie otrzymuje sie olów surowy, zuzel, w którym gromadzi sie miedz i cynk oraz pyly, w których koncentruje sie ren.Niedogodnoscia dotychczasowego sposobu jest to, , ze w otrzymanej prazo/nce olkoio 70% olowiu znaj- 2 duje sie w ,pofstaci siarczków. Powoduje to kondecz- nosc stosowania ipmzy przeiboptie prazonki w piiecu obrotowo-waihadlowym znacznych ilosci dodatków technologicznych w postaci weglanu sodu i zelaza. 5 Dalsza niedogodnoscia 'dotychczasowego sposobu jest przechodzenie do zuzla miedzi, cynku1 i duzej ilojsci olowiu. Zuzel zawracany j^eist do przetopu w piecu szybowym,, cynk zawarty w zuzlu krazac w obiegu zwieksza illosc pylów i powoduje wzrost i° ziawiartoisci cynku w szlamie olowionosnym, co ob- niz)a jego przydatnosc do przetopu w piecu obro¬ towo-wahadlowym.Sposób przerobu siarczkowych szlaimów olowio¬ nosnych wedlug wynalaziku polega na tym, ze 15 iszdam z odpylni mokrej pieca' szybowego odwad¬ nia sie przez odstanie lub odwirowanie i suszy wstepnie na powietrzu do zawartosci wilgoci 20— 30% 'wagowych, a nastepnie prazy w piecu obro¬ towym zaopatrzonym w suchy lub mokry filtr ga- 20 zów.' Priazenie prowadzi sie w temperaturze od 1170 do 13160 K w atmosferze utlendiajacej.W wyniku tak prowadzonego procesu iotne me- tala a wi tym okolo 60% olowiaii, okolo 80% ire- 25 nu i okolo 85w/o kadmu odpedza sie ze szlamu.Metale odpedzone ze iszlamu w postaci siarczków utleniaja sie w atmosferze pieca i w postaci mie¬ szaniny siarczanów i tlenków przechodza do py¬ lów pozyskiwanych w odpylni, stanowiac wyso- 30 kowartosciowy Utleniony koncentrat olowiowy 142 8543 142 854 4 przydatny do dalszego przetopu ima olów w pie¬ cach hutniczych. Skladniki zuzlotwórcze szlamu oraz nielotne zwiazki miedzi, cynku, srebra i olo¬ wiu zwiazanego w postaci krzemianów opuszczaja piec jako spieczony ziarnisty ilu/b kawalkowy ma- teriilail, ziwamy "dalej prazorika; JPmazorike ..zawierajaca l&-^3l5%u wtagoWych olo¬ wiu i. 6—i25l°/qwagowych cyinku miesza sie w ilo- isdi "!2" dO'^2%' Wagowych z siarczkowymi i/lub utlenionymi koncentratami cymkowo^olowiowymi.Niastejpiniie niawilza do zawartosci od 4,5 do 9% wa¬ gowych) wody i kieruje doi Bfcwekania n)a (maszynie DL dla otrzymania isipieku cymkowo-olowiowego, który nastepnie przetapia sie w pdecu szybowym typu ilS w celu otrzyrrianila cynku i olowiu.|Zaleta isposobu wedlug wyniaiiaziku jest to, ze pozwaflla na odzysk ze iszUamu cynku, który jest tracony w znanych dotychczas spoaobaclh przerobu olowrionosnych siarczlkowycih szlamów^ a ponadto umozliwia podwyzszenie uzysku olowiu o okolo SP/or i irenu o- okolo 30%.Sposób wedlug wynalazku jeist dokladniej wy¬ jasniony inla przykladach jego stasowania.Przyklad I. Ciasftowiaty szlam o zawartosci 41% wagowycih wilgoci oraz w przeliczeniu na su- clha substancje w procentadh1 wagowych: 34.-5% olo¬ wiu w postaci siarczku, tij2|% jcyniku w postaci .siarczku, 15,8% miedzi, 0,014% menui, 0,05% kadmu, 0,018% srebra, l(4,-'6P/o wegla i 12,4J% siarki siarcz¬ kowej gromadzi sie na skladowisku oitwartym o zdrenowanym podlozu w warstwie o grubosci oko¬ lo 1 im i poddaje1 idzialaniu slonca i wiatru przez okres 45 miesieey mieszajac pieciokrotnie w tym cziasie. W wyniku dzialania czynników aitmosfery- eznyóh i naturalnego ociekania wody zawartosc wilgoci w szlamie obndlza sie ido okolo 20% wago¬ wych i osiaga on konsystencje pozwalajaca na do- zowlaniie go do pieca- Tak przygotowany szlam dozuje sie w sposób ciagly do! pieca obrotowego.Piec wymurowany jest cegla ogniotrwala, po¬ chylony w stosunku do poziomu pod katem 2J5° i obraca sie z predkoscia 0,[4 obrótyi/minu!te. W dolnej (koncówce pieca utrzymuje siJe- -maksymalna temperature 1170 -K. Gaizy spalinowe ze spalania wegda zawartego w szlamie ii paliwa spalanego w palniku przeplywaja w pirzeciw|pradzie 'do ruchu nagrzewanego materialu. Wsadowany szlam dzie¬ ki ruchowi obrotowemu (pieca, i jegoi pochyfleniu przesuwa' sie w strone dolnej koncówki pieca w strefe coraz waszych temperafour.Powsitiaijace pyly, które ziawieiralja glównie olów z domieszkami cynku,, renu i kadmu unoszone sa (przez gazy i wyprowadzane z pieca1 ido suchego ukladu odpylajacego. Pyly z komory *pylowej, chlodnicy i filtra'¦ zmieszane razem stanowia' kon¬ centrat olowiowy, który zawiera 'srednio w .pro¬ centach: 40,2% olowiu, 3g5% cynku, 0,7% miedzi, 0,008% srebra, (^018% remu i 0,08%' kadmu.Pozostaly po odpedzeniu lotnych metali mate¬ rial zawierajacy skladniki zuzlotwórcze, nieodpe¬ dzony olów, cynk, miedz i srebra, stanowi prazon- ke, która iw 'zakresie stosowanej temperatury do 1170 K i ruchu obrotowego pieca aglomeruje sie i otrzymuje sie material w postaci ziarnistej, przy¬ datny do otrzymywania spieku cynkowo-olowio- wego ma maszynie spiekalniczej. Pirazonka zawie¬ ra srednio w procentach wagowych: 29,8% oloi- wiu, 10,3% cynku, 12,4% miedzi, 0,0)35% srebira, 0,008% renu i 0,009% kadmu. 5 Otrzymany w wyniku prazenia szlamu w piecu obrotowym 'koncentrat olowiowy przeltapia sie zina^ nym .sposobem na olów w piiecu obrotowo-waha¬ dlowym. Na/tomiast otrzymywana w procesie pra¬ zenia szlamu prazonke miesza siie w ilosci 6l% wa- 10 gowych z tlenkowymi koncentratami cynkowo-olo- wioiwymi, nawilza do zawiamtoisci 9)% wagowych wo¬ dy- i kieruje do spiekania na tasmie DL, a na¬ stepnie otrzymamy spiek przetapia sie znanym1 sposobem Imerial Smelting, gdzie odzyskuje sie 15 olów i cynk oraz dalej znanymi sposobami miedz i sirebro.P:irzyklad TI. Szlam o zawartosci 38% wil¬ goci gromadzi sie na skladowisku otwartym * przepuszczalnym podlozu w warstwie 1,8 metra 20 i poddaje dzialaniu slonca i wiaitnu przez okres 2 miesiecy mieszajac w tym czasie szlairi dwukrot¬ nie. W wyniUku dzialania czynników atmosferycz¬ nych, naturalnego ociekania] wody i mieszania, za¬ wartosc wilgoci w szilamie obniza sie ido 30%. 25 (Podsuszony na powietrzu szlam w przeliczeniu na substancje sucha zawierajacy w procentach wa¬ gowych: 32,8% olowiu w postaci siarczku,, 7,1% cynku w postaci siarczku,, 4,2% miedzi, 0,015% re¬ nu, 0#4% ' kadmu, O,01t5% isrebra;, 13,2)% weglai, 30 KB,4% siarki siarczkowej, dozuje sie w sposób cia¬ gly do pieca obrotowego,. Piec wymurowany jest cegla ogniotrwala, pochylony do poziomu 2,6° i obmaca sie z predkoscia 0,4 obroty/minute.Od strony dolnej koncówki piec oplalany jest 35 paUnikiem na pyl weglowy. W dolnej koncówce pieca 'utrzymuje sie tempeirlatura 1j360 K. Gazy spa¬ linowe ze (spalania wegla zawartego w szlamie i paliwa spalonego w palniku przeplywaja w prze- ciwpiradzie do ruchu nagrzewanego* maitenialu i 40 kierowane sa poprzez oidpylnie mokra 'do komina.W odipyini midkrej wOida znajduje isie w obiegu zamlkniejtym, ubytki wody uzupelniane sa ofcreso- wio. W wodzie rozpuszcza sie okolo 815% kadmiu i okolo 80%'menu. Po uzyskaniu odpowiedniego ste- 45 zenia kadmu i renu roztwór kieruje sie do dal¬ szej przeróbki celem odzysku kadmu ii renu zna¬ nymi metodami.Szlam z odipyini mokrej po ddfilfrowalndu, oi za»- wairtosci oikolo 35% wilgociij, razem z pyrami z ko^ 50 mory pylowej i chlodnicy, zawiera' srednio w pro- centacm wagowych: 44,3% ololwiu, 4,61°/o cynku, 0J5% miedzi, 0,O0Wo srebila, 0,004% renu i 0,0031% kadmiu. Opuszczajacy piec .material zawierajacy skladniki zuzlotwórcze,, niieodpedzony olów, cynk, 55 miedz i srebro stanowi prazonke w postaci ziiar- nisltej i spiecizonych bryl przydatna ido otrzymywa¬ nia sjpiieku cymkowo-olowiowego na miaszynie spie¬ kalniczej. Prazonka zawiera srednio w procen¬ tach wagowych: 18,7% olowiu1, 112,60!% cynku, 60 1Q,14% imiedlzi, O.O^/o srdbra,, 0,008P/» renu i . 0,008%- kadmul Oiltfzymany w wyniku .priaizenia szUamu w piecu obrotowym koncentrat olowiowy przetapia sie zna¬ nym sposobem na olów w piecu obrotiowo-waha- 65 dlowym. Natomiast otrzymywana w procesie pra-5 142 854 6 zenia' szlamu prazonke imiiesza isiie w, ilosci 4°/o z .siarczkowymi i tlenkowymi koncentratami cynko- 'woi-olowiowymi^ nawilza do zawartosci 4,5% wa¬ gowych wody i kieruje do sfpiekamiai na tasmie DL, a nastepnie otrzymany spiek przetapia sie znanym isposabem Imperial Smielting, gdzdle odzyskuje sie ollów i cynk oraz dalej znanymi isposobami imiiedz i sireforo'.Z as tr z e ze.ni i-a patentowe 1. Sposób prizerolbu siarczkowych szlalmów olo¬ wionosnych zwlaszcza szlamów |poohodzacycih z mo¬ krego odpylania, gazów gardzielowych pieców szy¬ bowych do iprzetopu koncentratu miedziowego,- pro¬ wadzony kolejno w piecu ofaroitowym;, qpalanym w przeciwpradziiie z zachowaniem aitmosfery utlenia¬ jacej., wyposazonym w instalacje do odjpylania ga¬ zowi, oraz na maszynie spiekalniczej DL do otrzy¬ mywania spieku cynkowo-olowiowego ido piecia szy¬ bowego I.SjP. do produkcji cyniku i Olowiu, zna¬ mienny tym, ze szlam odwadnia sie ii suszy do zawartosci - prazy w piecu otaoitowyimi w teimlperaiturze 1170— 1360 Kj, po czym odpedzone lotnie zwiazki metali stanowiace utleniony koncentrat olowiowy z do¬ mieszka cynku, trenu, kadmu i srelbra odbiera sie z ukladju odpylajacego pieca., kiemuje .do pieców hutniczych i1 przetapia izinanymii metodami na olów, naltomiaisit ziarnista lub kawallkowa iprazonke za¬ wierajaca skladniki zuzloitwóricze oraz olowiu 15— 3I5|% wagowych i cynku 6—'215)% wagowych, mie¬ sza siie w ilosci do 12% wagowych z siarczkowy¬ mi lub utlenionymi koncentratami cyrikowio^olo- wiowymi, nawilza do zawartosci wody od 4,5 do '9|% walgowych i spicka znanym) sposoibem na ma¬ szynie 'Spiekallniczej DL, la otrzymany spiek cyn- ikowo-olowiowy przetapia w piecu szybowym w ce¬ lu otrzymania cynku i olowiu.- 2'. Sposób wedlug izastrz. 1„ znamienny tym, ze szlamy odwadnia sie i sulszy rozkladajac na skla¬ dowisku Otwartym na okres do 6 miesiecy i kó¬ rzystnie miesza kilkakrotnie. .10 15 PLThe subject of the invention is a method of processing lead-bearing sulphide sludge in metallurgical furnaces, and, possibly, the sludge originating from wet de-dusting of throat gases in furnaces (shaft and copper concentrate smelting. dust extraction of top gases and shaft furnaces for copper matte smelting, hereinafter referred to as sisilamiim, contain in percent by weight: 25% to 45% lead, mainly in the form of lead sulphide, 6% to 8% lead cynic also in the form of cyinkui sulphide, 2i-iAf • copper (in the form of copper sulphide 0.013-0% rhenium fi2Pfa, 0.015-0.025% silver, 0.03 - 0.051% cadmium, 8 ^ 141% sulfur , 8 - W / a carbon and in the form of organic compounds and 30 - W / o moisture. The method of pUzenoib shilam, known from the patent description No. 95021, consists in the fact that the waste is burned in a rotary kiln at a temperature of 720-920 K in an oxidizing atmosphere, W the power of jprazentia emerged coal is made of sludge and lead sulphide is partially oxidized to lead sulphate, Prazanke is melted longer in an offer and pendulum furnace at a temperature of 1420 ° C (14:70 K, where crude lead is obtained, slag in which copper and zinc accumulate) and the dusts in which the rhenium concentrates. A disadvantage of the current method is that in the resulting incineration, about 70% of the lead is in the form of sulphides. This makes the use of large amounts of technological additives in the form of sodium carbonate and iron more efficient in the rotary-bucket kiln. A further disadvantage of the current method is the transition to the slag of copper, zinc1 and a large amount of lead. The slag recycled for remelting in the shaft furnace, the zinc contained in the slag circulating in the circulation increases the dustiness and causes the increase in zinc content in the lead sludge, which reduces its suitability for remelting in a rotary and shuttle furnace According to the invention, the method of processing lead sulphide shafts is that the water from the wet dedusting plant of the shaft furnace is dehydrated by standing or centrifuging and is initially air-dried to a moisture content of 20-30% by weight, and then rotary kiln provided with a dry or wet gas filter. Prisoning is carried out at a temperature of 1170 to 13160 K in an oxidizing atmosphere. As a result of such a process, significant metals, including about 60% of lead, about 80% of irene and about 85% of cadmium are stripped from the sludge. stripped of the silt in the form of sulphides, oxidize in the furnace atmosphere and, in the form of a mixture of sulphates and oxides, pass to the dust obtained in the dedusting plant, constituting a high-value oxidized lead concentrate 142 8543 142 854 4 suitable for further smelting of lead metallurgical properties. The components of the sludge forming and the non-volatile compounds of copper, zinc, silver and lead bound in the form of silicates leave the furnace as sintered granular number of pieces of material, we are looking "hereafter; JPmazorike .. containing 1 - ^ 3l5% of the total oil. In the amount of i. 6 - and 25 l% / q by weight of zinc, it is mixed in the amount of isdi "! 2" to 0 '^ 2%' by weight with sulphide and / or oxidized zinc-lead concentrates. This pinion moisturizes to 4.5 to 9% by weight. ¬heads) of water and directs the DL machine to obtain a tungsten-lead frit, which is then melted in an ILS shaft brush to obtain zinc and lead. | The advantage of this method is that it allows recovery that iszuam of zinc, which is lost in the hitherto known processing of lead-bearing sulphide sludge, and also enables an increase in the yield of lead by about SP / or and of irene by about 30%. The method according to the invention is more precisely explained and exemplified by Example I. Crumb sludge with a moisture content of 41% by weight and as a percentage by weight of dry substances: 34.-5% lead as sulphide, thi2 |% as sulfide, 15.8% copper, 0.014% minium, 0.05% cadmium, 0.018% silver, 1 (4.60% carbon and 12.4% sulfur sulfur) accumulate in an open storage site with drained base in a layer about 1 and expose them to the sun and wind for 45 months, stirring five times in this period. As a result of the action of aitmospheric factors and the natural dripping of water, the moisture content in the sludge is doused to about 20% by weight and it reaches a consistency that allows it to be added to the furnace - The sludge prepared in this way is continuously dosed to! Rotary kiln. The kiln is built of refractory brick, tilted with respect to the horizontal at an angle of 20 ° and rotates at a speed of 0.4 revolutions / minute. In the lower end (the end of the furnace is kept at a maximum temperature of 1170 -K.), The combustion gases from the combustion of the carbon contained in the sludge and the fuel burned in the burner flow counter-current to the movement of the heated material. The charged sludge is due to the rotational movement (of the furnace, and Its slanting slope moves towards the lower end of the furnace into the zone of your temperaphor. The smearing dust that absorbs mainly lead mixed with zinc, rhenium and cadmium, is lifted (by the gases and discharged from the furnace1 and into the dry dust collection system). , cooler and filter mixed together to form a lead concentrate, which has an average percentage of: 40.2% lead, 3 g 5% zinc, 0.7% copper, 0.008% silver (> 018% and 0.08% of cadmium. After stripping of volatile metals, the material containing the uninterrupted lead, zinc, copper and silver components remains the prazon, which agglomerates in the temperature range up to 1170 K and the kiln rotation. Aug and a particulate material is obtained which is suitable for obtaining a zinc-lead sinter on a sintering machine. The pyrazonium contains, on average, in percentages by weight: 29.8% oil, 10.3% zinc, 12.4% copper, 0.035% silver, 0.008% rhenium and 0.009% cadmium. The lead concentrate obtained by roasting the sludge in a rotary kiln is melted in a tinned method to form lead in a rotary kiln. On the other hand, the crumble cake obtained in the sludge roasting process is mixed in the amount of 6l% by weight with zinc-lead oxide concentrates, moistened to 9% by weight of water and sent to sintering on DL tape, and We will then obtain a sinter and melt with the known method of Imerial Smelting, where 15 lead and zinc are recovered, and further with the known methods of copper and sirebro. P: TI. The sludge with a moisture content of 38% is collected in an open storage site with a permeable substrate in a layer of 1.8 meters 20 and exposed to the sun and light for a period of 2 months, while stirring the mud twice during this time. As a result of the action of weather conditions, natural dripping of water and mixing, the moisture content of the shilam is reduced by up to 30%. 25 (Air-dried sludge on a dry basis containing as a percentage by weight: 32.8% lead as sulphide, 7.1% zinc as sulphide, 4.2% copper, 0.015% rhenium, 0 # 4% cadmium, 0.15% silver, 13.2% carbon, 30 KB, 4% sulfur sulfur, are continuously dosed into the rotary kiln. The furnace is made of refractory brick, tilted to the level of 2.6 ° and rotated at a speed of 0.4 revolutions / minute. From the bottom end, the furnace is covered with coal dust 35 PaUn. At the lower end of the furnace, the temperature is maintained at 1j360K. The flue gases from the combustion of the coal contained in the sludge and the fuel burned in the burner flow against the piracy of the heated material and are directed through a wet dust pipe to the chimney. Mid-water is in a closed circuit, water losses are replenished off-pressurized. About 815% of cadmium and about 80% of the menu are dissolved in water. After obtaining the appropriate concentration of cadmium and rhenium, the solution is directed to further processing for further processing. cadmium and rhenium recovery by known methods. Sludge from wet sludge after ddfylfroalnd, with a value of about 35% moisture, together with pyramids from a dust chamber and cooler, contains on average in percentage by weight: 44.3 % olive, 4.61% zinc, 0J5% copper, 0.10% silver, 0.004% rhenium and 0.0031% cadmium. The material that leaves the furnace contains fusing components, undetected lead, zinc, 55 copper and silver, and is an antioxidant in a grainy and chained form It is useful for the preparation of tungsten-lead fritters on a sinter plant. Prazonek contains, on average, in percent by weight: 18.7% lead, 112.60% zinc, 60 Q, 14% imidium, O.O.sub.br, 0.008% rhenium, and. 0.008% - cadmium Oiltfzymany as a result of priaising the shum in a rotary kiln, the lead concentrate is melted into lead in a conventional manner in a rotary and shuttle kiln. On the other hand, the slurry of 4% / oz. Of sulphide and oxide zinc-lead-acid concentrates obtained in the process of calcination of the sludge is moistened to 4.5% by weight of water and directed to spit on the DL tape, and then the obtained sinter is melted with the well-known Imperial Smielting, where the olls and zinc are recovered, as well as other names and sireforo by known methods. As for the patent no. 1. The method of prizerolb sulphide oil sludge, especially oil slime from wet de-dusting, from the top gases of shaft furnaces to copper concentrate, - carried out successively in an ophthalmic furnace, fired in a counter-current, with an oxidizing atmosphere, equipped with installations for de-dusting, and on a DL sintering machine to obtain a zinc-lead sinter and to an I.SjP shaft kiln. for the production of cynic and lead, characterized by the fact that the sludge is dehydrated and dried to the contents - the iron in the ottoite kiln in the temperature of 1170-1360 Kj, then the volatile metal compounds being stripped off oxidized lead concentrate from zinc, train, cadmium and silver plate is collected from the dust removal system of the furnace, it is smelted into metallurgical furnaces and smelted into lead, granular or lumpy naltomyisite methods and a slurry containing 15-3I5 |% lead and zinc 6%, '215) mixed in an amount of up to 12% by weight with sulphide or oxidized circus lead concentrates, moistened to a water content of 4.5 to 9% of cylinders and spice using a known method, using a DL sintering machine, Ia, the obtained zinc-lead sinter is melted in a shaft furnace in order to obtain zinc and lead. - 2 '. Way according to andastrz. A method according to claim 1, characterized in that the sludge is dewatered and laid down in an open repository for up to 6 months and preferably mixed several times. .10 15 GB

Claims (1)

Z as tr z e ze.ni i-a patentowePatents and patents 1. Sposób prizerolbu siarczkowych szlalmów olo¬ wionosnych zwlaszcza szlamów |poohodzacycih z mo¬ krego odpylania, gazów gardzielowych pieców szy¬ bowych do iprzetopu koncentratu miedziowego,- pro¬ wadzony kolejno w piecu ofaroitowym;, qpalanym w przeciwpradziiie z zachowaniem aitmosfery utlenia¬ jacej., wyposazonym w instalacje do odjpylania ga¬ zowi, oraz na maszynie spiekalniczej DL do otrzy¬ mywania spieku cynkowo-olowiowego ido piecia szy¬ bowego I.SjP. do produkcji cyniku i Olowiu, zna¬ mienny tym, ze szlam odwadnia sie ii suszy do zawartosci - prazy w piecu otaoitowyimi w teimlperaiturze 1170— 1360 Kj, po czym odpedzone lotnie zwiazki metali stanowiace utleniony koncentrat olowiowy z do¬ mieszka cynku, trenu, kadmu i srelbra odbiera sie z ukladju odpylajacego pieca., kiemuje .do pieców hutniczych i1 przetapia izinanymii metodami na olów, naltomiaisit ziarnista lub kawallkowa iprazonke za¬ wierajaca skladniki zuzloitwóricze oraz olowiu 15— 3I5|% wagowych i cynku 6—'215)% wagowych, mie¬ sza siie w ilosci do 12% wagowych z siarczkowy¬ mi lub utlenionymi koncentratami cyrikowio^olo- wiowymi, nawilza do zawartosci wody od 4,5 do '9|% walgowych i spicka znanym) sposoibem na ma¬ szynie 'Spiekallniczej DL, la otrzymany spiek cyn- ikowo-olowiowy przetapia w piecu szybowym w ce¬ lu otrzymania cynku i olowiu.- 2'. Sposób wedlug izastrz. 1„ znamienny tym, ze szlamy odwadnia sie i sulszy rozkladajac na skla¬ dowisku Otwartym na okres do 6 miesiecy i kó¬ rzystnie miesza kilkakrotnie. .10 15 PL1. Process of prizerolb sulphide oil sludge, especially wet sludge from dust removal, top gases of shaft furnaces into copper concentrate, - successively carried out in an open-air furnace, fired in counter-current while maintaining an oxidizing atmosphere. equipped with a gas de-dusting plant, and on a DL sintering machine for obtaining a zinc-lead sinter and for an I.SjP shaft kiln. for the production of cynic and lead, characterized by the fact that the sludge is dehydrated and dried to the contents - the iron in the ottoite kiln in the temperature of 1170-1360 Kj, then the volatile metal compounds being stripped off oxidized lead concentrate from zinc, train, cadmium and silver is collected from the dust removal system of the furnace, it is smelted into metallurgical furnaces and smelted into lead, granular or chunky naltomyisite methods and a slurry containing 15-3I5 | lead components and lead 15-3I5 |% by weight and zinc 6 —215) mixed in an amount of up to 12% by weight with sulphide or oxidized circus lead concentrates, moistened to a water content of 4.5 to 9% of cylinders and spice using a known method, using a DL sintering machine, Ia, the obtained zinc-lead sinter is melted in a shaft furnace in order to obtain zinc and lead. - 2 '. Way according to andastrz. A method according to claim 1, characterized in that the sludge is dewatered and laid down in an open repository for up to 6 months and preferably mixed several times. .10 15 GB
PL25043984A 1984-11-15 1984-11-15 Method of treating sulfite lead-bearing muds PL142854B1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL25043984A PL142854B1 (en) 1984-11-15 1984-11-15 Method of treating sulfite lead-bearing muds

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL25043984A PL142854B1 (en) 1984-11-15 1984-11-15 Method of treating sulfite lead-bearing muds

Publications (2)

Publication Number Publication Date
PL250439A1 PL250439A1 (en) 1986-05-20
PL142854B1 true PL142854B1 (en) 1987-12-31

Family

ID=20024094

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PL25043984A PL142854B1 (en) 1984-11-15 1984-11-15 Method of treating sulfite lead-bearing muds

Country Status (1)

Country Link
PL (1) PL142854B1 (en)

Also Published As

Publication number Publication date
PL250439A1 (en) 1986-05-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Tang et al. A cleaner process for valuable metals recovery from hydrometallurgical zinc residue
JPH11310832A (en) Treatement of metal oxide of steel making waste
ES2289525T3 (en) RECOVERY OF NON-FERROUS METALS FROM CINC WASTE.
CA2685927A1 (en) Method for the valorisation of zinc- and sulphate-rich residue
CN103388081A (en) Bath smelting method and apparatus of zinc sulfide concentrate and lead-zinc containing materials
CN110004298A (en) A kind of industry dangerous waste Resource comprehensive utilization method
CN106086413B (en) A kind of technique of zinc hydrometallurgy lead smelting gas recycling
CN106148715A (en) Process the method and system of leaded zinc kiln slag
CN106191450A (en) Process the method and system of zinc leaching residue
WO2020132751A1 (en) Method for obtaining antimony trioxide (sb2o3), arsenic trioxide (as2o3) and lead (pb)
PL142854B1 (en) Method of treating sulfite lead-bearing muds
CN106119530A (en) Process the method and system of zinc kiln slag
FI82076B (en) Process for working-up waste products which contain metals
CN208620816U (en) A kind of equipment of Novel tunnel-type kiln classification production American process zinc oxide
JPH07216464A (en) Weltz reprocessing of material containing zinc, lead and iron oxide
CN109652656A (en) A kind of precious metal alloys purification process of enriching and refinement oxide furnace
Mirzanova et al. Technology for processing industrial waste containing non-ferrous metals
JP2848003B2 (en) Method for recovering lead and zinc from copper converter dust leach residue
DE3243645C2 (en)
RU2115749C1 (en) Method for processing tin-containing slags
Lambert Lead and its compounds
JP2682731B2 (en) Operation method of flash furnace
Ressler et al. Processing of Chlorine Containing Flue Dust Appearing in Smelting of Battery Scrap in a Shaft Furnace
Coleman Sources of atmospheric cadmium
JPS5864327A (en) Recovering method for valuable metal from zinc-leached slag by roasting under addition of sulfuric acid