RU2055922C1 - Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы - Google Patents
Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы Download PDFInfo
- Publication number
- RU2055922C1 RU2055922C1 RU94010359/02A RU94010359A RU2055922C1 RU 2055922 C1 RU2055922 C1 RU 2055922C1 RU 94010359/02 A RU94010359/02 A RU 94010359/02A RU 94010359 A RU94010359 A RU 94010359A RU 2055922 C1 RU2055922 C1 RU 2055922C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- antimony
- slag
- melting
- oxygen
- raw material
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 33
- 239000002994 raw material Substances 0.000 title claims abstract description 26
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 19
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 8
- 238000012958 reprocessing Methods 0.000 title abstract 2
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 84
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 claims abstract description 83
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 68
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 39
- ADCOVFLJGNWWNZ-UHFFFAOYSA-N antimony trioxide Chemical compound O=[Sb]O[Sb]=O ADCOVFLJGNWWNZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 20
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 20
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 19
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 15
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 15
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 15
- 239000000446 fuel Substances 0.000 claims abstract description 14
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 12
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 12
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 12
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 9
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 229910001868 water Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 claims abstract description 4
- VUZPPFZMUPKLLV-UHFFFAOYSA-N methane;hydrate Chemical compound C.O VUZPPFZMUPKLLV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 238000011068 loading method Methods 0.000 claims description 22
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 21
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 21
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 18
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 7
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 7
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims description 6
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 3
- 238000010926 purge Methods 0.000 claims description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 22
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 22
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 11
- 239000000428 dust Substances 0.000 abstract description 6
- YPMOSINXXHVZIL-UHFFFAOYSA-N sulfanylideneantimony Chemical compound [Sb]=S YPMOSINXXHVZIL-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 4
- PRPNWWVBZXJBKY-UHFFFAOYSA-N antimony iron Chemical compound [Fe].[Sb] PRPNWWVBZXJBKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 3
- 229910001245 Sb alloy Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000002140 antimony alloy Substances 0.000 abstract description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 230000000779 depleting effect Effects 0.000 abstract 2
- 239000000376 reactant Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 230000009466 transformation Effects 0.000 abstract 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 15
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 12
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 10
- 239000002529 flux (metallurgy) Substances 0.000 description 9
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 9
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 9
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 7
- -1 for example Substances 0.000 description 7
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 6
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 6
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 5
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 5
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 4
- 239000003570 air Substances 0.000 description 4
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 4
- 238000000859 sublimation Methods 0.000 description 4
- 230000008022 sublimation Effects 0.000 description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 3
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 3
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 3
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 3
- 229910000410 antimony oxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 3
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 description 3
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 3
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 3
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229940007424 antimony trisulfide Drugs 0.000 description 2
- NVWBARWTDVQPJD-UHFFFAOYSA-N antimony(3+);trisulfide Chemical compound [S-2].[S-2].[S-2].[Sb+3].[Sb+3] NVWBARWTDVQPJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011230 binding agent Substances 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 2
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- VTRUBDSFZJNXHI-UHFFFAOYSA-N oxoantimony Chemical compound [Sb]=O VTRUBDSFZJNXHI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 208000010201 Exanthema Diseases 0.000 description 1
- 229910000640 Fe alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004698 Polyethylene Substances 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 229940058905 antimony compound for treatment of leishmaniasis and trypanosomiasis Drugs 0.000 description 1
- 150000001463 antimony compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000033228 biological regulation Effects 0.000 description 1
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 1
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 201000005884 exanthem Diseases 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 1
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 1
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 1
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 description 1
- 229920000573 polyethylene Polymers 0.000 description 1
- 206010037844 rash Diseases 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 230000008439 repair process Effects 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- 239000002966 varnish Substances 0.000 description 1
- 238000009736 wetting Methods 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Использование: переработка сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы. Сущность: шихта, содержащая сурьмяное сырье, флюсы и углеродистый восстановитель загружается на поверхность шлаковой ванны, в которую подается кислородсодержащее дутье. Количество кислорода в дутье составляет 0,8 - 1,1 от теоретически необходимого для окисления компонентов углеродистого топлива до диоксида углерода и воды, а сульфида сурьмы - до диоксида серы и трехокиси сурьмы. Плавку ведут с переводом 6 - 20 мас.% сурьмы загрузки в черновой металл, обеднение шлаков проводят после плавления с добавкой углеродистого восстановителя. Жидкие и газообразные продукты плавки удаляют из металлургического агрегата. Сурьмяные возгоны, улавливаемые из газов, направляют на плавку с получением сурьмы, не содержащей благородные металлы. По варианту способа обеднение шлаков осуществляют с добавкой реагента, содержащего металлическое железо в количестве 3 - 15 мас.% от шлака, железосурьмяный сплав возвращают на плавку. Для снижения пылеуноса тонкоизмельченное сурьмяное сырье может быть загружено в сгораемой таре. 2 з. п. ф-лы, 4 табл.
Description
Изобретение относится к цветной металлургии и предназначено для переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы.
Известен способ осадительно _ восстановительной плавки сульфидного сурьмяного сырья, включающий непрерывную загрузку шихты, содержащей сырье, флюсы, железную стружку и углеродистый восстановитель например каменный уголь, плавление, разделение расплава на шлак, штейн и металлическую сурьму, периодический выпуск жидких и непрерывный выпуск газообразных продуктов плавки (Мельников С. М. Розловкий А.А. Шуклин А.М. и др. Сурьма, М. Металлургия, 197, с.536, с.197-223). При плавке по указанному способу благородные металлы в основном коллектируются в металлической сурьме, образующейся при взаимодействии антимонита с металлическим железом и углеродистым восстановителем по реакциям
(Sb2S3)ш + 3(Fe)м 2(Sb)м+ 3(FeS)ш (1)
2(Sb2O3)ш + 3(С)т 4 (Sb)м + 3(СО2)г (2)
Однако при плавке образуется большое количество штейна (30% от загрузки сурьмяного концентрата), содержащего 8-10 г/т золота при исходном содержании его в шихте 15-20 г/т. Переработка такого штейна в промышленном масштабе до настоящего времени не организована ввиду технологических сложностей. Кроме того, содержание благородных металлов в сурьме также невелико ввиду значительного (30% от загрузки сурьмяного концентрата) выхода чернового металла. Для извлечения благородных металлов необходимо перерабатывать весь объем сурьмы, например плавкой с возгонкой триоксида сурьмы в конвертере. Это делает осадительную плавку экономически неэффективной при переработке сырья, содержащего благородные металлы.
(Sb2S3)ш + 3(Fe)м 2(Sb)м+ 3(FeS)ш (1)
2(Sb2O3)ш + 3(С)т 4 (Sb)м + 3(СО2)г (2)
Однако при плавке образуется большое количество штейна (30% от загрузки сурьмяного концентрата), содержащего 8-10 г/т золота при исходном содержании его в шихте 15-20 г/т. Переработка такого штейна в промышленном масштабе до настоящего времени не организована ввиду технологических сложностей. Кроме того, содержание благородных металлов в сурьме также невелико ввиду значительного (30% от загрузки сурьмяного концентрата) выхода чернового металла. Для извлечения благородных металлов необходимо перерабатывать весь объем сурьмы, например плавкой с возгонкой триоксида сурьмы в конвертере. Это делает осадительную плавку экономически неэффективной при переработке сырья, содержащего благородные металлы.
Известен также способ переработки сульфидных сурьмяных концентратов возгоночным обжигом с плавкой в ватержакетных печах, согласно которому шихту, содержащую сульфидную кусковую руду, флюсы и кокс подают на плавку в шахтную печь, работу ведут с продувкой воздухом в сой шихты через фурмы при низкой сыпи в горячем колошнике, основную массу сурьмы переводят в возгоны, а часть получают в виде чернового металла, Мельников С.М. Розловский А.А. Шуклин А. М. и др. Сурьма, М. 1977, с.536, с. 194-195).
Недостатком этого способа является высокий пылеунос, при переработке флотационных концентратов, что требует их окускования брикетированием или окатыванием, усложняет процесс и увеличивает потери из-за введения дополнительных операций. Кроме того в условиях шахтной плавки приходится производить подогрев колошника, чтобы избежать образования настылей и окислять возгоняющийся трисульфид сурьмы, имеющий высокое давление паров. Процесс идет с выделением значительной части тепла при дожигании окиси углерода и трисульфида сурьмы в отходящих из печи газах. Это приводит к необходимости увеличения мощности газоочистного оборудования. Кроме того, низкая степень усвоения тепла шлаковым расплавом вызывает затруднения в тепловой работе печи и переработка, например, высококремнистого штуфного кускового сырья становится малоэффективной, так как для получения шлака, который можно было бы выпустить из печи требуется большое количество флюсов. Это, в свою очередь, увеличивает потери сурьмы и благородных металлов либо в виде механических запутавшихся в шлаке корольков с высоким содержанием благородных металлов при его низкой жидкотекучести, либо из-за роста выхода шлака при использовании флюсов. Из печи выпускается шлакометалльный расплав, обладающий низкой жидкотекучестью, и для разделения шлаковой и металлической фазы требуется отстаивание с перегревом шлака и разделением фаз. Это вызывает дополнительные энергозатраты. По вышеперечисленным причинам этот способ не нашел применения для переработки сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы.
Наиболее близким к предлагаемому является способ переработки сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы, включающий смешивание и загрузку подаваемых сырья, флюсов и углеродистого топлива в ванну жидкого шлака в плавильной печи, имеющей средства для подачи топлива и кислородсодержащего газа ниже поверхности ванны; вдувание топлива и кислородсодержащего газа в ванну для достижения температуры и посредством этого возгонка массы сурьмы; удаление на печи газового потока, включающего возгонную массу сурьмы и извлечение соединений сурьмы из газового потока; образование коллектора благородных металлов, например, металлической черновой сурьмы, прекращение загрузки подаваемых материалов и разделение коллектора, содержащего благородные металлы, и шлака; удаление коллектора благородных металлов из печи для извлечения из него благородных металлов и шлака в отвал (патент Австралии N AU-B-69707/87, кл. С 22 В 30/02). Этот способ принят за прототип.
Недостатком способа-прототипа являются большие простои в его работе, связанные с необходимостью длительного периода отстаивания с разделением фаз, Это в периодическом процессе вызывает простои всего плавильного оборудования. Если при небольшом масштабе производства такое введения технологии оправдано, то при объеме производства, позволяющем организовать непрерывный процесс загрузки и переработки исходных материалов, нерационально. Кроме того, эксплуатация газоочистного оборудования при периодическом характере его работы весьма затруднена. Загрузка тонкодисперсного сырья вдуванием в расплав сопровождается большими энергозатратами и в связи с абразивностью сырья приводит к износу подающих трубопроводов и других загрузочных устройств. Это вызывают необходимость остановок для ремонтов. В связи с физико-химическими свойствами сурьмяных возгонов, содержащих триоксид сурьмы, их улавливание возможно только фильтрующим оборудованием (рукавными фильтрами) (см. под ред. Мельникова С.М. Сурьма, М. Металлургия, 1977, с.252-274). Работа рукавных фильтров при переработке газов, имеющих точку росы ниже 80оС, образующихся при пеpеработке влажного сырья, невозможна. Поэтому предложенное увлажнение мелкодисперсных материалов для снижения пылеуноса при их загрузке неосуществимо на практике. По этой же причине нежелательно использование связующих с органической составляющей, а использование неорганических связующих приводит к росту выхода шлака и потерь ценных металлов. Агломерирование сурьмяных руд и концентратов, имеющих низкую температуру размягчения, и сопровождающееся возгонкой части сурьмы, также нерационально. Ввиду недостаточного разделения коллектирующей фазы и шлака, а также высоких растворенных потерь сурьмы, содержание сурьмы в шлаках, даже при использовании в качестве коллектора медного штейна и восстановительных условиях, составило 1,85% При получении же в этих условиях черновой сурьмы по предлагаемому способу неизбежно образование шпейзы или высокое содержание железа в черновой сурьме. Оба эти обстоятельства приводят к усложнению переработки коллектора, росту выхода промпродуктов и потерь сурьмы и благородных металлов. Проведение же плавки в окислительных условиях приводит к высоким потерям сурьмы со шлаком. Часть шлака после удаления коллектирующей фазы необходимо вставлять для начала последующего цикла. Это снижает емкость плавильного агрегата по загрузке и вызывает необходимость остановок разделения фаз для выпуска шлака из-за его накопления в печи.
Целью изобретения является повышение производительности металлургического оборудования при переработке сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы.
Поставленная цель достигается тем, что в известном способе переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы, включающем смешивание исходного сырья с флюсами и углеродистым топливом, загрузку полученной шихты на поверхность ванны расплава, плавку с продувкой ванны расплава кислородсодержащим дутьем, содержащим жидкое или газообразное топливо, с получением газообразных сурьмусодержащих продуктов, шлака и черновой сурьмы, коллектирующей благородные металлы, с последующим разделением шлака и коллектора благородных металлов и выводом жидких и газообразных продуктов плавки, согласно изобретению загрузку шихты, продувку кислородсодержащим дутьем и разделение шлака и коллектора благородных металлов ведут непрерывно, количество кислорода в дутье поддерживают равным 0,8-1,1 от теоретически необходимого для окисления компонентов топлива до диоксида углерода и воды и сульфида сурьмы исходного сырья до триоксида сурьмы и диоксида серы, плавку ведут с переводом 6-20% сурьмы загрузки в черновую сурьму, полученный после вывода шлак подвергают обеднению с добавкой углеродистого восстановителя. По варианту осуществления способа обеднение шлаков ведут с добавкой реагентов, содержащих металлическое железо, количество металлического железа составляет 3-15% от количества шлака. По другому варианту тонкоизмельченное сырье загружают на ванну расплава в сгораемой таре.
Сущность предлагаемого способа состоит в том, загрузку на плавку шихты, состоящей из сурьмяного сырья, флюсов и твердого углеродистого топлива непрерывно ведут на поверхность ванны расплава, барботируемого кислородсодержащим дутьем, также непрерывно подаваемым в расплав. При плавке одновременно с образованием металлической сурьмы по реакциям
Sb2S3 + 2Sb2O3 6Sb + 3SO2 (3)
Sb2S3 + 3O2 2Sb + 3SO2 (4) происходит образование летучего триоксида сурьмы
2Sb2S3 + 9O2 2Sb2O3 + 6SO2 (4) одновременно с возгонкой части сульфида сурьмы, окисляемого над расплавом кислородом подсосанного воздуха по реакции (4). Металлическая сурьма благодаря значительной разности в плотности со шлаковым расплавом и большой величине межфазного натяжения между шлаком и металлом оседает и отделяется от шлака. В нее коллектируется основная часть благородных металлов. Благодаря тому, что основная часть тепла экзотермических реакций окисления сульфидов и окисления углеродистого топлива выделяется в расплаве, удается перерабатывать сырье с высоким содержанием кремнезема с получением высококремнистых шлаков и избежать излишнего расхода флюсов. Такой непрерывный процесс осуществим в печах типа печи Ванюкова, в которых газоотводящий тракт пространственно отделен от мест загрузки шихты, что позволяет снизить пылеунос. Некоторая часть сурьмы в растворенном виде, либо в виде механической примеси выводится со шлаком, который непрерывно удаляется из зоны барботажа расплава кислородсодержащим дутьем. Из шлака механически увлеченную сурьму выделяют последующим обеднением, которое сочетает отстаивание, например, в электрообогреваемом или обогреваемом природным газом отстойнике, куда шлак из плавильного агрегата непрерывно передается через сифон, с восстановлением путем добавки углеродистого восстановителя, например, коксика. В ряде случаев, в особенности при низком содержании железа в исходном сурьмяном сырье процесс обеднения ведут с добавкой реагентов, содержащих металлическое железо. Металлическое железо восстанавливает оксид сурьмы, содержащий в шлаке, и магнетит шлака, способствующий росту потерь цветных металлов, по реакциям
3Fe + Sb2O3 3FeO + Sb (6)
Fe3O4 + Fe 4FeO (7)
Образующийся при этом железо-сурьмяный сплав, содержащий благородные металлы, перерабатывают по наиболее рациональной технологии. Газообразные продукты плавки эвакуируют из металлургического агрегата, из них осаждают возгоны, содержащие триоксид сурьмы и незначительное количество благородных металлов, а обеспыленные газы направляют на улавливание серы по известному способу, например известняковому либо на разбавление металлургических газов с высоким содержанием диоксида серы, направляемых на производство серной кислоты.
Sb2S3 + 2Sb2O3 6Sb + 3SO2 (3)
Sb2S3 + 3O2 2Sb + 3SO2 (4) происходит образование летучего триоксида сурьмы
2Sb2S3 + 9O2 2Sb2O3 + 6SO2 (4) одновременно с возгонкой части сульфида сурьмы, окисляемого над расплавом кислородом подсосанного воздуха по реакции (4). Металлическая сурьма благодаря значительной разности в плотности со шлаковым расплавом и большой величине межфазного натяжения между шлаком и металлом оседает и отделяется от шлака. В нее коллектируется основная часть благородных металлов. Благодаря тому, что основная часть тепла экзотермических реакций окисления сульфидов и окисления углеродистого топлива выделяется в расплаве, удается перерабатывать сырье с высоким содержанием кремнезема с получением высококремнистых шлаков и избежать излишнего расхода флюсов. Такой непрерывный процесс осуществим в печах типа печи Ванюкова, в которых газоотводящий тракт пространственно отделен от мест загрузки шихты, что позволяет снизить пылеунос. Некоторая часть сурьмы в растворенном виде, либо в виде механической примеси выводится со шлаком, который непрерывно удаляется из зоны барботажа расплава кислородсодержащим дутьем. Из шлака механически увлеченную сурьму выделяют последующим обеднением, которое сочетает отстаивание, например, в электрообогреваемом или обогреваемом природным газом отстойнике, куда шлак из плавильного агрегата непрерывно передается через сифон, с восстановлением путем добавки углеродистого восстановителя, например, коксика. В ряде случаев, в особенности при низком содержании железа в исходном сурьмяном сырье процесс обеднения ведут с добавкой реагентов, содержащих металлическое железо. Металлическое железо восстанавливает оксид сурьмы, содержащий в шлаке, и магнетит шлака, способствующий росту потерь цветных металлов, по реакциям
3Fe + Sb2O3 3FeO + Sb (6)
Fe3O4 + Fe 4FeO (7)
Образующийся при этом железо-сурьмяный сплав, содержащий благородные металлы, перерабатывают по наиболее рациональной технологии. Газообразные продукты плавки эвакуируют из металлургического агрегата, из них осаждают возгоны, содержащие триоксид сурьмы и незначительное количество благородных металлов, а обеспыленные газы направляют на улавливание серы по известному способу, например известняковому либо на разбавление металлургических газов с высоким содержанием диоксида серы, направляемых на производство серной кислоты.
Благодаря регулируемому количеству кислорода в дутье, подаваемом в расплав, удается избежать штейнообразования, так как практически вся сера загрузки окисляется до диоксида. При плавке образуется достаточное количество металлической сурьмы, капли которой при осаждении промывают шлаковый расплав, извлекая из него сурьму и благородные металлы.
Для снижения пылеуноса при загрузке тонкоизмельченного, например, шламового, сурьмяного сырья проводят его предварительную загрузку в сгораемую тару (бумажную, полиэтиленовую и т.п. в которой его загружают на поверхность расплава. Эта тара легко сгорает при попадании в расплав, но во время загрузки не происходит ее разрушения, благодаря чему достигается требуемый эффект.
Процесс осуществляют следующим образом: исходные материалы смешивают и шихту, содержащую сурьмяное сырье и промпродукты, флюсы, например, известняк и углеродистый восстановитель, например, коксик или уголь, служащие также топливом, непрерывно загружают на поверхность расплава, барботируемого кислородсодержащим дутьем, например, в печь Ванюкова. При окислении сульфидов загрузки происходит образование триоксида и металлической сурьмы по описанному выше механизму. Триоксид возгоняется и удаляется с газами вместе с частью сульфида сурьмы, окисляемого кислородом подсосов. Капли металлической сурьмы оседают в шлаковом расплаве, извлекая из него благородные металл и, по пути коалисцируя и увеличиваясь в размерах, продвигаются вниз, формируя донный слой металла. Из печи шлак непрерывно удаляют в обеднительный агрегат, например, электроотстойник через шлаковый сифон. Металл периодически выпускают и направляют на переработку конвертированием с удалением основной части сурьмы в возгоны и извлечением благородных металлов в обогащенный ими сплав, из которого они извлекаются существующими способами. Газы металлургического процесса непрерывно удаляются из металлургической печи. Трехокись сурьмы извлекается из газов после их охлаждения, и возгоны с низким содержанием благородным металлов направляются на восстановительную плавку с получением металлической сурьмы. Очищенные от пыли газы направляют на очистку от диоксида серы существующим способом, например, известняковым. При наличии сернокислотного производства возможно их использование для разбавления концентрированных газов. При обеднении шлака в отстойнике на поверхность его подают углеродистый восстановитель и процесс восстановления ведут до конечного содержания сурьмы в шлаке, определяемого экономической целесообразностью. Возможен, в особенности при низком содержании железа в шихте плавки, вариант с загрузкой на поверхность шлаковой ванны при восстановлении реагента, содержащего металлическое железо, например, железной стружки, чугуна или промпродуктов. В этом случае металлическое железо реагирует с находящимися в шлаке оксидом сурьмы и магнетитом и, одновременно, образующийся железосурьмяный слав служит коллектором благородных металлов и металлической сурьмы, находящейся в шлаке во взвешенном состоянии. Обедненный шлак выпускают из отстойника и отправляют на производство строительных материалов, а железо-сурьмяный сплав перерабатывают по технологии, выбираемой исходя из его состава и экономической целесообразности.
Ввиду непрерывного характера процесса плавки исключены технологические простои оборудования, что позволяет стабилизировать его работу и, за счет введения операции обеднения шлака в отдельном агрегате, повысить извлечение сурьмы и благородных металлов.
Количество кислорода должно составлять такую часть от теоретически необходимого для окисления углеродистого топлива до диоксида углерода и воды, а сульфида сурьмы до трехокиси сурьмы и диоксида серы, чтобы не происходило штейнообразования (нижний предел), но потери сурьмы и благородных металлов из-за переокисления шллакового расплава не были бы слишком велики (верхний предел).
Выход сурьмы в черновой металл должен быть таким, чтобы количество чернового металла было достаточным для коллектирования благородных металлов (нижний предел), но при этом содержание благородных металлов в черновом металле не было слишком низким, что приводит к излишним расходам и снижению извлечения при последующей переработке с извлечением благородных металлов (верхний предел).
Количество металлического железа в реагенте должно быть достаточным для извлечения сурьмы (нижний предел), но не должно приводит к повышению выхода шлака (верхний предел).
Примеры осуществления.
1. Опыт проводился в однозонной печи Ванюкова площадью пода 2 м2, соединенной лаковым сифоном с электроотстойником площадью 3 м2. В печь загрузки шихту, состоящую (без флюсов) из 77% флотоконцентрата, 16% штуфного концентрата и 7% рафинировочного шлака, состав которых приведен в табл.1.
В состав загрузки входил также известняк (6% от массы шихты) и уголь (10% от массы шихты).
Производительность загрузки по шихте составляла 3000 кг/ч. В печь непрерывно подавалось через фурмы кислородсодержащее дутье, состоящее из технического кислорода, воздуха и природного газа, подаваемое в количестве, необходимом для ведения технологического процесса. Количество природного газа в дутье во всех опытах составляло 190 нм3/ч. Количество воздуха 1100 нм3/ч. Количество кислорода варьировалось. Шлак непрерывно через шлаковый сифон удалялся в электроотстойник, откуда после обеднения выпускался на грануляцию. Черновая сурьма по мере накопления выпускалась из печи Ванюкова через шпур, расположенный у подины. Черновой сплав из электроотстойника периодически выпускался в ковш для возврата на переработку в печь Ванюкова.
Количество кислорода в дутье, теоретически необходимое для окисления подаваемого в печь углеродистого топлива до диоксида углерода и воды, а сульфида сурьмы до трехокиси, сурьмы и диоксида серы, VO2теор составляет 1445 мн3/ч.
Результаты опытов представлены в табл.2.
Анализ результатов испытаний показывает, что наилучшие показатели достигаются при работе в предлагаемых пределах (см.опыты 1-3), При уменьшении соотношения практического расхода кислорода к теоретически необходимому (опыт 4) происходит увеличение выхода черновой сурьмы с низким содеpжанием золота, что приводит к его потерям при переработке черновой сурьмы с целью извлечения золота. Одновременно к этому же приводит образование штейна, не происходящее при работе в предлагаемых пределах. При увеличении соотношения практического расхода кислорода к теоретически необходимому (опыт 5) происходит рост потерь сурьмы со шлаком ввиду его переокисления. Кроме того, ввиду снижения выхода черновой сурьмы, служащей коллектором благородных металлов, и увеличения вязкости шлака, снижается извлечение золота в черновую сурьму. Эти потери не компенсируются при дальнейшем обеднении шлака. Способ-прототип не позволяет перерабатывать флотоконцентрат без его окускования или требует подачи его внутрь ванны расплава, что связано с большими технологическими трудностями.
Опыты с регулированием выхода металлической сурьмы при постоянном соотношении практического расхода кислорода к теоретически необходимому, равном 0,8, проводили с увеличением доли рафшлака, в котором сурьма в основном находится в окисленном виде, в загрузке. Результаты представлены в табл.3.
Анализ показывает, что наилучшие результаты достигаются при работе в предлагаемых пределах выхода суpьмы в черновой металл (опыты 1-3). При росте выхода черновой сурьмы (опыт 4) содержание золота в черновой сурьме снижалось, что приводило к потерям и росту затрат при переработке черновой сурьмы с целью извлечения благородных металлов. Снижение же выхода черновой сурьмы приводит к росту потерь сурьмы и золота как из-за недостатка коллектора для извлечения последнего, так и из-за роста степени окисления шлакового расплава при переработке большей доли окисленных материалов (рафшлака) (см.опыт 5).
2. Обеднение шлака от работы по предлагаемому способу проводили в электроотстойнике с добавкой коксика и железной стружки. Результаты обеднения шлака со средним содержанием сурьмы 4,5% и золота 2,5 г/т представлены в табл.4.
Анализ табличных данных показывает, что наилучшие результаты достигаются при работе в предлагаемых пределах. Снижение загрузки железосодержащего реагента (опыт 6) приводит к увеличению содержания золота и сурьмы в отвальном шлаке, а его увеличение способствует росту содержания железа в сплаве, что увеличивает циркуляционную нагрузку по железу и приводит к росту содержания сурьмы в шлаке (опыт 5). Сравнение с обеднением шлака коксиком (опыт 4) показывает, что благодаря предложенному способу достигается большее извлечение золота и сурьмы.
3. Флотационный концентрат загружали в печь Ванюкова в бумажных мешках по 30 кг в мешке. В остальном плавку вели как указано в примере 1 опыта 1. Достигнуто снижение пылеуноса с 2,3 до 0,9% за счет меньшего уноса тонкоизмельченного флотоконцентрата. При этом содержание сурьмы в возгонах составило 81,2% против 79,7 в опыте 1. Это позволяет использовать полученные возгоны в качестве товарной трехокиси сурьмы низших марок.
Использование изобретения позволяет организовать непрерывную переработку сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы.
Claims (3)
1. СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНОГО СУРЬМЯНОГО СЫРЬЯ, СОДЕРЖАЩЕГО БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ, включающий смешивание исходного сырья с флюсами и углеродистым топливом, загрузку полученной шихты на поверхность ванны расплава, плавку с продувкой ванны расплава кислородсодержащим дутьем, содержащим жидкое или газообразное топливо, с получением газообразных сурьмусодержащих продуктов, шлака и черновой сурьмы, коллектирующей благородные металлы, с последующим разделением шлака и коллектора благородных металлов и выводом жидких и газообразных продуктов плавки, отличающийся тем, что загрузку шихты, продувку кислородсодержащим дутьем и разделение шлака и коллектора благородных металлов ведут непрерывно, количество кислорода в дутье поддерживают равным 0,8 - 1,1 от теоретически необходимого для окисления компонентов топлива до диоксида углерода и воды и сульфида сурьмы исходного сырья до триоксида сурьмы и диоксида серы, плавку ведут с переводом 6 - 20 мас.% сурьмы загрузки в черновую сурьму, полученный после вывода шлак подвергают обеднению с добавкой углеродистого восстановителя.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что обеднение шлаков ведут с добавкой реагентов, содержащих металлическое железо в количестве 3 - 15% от массы шлака.
3. Способ по пп.1 и 2, отличающийся тем, что тонкоизмельченное сырье загружают на ванну расплава в сгораемой таре.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94010359/02A RU2055922C1 (ru) | 1994-03-24 | 1994-03-24 | Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94010359/02A RU2055922C1 (ru) | 1994-03-24 | 1994-03-24 | Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU94010359A RU94010359A (ru) | 1995-10-27 |
| RU2055922C1 true RU2055922C1 (ru) | 1996-03-10 |
Family
ID=20153936
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU94010359/02A RU2055922C1 (ru) | 1994-03-24 | 1994-03-24 | Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2055922C1 (ru) |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2618282C1 (ru) * | 2015-10-22 | 2017-05-03 | Алексей Михайлович Птицын | Способ переработки материалов, содержащих платиновые металлы |
| RU2692135C1 (ru) * | 2018-09-03 | 2019-06-21 | Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Проблем Комплексного Освоения Недр Им. Академика Н.В. Мельникова Российской Академии Наук (Ипкон Ран) | Способ переработки золотосодержащего сурьмяного концентрата и линия для его осуществления |
| RU2755136C1 (ru) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Способ непрерывной плавки кварцевой малосульфидной золотосодержащей руды в печи ванюкова |
| RU2769534C1 (ru) * | 2020-01-16 | 2022-04-01 | Чайна Энфай Инжиниринг Корпорейшн | Одностадийная система плавления никеля и одностадийный способ плавления никеля |
| CN115627363A (zh) * | 2022-09-26 | 2023-01-20 | 中南大学 | 一种锑熔炼渣的资源化回收方法 |
| CN118147458A (zh) * | 2024-03-11 | 2024-06-07 | 益阳生力材料科技股份有限公司 | 一种锑金属的提取方法及其提取装置 |
| RU2824640C1 (ru) * | 2024-02-20 | 2024-08-12 | Общество с ограниченной ответственностью "Мерком" | Способ переработки сурьмусодержащих материалов |
-
1994
- 1994-03-24 RU RU94010359/02A patent/RU2055922C1/ru not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Мельников С.М., Розловский А.А., Шуклин А.М. и др. Сурьма. М.: Металлургия, 1977, с.197-223. Патент Австралии N 598237, кл. C 22B 30/02, опублик. 1990. * |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2618282C1 (ru) * | 2015-10-22 | 2017-05-03 | Алексей Михайлович Птицын | Способ переработки материалов, содержащих платиновые металлы |
| RU2692135C1 (ru) * | 2018-09-03 | 2019-06-21 | Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Проблем Комплексного Освоения Недр Им. Академика Н.В. Мельникова Российской Академии Наук (Ипкон Ран) | Способ переработки золотосодержащего сурьмяного концентрата и линия для его осуществления |
| RU2769534C1 (ru) * | 2020-01-16 | 2022-04-01 | Чайна Энфай Инжиниринг Корпорейшн | Одностадийная система плавления никеля и одностадийный способ плавления никеля |
| RU2755136C1 (ru) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Способ непрерывной плавки кварцевой малосульфидной золотосодержащей руды в печи ванюкова |
| CN115627363A (zh) * | 2022-09-26 | 2023-01-20 | 中南大学 | 一种锑熔炼渣的资源化回收方法 |
| RU2824640C1 (ru) * | 2024-02-20 | 2024-08-12 | Общество с ограниченной ответственностью "Мерком" | Способ переработки сурьмусодержащих материалов |
| CN118147458A (zh) * | 2024-03-11 | 2024-06-07 | 益阳生力材料科技股份有限公司 | 一种锑金属的提取方法及其提取装置 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EP2839045B1 (en) | Method for processing slags of non-ferrous metallurgy | |
| US4416690A (en) | Solid matte-oxygen converting process | |
| CA1279198C (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
| JPS634613B2 (ru) | ||
| US4266971A (en) | Continuous process of converting non-ferrous metal sulfide concentrates | |
| AU2007281012B2 (en) | Lead slag reduction | |
| US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
| JP3618813B2 (ja) | 高品位ニッケルマットを少なくとも部分的に高温冶金で精製したニッケル含有原料から生成する方法 | |
| US5372630A (en) | Direct sulphidization fuming of zinc | |
| WO1997020954A1 (en) | Simplified duplex processing of nickel ores and/or concentrates for the production of ferronickels, nickel irons and stainless steels | |
| RU2055922C1 (ru) | Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы | |
| WO2009114157A2 (en) | Feed material compostion and handling in a channel induction furnace | |
| CN101321881A (zh) | 含铅材料的处理方法 | |
| WO2009114159A2 (en) | Feed material compostion and handling in a channel induction furnace | |
| JPS6247931B2 (ru) | ||
| US5178667A (en) | Dry process for refining zinc sulfide concentrates | |
| RU2100459C1 (ru) | Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы | |
| EP0641865B1 (en) | Method of reprocessing lead-containing materials | |
| CA1212842A (en) | Method of processing lead sulphide or lead/zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| US4274868A (en) | Recovery of tin from ores or other materials | |
| US20240240283A1 (en) | Process and plant for recycling zinc oxide residues | |
| JPS6411697B2 (ru) | ||
| AU646510C (en) | Direct sulphidization fuming of zinc | |
| GB1576531A (en) | Recovery of tin from ores or other material | |
| AU8761291A (en) | Direct sulphidization fuming of zinc |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20050325 |