PL68230B1 - - Google Patents
Download PDFInfo
- Publication number
- PL68230B1 PL68230B1 PL129994A PL12999468A PL68230B1 PL 68230 B1 PL68230 B1 PL 68230B1 PL 129994 A PL129994 A PL 129994A PL 12999468 A PL12999468 A PL 12999468A PL 68230 B1 PL68230 B1 PL 68230B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- lead
- tin
- hours
- sludge
- percent
- Prior art date
Links
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 16
- LQBJWKCYZGMFEV-UHFFFAOYSA-N lead tin Chemical compound [Sn].[Pb] LQBJWKCYZGMFEV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 13
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 10
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 239000005997 Calcium carbide Substances 0.000 claims description 9
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 9
- CLZWAWBPWVRRGI-UHFFFAOYSA-N tert-butyl 2-[2-[2-[2-[bis[2-[(2-methylpropan-2-yl)oxy]-2-oxoethyl]amino]-5-bromophenoxy]ethoxy]-4-methyl-n-[2-[(2-methylpropan-2-yl)oxy]-2-oxoethyl]anilino]acetate Chemical compound CC1=CC=C(N(CC(=O)OC(C)(C)C)CC(=O)OC(C)(C)C)C(OCCOC=2C(=CC=C(Br)C=2)N(CC(=O)OC(C)(C)C)CC(=O)OC(C)(C)C)=C1 CLZWAWBPWVRRGI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 claims description 6
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 5
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims description 4
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 4
- KGBXLFKZBHKPEV-UHFFFAOYSA-N boric acid Chemical compound OB(O)O KGBXLFKZBHKPEV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000004327 boric acid Substances 0.000 claims description 3
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 3
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 claims description 3
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- JETSKDPKURDVNI-UHFFFAOYSA-N [C].[Ca] Chemical compound [C].[Ca] JETSKDPKURDVNI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims description 2
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims description 2
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 6
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 6
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 description 5
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 4
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 2
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 2
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 description 2
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 description 2
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 150000003464 sulfur compounds Chemical class 0.000 description 2
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 2
- ZOXJGFHDIHLPTG-UHFFFAOYSA-N Boron Chemical compound [B] ZOXJGFHDIHLPTG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000002918 Fraxinus excelsior Nutrition 0.000 description 1
- 241000237858 Gastropoda Species 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XCIVNYZSTRXFTA-UHFFFAOYSA-N [Pb].[Pb].[Sn] Chemical compound [Pb].[Pb].[Sn] XCIVNYZSTRXFTA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 239000002956 ash Substances 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052796 boron Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 230000004927 fusion Effects 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000011159 matrix material Substances 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000011282 treatment Methods 0.000 description 1
Description
Pierwszenstwo: Opublikowano: 15.IX.1973 68230 KI. 40a,7/00 MKP C22b 7/00 UKD Wspóltwórcy wynalazku: Andrzej Bydalek, Stanislaw Chorzepa, Henryk Orzechowski Wlasciciel patentu: Politechnika Wroclawska, Wroclaw (Polska) Sposób odzyskiwania metali niezelaznych ze szlamów cynowo-olowiowpch r Przedmiotem wynalazku jest sposób odzyskiwania metali niezelaznych ze szlamów cynowo-olowiowych metoda piro- metalurgiczna.Dotychczas znany sposób odzyskiwania metali niezelaz¬ nych ze szlamów cynowo-olowiowych polega na przetapia¬ niu szlamów w piecach plomiennych przy zastosowaniu jako reduktora wegla w postaci mialu weglowego lub koksowego oraz dodatku przewaznie sody jako topnika. Ze wzgledu na duze zawartosci zwiazków siarki, trwalych w warunkach re¬ dukcyjnych, otrzymuje sie zuzle poredukcyjne o sumary¬ cznej zawartosci Sn, Pb, Sb i Cu w granicach 10-20%.Niedogodnoscia jest równiez . wystepowanie w szlamach cynowo-olowiowych przewaznie duzej zawartosci cynku w postaci zwiazków chemicznych z tlenem i siarka, przyczyniajacych sie do wzrostu lepkosci i temperatury top¬ nienia zuzli Stosowanie weglika wapnia w technologii prze¬ robu zgarów i popiolów cynoworolowiowych nie prowadzi do zmniejszenia zawartosci metali niezelaznych w zuzlach poredukcyjnych, otrzymywanych z przerobu szlamów cyno¬ wo-olowiowych. Duza zawartosc Sn, Pb, Sb i Cu w zuzlach poredukcyjnych stwarza koniecznosc stosowania dodatko¬ wych zabiegów polegajacych na przeprowadzaniu zwiazków siarki z wymienionymi metalami w zwiazki chloru i nastep¬ nym odzyskiwaniem ich z tych zwiazków na drodze mokrej, wzglednie stosowania metody ,/ummg". Wymienione meto¬ dy wymagaja stosowania specjalnych urzadzen oraz wielo¬ stopniowego cyklu przerobu szlamów cynowo-olowiowych, powodujacego zwiekszenie strat bezzwrotnych.Celem wynalazku jest sposób odzyskiwania metali nieze¬ laznych ze szlamów cynowo-olowiowych nie posiadajacy wad dotychczas znanych sposobów a równoczesnie zapew¬ niajacy wysokie uzyski, zas zadaniem wynalazku jest opraco¬ wanie technologii dla osiagniecia tego celu.Cel ten zostal osiagniety w ten sposób, ze szlamy cyno- * wo-olowiowe poddaje sie odbywajacemu w jednym i tym samym piecu plomiennym procesowi przetwórczemu, który stanowia cztery etapy, a mianowicie: pierwszy etap suszenia w temperaturze 600-800°C w czasie 0,5-1,5 godziny, drugi etap prazenia odsiarczajacego w atmosferze silnie utleniajacej 10 w temperaturze 800-105 0°C w czasie okolo 2 godzin przy ciaglym mieszaniu zawartosci pieca, trzeci etap wstepnej re¬ dukcji za pomoca mialu koksowego w ilosci 5-8 procent wagowych i dodatku opartego na bazie kwasu borowego top¬ nika w ilosci 5-10 procent wagowych w temperaturze is 1050-1250°C w czasie okolo 2 godzin przy okresowym mie¬ szaniu zawartosci pieca, oraz czwarty etap pelnej redukcji za pomoca weglika wapnia o granulacji 4-7 mm w ilosci okolo 5 procent wagowych w temperaturze 1250-1300°C przez okolo 2 godziny przy ciaglym mieszaniu zawartosci pieca, ao przy czym pelna redukcje prowadzi sie do momentu wtopie¬ nia 80-95% weglika wapnia w mase zuzlowa.Zasadnicze korzysci techniczne wynikajace ze stosowania sposobu wedlug wynalazku to zwiekszony o 10-15 procent uzysk metalu, obnizenie w zuzlu poredukcyjnym sumarycz- *i nej zawartosci Sn, Pb i Cu ponizej 1,5%, oraz wyelimino¬ wanie stosowania wielostopniowego przetwarzania zuzla przy uzyciu róznego typu agregatów* Wynalazek jest przedstawiony w przykladzie wykonania: Przyklad: 1.300kg szlamu cynowo-olowiowego s* o skladzie: 8,24% Sn, 14% Pb, 0,38% Sb, 3,26% Cu, 68 2303 68230 4 21,75% Zn, 1,42% Fe, 11,89% S i zawartosci wilgoci w ilos¬ ci 35% laduje sie do gazowego pieca obrotowego wstepnie nagrzanego do temperatury 200-400°C, w którym poddaje sie go suszeniu w temperaturze 600-800°C w czasie 0,5-1,5 godziny. Nastepnie wysuszony szlam po uprzednim przeprowadzeniu regulacji palnika na spalanie przy nadmiarze powietrza N - 2 poddaje sie prazeniu odsiarczajacemu w sil¬ nie utleniajacej atmosferze w temperaturze 800-105 0°C w czasie okolo 2 godzin przy ciaglych obrotach pieca.W wyniku powyzszych zabiegów zawartosc siarki w szlamach obniza sie do ilosci ponizej 1%. Z kolei wyprazony szlam, po uprzednim przestawieniu palnika na redukcyjne warunki spa¬ lania przy nadmiarze powietrza N ¦ 1,2, poddaje sie wstepnej redukcji za pomoca reduktora w postaci mialu ko¬ ksowego, w ilosci 70 kg oraz za pomoca topnika opartego na osnowie kwasu borowego w ilosci 90 kg, przy czym redukcje prowadzi sie przez okolo 2 godziny, w czasie których zwiek¬ sza sie temperature wsadu do okolo 1250°C. Redukcja wstepna wymaga okresowego mieszania co 0,5 godziny przez okolo 10 minut, az do uzyskania calkowitego uplynnienia zuzla. To okresowe mieszanie przeprowadza sie przez waha¬ dlowe obroty pieca. W przypadku wystapienia trudnosci z uplynnieniem zuzla zwieksza sie dodatek kwasu borowego o 10-20% w stosunku do zawartosci poczatkowej.W koncowej fazie przerobu przeprowadza sie pelna re¬ dukcje metali przez wprowadzenie do wsadu 50 kg weglika wapnia o granulacji 4-7 mm, rozprowadzanego równomier¬ nie po powierzchni roztopionej masy. Redukcje za pomoca weglika wapnia prowadzi sie w temperaturze 1250-130(fC przez okolo 2 godziny przy ciaglym mieszaniu zawartosci pieca. W czasie tej redukcji nalezy zwracac szczególna uwage na to, aby nie dopuscic do calkowitego wtopienia sie wegli¬ ka wapnia do zuzla, gdyz wówczas nastepuje ponowne jego wzbogacenie sie w wyredukówane poprzednio metale. Proces redukcji za pomoca weglika wapnia nalezy uwazac za zakon¬ czony z chwila, gdy na powierzchni masy zuzlowej znajduje sie jeszcze 5-10% niewtopionego weglika wapnia. Po'pobra¬ niu kontrolnej próbki zuzla i stwierdzeniu zawartosci nieprze- reagowanego weglika wapnia w ilosci okolo 5-10% naste- 5 puje spust zuzla, a nastepnie spust stopu metalowego.W wyniku tak przeprowadzonego procesu przerobu szla¬ mów otrzymuje sie zuzel poredukcyjny zawierajacy ponizej ! 1,5% Sn, Pb i Cu, przy czym zawartosc wystepujacej w nim cyny wynosi 0,6-0,9%, olowiu 0,2-0,5%, a miedzi io okolo 0,1%. PL
Claims (1)
1. Zastrzezenie patentowe Sposób odzyskiwania metali niezelaznych ze szlamów is cyn owo-olowiowy eh, znamienny tym, ze odbywajacy sie w jednym i tym samym piecu plomiennym caly proces prze- ' twórczy prowadzi sie w czterech etapach, przy czym w pierwszym etapie szlam cynowo-olowiowy poddaje sie suszeniu w temperaturze 600-800°C w czasie 0,5-1,5 go- ao dziny,, a w drugim etapie prazeniu odsiarczajacemu w atmo¬ sferze silnie utleniajacej w temperaturze 800-1050°C w czasie okolo 2 godzin przy ciaglym mieszaniu zawartosci pieca, natomiast trzeci etap wstepnej redukcji szlamów cyno- wo-olowiowych prowadzi sie za pomoca mialu koksowego *» w ilosci 5-8 procent wagowych i dodatku opartego na bazie kwasu borowego jako topnika w ilosci 5-10 procent wago¬ wych w temperaturze 105 0-125(P C w czasie okolo 2 godzin przy okresowym mieszaniu zawartosci pieca, oraz czwarty etap pelnej redukcji szlamów cynowo-olowiowy eh za *° pomoca weglika wapnia o granulacji 4-7 mm w ilosci okolo 5 procent wagowych w temperaturze 1250-1300°C przez okolo 2 godziny przy ciaglym mieszaniu zawartosci pieca, przy czym pelna redukcje szlamów cynowo-olowiowych prowadzi sie do momentu wtopienia 80-95% weglika •• wapnia w mase zuzlowa. Prac. Repr. UP PRL. W-wa, zam. 142/73 naklad 130+18 Cena 10 zl PL
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL68230B1 true PL68230B1 (pl) | 1972-12-30 |
Family
ID=
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EP0132243B1 (en) | A method for recovering lead from waste lead products | |
| NO135428B (pl) | ||
| CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| US2836487A (en) | Process for the separation of iron from other metals accompanying iron in ores or waste materials | |
| PL68230B1 (pl) | ||
| US3482964A (en) | Process of obtaining a granular charge for the blast furnace from a pyrite cinder and iron manufacture dust or powdered iron ore | |
| CN118813962A (zh) | 一种铅基危废与硫化砷渣协同处理的方法 | |
| KR890002650B1 (ko) | 고로용 장입물로 사용되는 철광석 및 철광석덩어리의 환원분해를 최소화하는 방법 | |
| CN1072729A (zh) | 含低硫化亚铁锑金矿的冶炼方法 | |
| CN108796233A (zh) | 一种再生资源综合回收装置系统及回收方法 | |
| Higley et al. | Electric Furnace Steelmaking Dusts, a Zinc Raw Material | |
| CN1018932B (zh) | 难选锡中矿的高温氯化方法 | |
| JPH04285136A (ja) | 銅転炉ダスト浸出残渣からの鉛、亜鉛の回収方法 | |
| CN1012647B (zh) | 从含有杂质的铜原料中回收有价值的金属成分的方法 | |
| US3827896A (en) | Method of producing clinker of alumina cement | |
| JPH0596300A (ja) | 汚泥からの金属回収方法 | |
| SU1002378A1 (ru) | Способ переработки пиритного огарка | |
| RU2172788C1 (ru) | Способ переработки пиритных огарков | |
| US3615342A (en) | Process for producing iron ore pellets of low alkali content and containing flux material | |
| CN108517408B (zh) | 一种低品位复杂镍钼矿清洁预处理方法 | |
| RU2010875C1 (ru) | Способ формирования шихты для производства металлизованных окатышей | |
| KR800000090B1 (ko) | 알파- Fe₂O₃형 산화철 안료의 제조방법 | |
| PL185344B1 (pl) | Sposób selektywnego odzysku ołowiu z odpadów ołowionośnych siarczanowych | |
| PL161291B1 (pl) | Sposób przerobu zlomu kabli miedziowych PL | |
| CN1074947A (zh) | 硫铁矿烧渣湿法脱硫及伴生有价金属的提炼方法 |