RU2055922C1 - Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material - Google Patents
Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material 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
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии и предназначено для переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы. The invention relates to ferrous metallurgy and is intended for the processing of sulphide antimony raw materials containing noble metals.
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.A known method of precipitation _ reduction melting of sulphide antimony raw materials, including continuous loading of a mixture containing raw materials, fluxes, iron chips and carbon reducing agent such as coal, melting, separation of the melt into slag, matte and antimony metal, periodic release of liquid and continuous release of gaseous melting products (Melnikov S.M. Rozlovsky A.A. Shuklin A.M. et al. Antimony, M. Metallurgy, 197, p. 566, p. 197-223). When smelting according to the specified method, noble metals are mainly collected in antimony metal formed during the interaction of antimonite with metallic iron and a carbon reducing agent according to the reactions
(Sb 2 S 3 ) w + 3 (Fe) m 2 (Sb) m + 3 (FeS) w (1)
2 (Sb 2 O 3 ) w + 3 (C) t 4 (Sb) m + 3 (СО 2 ) g (2)
However, during smelting, a large amount of matte (30% of the load of antimony concentrate) is formed, containing 8-10 g / t of gold with its initial content in the charge of 15-20 g / t. The processing of such matte on an industrial scale has not yet been organized due to technological difficulties. In addition, the content of precious metals in antimony is also small due to the significant (30% of the load of antimony concentrate) yield of crude metal. To extract precious metals, it is necessary to process the entire volume of antimony, for example, by melting with sublimation of antimony trioxide in a converter. This makes precipitation smelting economically inefficient in the processing of raw materials containing precious metals.
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). There is also known a method of processing sulphide antimony concentrates by sublimation firing with melting in a water blast furnace, according to which a mixture containing sulphide lump ore, fluxes and coke are smelted in a shaft furnace, air is blown into the mixture through tuyeres with a low rash in a hot top , the bulk of antimony is converted into sublimates, and part is obtained in the form of crude metal, S. Melnikov Rozlovsky A.A. Shuklin A.M. et al. Antimony, M. 1977, p. 566, p. 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. The disadvantage of this method is the high dust removal rate when processing flotation concentrates, which requires their agglomeration by briquetting or pelletizing, complicates the process and increases losses due to the introduction of additional operations. In addition, in the conditions of mine smelting, it is necessary to heat the top to avoid the formation of deposits and to oxidize the sublimated antimony trisulfide, which has a high vapor pressure. The process proceeds with the release of a significant part of the heat during the combustion of carbon monoxide and antimony trisulfide in the exhaust gases from the furnace. This leads to the need to increase the power of gas cleaning equipment. In addition, the low degree of heat absorption by the slag melt causes difficulties in the thermal operation of the furnace and the processing of, for example, high-siliceous lumpy raw materials becomes ineffective, since it requires a large amount of fluxes to produce slag that could be released from the furnace. This, in turn, increases the loss of antimony and precious metals, either in the form of mechanical kings entangled in slag with a high content of noble metals with its low fluidity, or due to an increase in slag yield when using fluxes. A slag-metal melt having a low fluidity is discharged from the furnace, and settling with overheating of the slag and phase separation is required to separate the slag and metal phases. This causes additional energy costs. For the above reasons, this method has not found application for the processing of antimony raw materials containing noble metals.
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. Closest to the proposed is a method of processing antimony raw materials containing noble metals, comprising mixing and loading the supplied raw materials, fluxes and carbon fuel into a liquid slag bath in a melting furnace having means for supplying fuel and oxygen-containing gas below the surface of the bath; injecting fuel and oxygen-containing gas into the bath to achieve temperature and thereby sublimating the antimony mass; removing a gas stream from the furnace, including a subliminal mass of antimony, and extracting antimony compounds from the gas stream; the formation of a collector of precious metals, for example, metal rough antimony, termination of loading of the feed materials and the separation of the collector containing precious metals and slag; removing the noble metal collector from the furnace to recover the noble metals and slag from it into the dump (Australian Patent No. AU-B-69707/87, class C 22
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.The disadvantage of the prototype method is the large downtime in its work associated with the need for a long period of sedimentation with phase separation, This in a periodic process causes downtime of all smelting equipment. If with a small scale of production such an introduction of technology is justified, then with a volume of production that allows you to organize a continuous process of loading and processing of raw materials, it is irrational. In addition, the operation of gas cleaning equipment with the periodic nature of its operation is very difficult. The loading of finely divided raw materials by injection into the melt is accompanied by high energy consumption and, due to the abrasiveness of the raw materials, leads to wear of the supply pipelines and other loading devices. This necessitates stops for repairs. Due to the physicochemical properties of antimony sublimates containing antimony trioxide, their capture is possible only with filtering equipment (bag filters) (see under the editorship of Melnikov S.M. Antimony, M. Metallurgy, 1977, p. 252-274). Employment of bag filters in the processing gas having a dew point below 80 ° C, formed in the wet raw peperabotke impossible. Therefore, the proposed wetting of finely dispersed materials to reduce dust extraction when loading them is not feasible in practice. For the same reason, the use of binders with an organic component is undesirable, and the use of inorganic binders leads to an increase in slag yield and loss of valuable metals. Agglomeration of antimony ores and concentrates having a low softening temperature, and accompanied by sublimation of a part of antimony, is also irrational. Due to the insufficient separation of the collecting phase and slag, as well as the high dissolved losses of antimony, the antimony content in the slag, even when using copper matte as a collector and reducing conditions, was 1.85%. Upon receipt of rough antimony under the proposed method under these conditions, the formation of antimony speys or high iron content in rough antimony. Both of these circumstances complicate the processing of the collector, increase the yield of industrial products, and the loss of antimony and precious metals. Conducting smelting under oxidizing conditions leads to high losses of antimony with slag. Part of the slag after removing the collecting phase must be inserted to begin the next cycle. This reduces the loading capacity of the melting unit and necessitates phase separation stops for slag discharge due to its accumulation in the furnace.
Целью изобретения является повышение производительности металлургического оборудования при переработке сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы. The aim of the invention is to increase the productivity of metallurgical equipment in the processing of antimony raw materials containing precious metals.
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. This goal is achieved by the fact that in the known method of processing sulfide antimony raw materials containing noble metals, including mixing the feedstock with fluxes and carbon fuel, loading the resulting mixture onto the surface of the molten bath, smelting with blowing the molten bath with oxygen-containing blast containing liquid or gaseous fuel, with the production of gaseous antimony-containing products, slag and rough antimony collecting precious metals, with the subsequent separation of slag and collector blagor metals and the withdrawal of liquid and gaseous smelting products, according to the invention, charge loading, purging with oxygen-containing blast and separation of slag and noble metal collector are carried out continuously, the amount of oxygen in the blast is maintained equal to 0.8-1.1 from theoretically necessary for the oxidation of fuel components to dioxide carbon and water and antimony sulfide feedstock to antimony trioxide and sulfur dioxide, smelting is carried out with the conversion of 6-20% of antimony loading in rough antimony, the slag obtained after removal is subjected to depletion with carbonaceous reductant additive. According to an embodiment of the method, slag depletion is carried out with the addition of reagents containing metallic iron, the amount of metallic iron is 3-15% of the amount of slag. In another embodiment, finely divided raw materials are loaded onto a molten bath in a combustible container.
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.The essence of the proposed method consists in loading a charge consisting of antimony raw materials, fluxes and solid carbonaceous fuel onto the surface of the melt bath, sparged with oxygen-containing blast, also continuously fed into the melt. When melting simultaneously with the formation of antimony metal by reactions
Sb 2 S 3 + 2Sb 2 O 3 6Sb + 3SO 2 (3)
Sb 2 S 3 + 3O 2 2Sb + 3SO 2 (4) the formation of volatile antimony trioxide
2Sb 2 S 3 + 9O 2 2Sb 2 O 3 + 6SO 2 (4) simultaneously with the sublimation of part of the antimony sulfide oxidized by the oxygen of the sucked air over the melt by reaction (4). Due to the significant difference in density with the slag melt and the large magnitude of the interfacial tension between the slag and the metal, antimony is deposited and separated from the slag. It collects the bulk of precious metals. Due to the fact that the bulk of the heat of the exothermic reactions of the oxidation of sulfides and the oxidation of carbon fuel is released in the melt, it is possible to process raw materials with a high content of silica to obtain high-silica slags and to avoid excessive flux consumption. Such a continuous process is feasible in furnaces such as the Vanyukov furnace, in which the gas exhaust duct is spatially separated from the charge loading points, which allows reducing dust extraction. Some of the antimony, in dissolved form or in the form of a mechanical impurity, is discharged with slag, which is continuously removed from the melt bubble zone by oxygen-containing blast. Mechanically entrapped antimony is isolated from slag by subsequent depletion, which combines settling, for example, in a sedimentation tank, which is electrically heated or heated by natural gas, to which slag from the smelting unit is continuously passed through a siphon, with reduction by adding a carbon reducing agent, for example, coke. In some cases, especially with a low iron content in the initial antimony feed, the depletion process is carried out with the addition of reagents containing metallic iron. Metallic iron reduces antimony oxide, which is contained in slag, and slag magnetite, which contributes to an increase in the loss of non-ferrous metals, by reactions
3Fe + Sb 2 O 3 3FeO + Sb (6)
Fe 3 O 4 + Fe 4FeO (7)
The resulting iron-antimony alloy containing noble metals is processed using the most rational technology. Gaseous smelting products are evacuated from the metallurgical unit, sublimates containing antimony trioxide and a small amount of noble metals are precipitated from them, and dust-free gases are sent to sulfur recovery using a known method, for example, limestone or to dilute metallurgical gases with a high content of sulfur dioxide sent to the production of sulfur dioxide acids.
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. Due to the controlled amount of oxygen in the blast supplied to the melt, matte formation can be avoided, since almost all of the sulfur in the charge is oxidized to dioxide. During smelting, a sufficient amount of antimony metal is formed, drops of which during precipitation wash the slag melt, removing antimony and precious metals from it.
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. To reduce dust during the loading of finely ground, for example, slurry, antimony raw materials, they are pre-loaded into a combustible container (paper, polyethylene, etc.) in which it is loaded onto the surface of the melt. This container is easily burned when it enters the melt, but during loading its destruction does not occur, due to which the desired effect is achieved.
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. The process is carried out as follows: the raw materials are mixed and the mixture containing antimony raw materials and intermediate products, fluxes, for example, limestone and a carbon reducing agent, for example, coke or coal, which also serve as fuel, are continuously loaded onto the surface of the melt sparged with oxygen-containing blast, for example, in a furnace Vanyukova. During the oxidation of loading sulfides, trioxide and antimony metal are formed according to the mechanism described above. The trioxide is sublimated and removed with gases along with part of the antimony sulfide, oxidized by oxygen of the suction. Drops of metallic antimony are deposited in the slag melt, removing noble metal from it and, along the way, coalescing and increasing in size, advance downward, forming a bottom layer of metal. From the furnace, slag is continuously removed to a depletion unit, for example, an electric sump through a slag siphon. The metal is periodically produced and sent for processing by converting with the removal of the main part of antimony into sublimates and extracting precious metals into the alloy enriched with them, from which they are extracted by existing methods. Gases from the metallurgical process are continuously removed from the metallurgical furnace. Antimony trioxide is extracted from the gases after they are cooled, and sublimates with a low content of noble metals are sent to reduction smelting to obtain metallic antimony. Dust-free gases are sent to remove sulfur dioxide in an existing way, for example, limestone. In the presence of sulfuric acid production, they can be used to dilute concentrated gases. When the slag is depleted in the sump, a carbonaceous reducing agent is fed to its surface and the reduction process is carried out to the final antimony content in the slag, which is determined by economic feasibility. Possible, especially with a low iron content in the smelting mixture, the option of loading on the surface of the slag bath when recovering a reagent containing metallic iron, for example, iron shavings, cast iron or industrial products. In this case, metallic iron reacts with antimony oxide and magnetite in the slag and, at the same time, the resulting antimony glory serves as a collector of noble metals and suspended antimony in the slag. Depleted slag is discharged from the sump and sent to the production of building materials, and the antimony-iron alloy is processed using technology selected on the basis of its composition and economic feasibility.
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. Due to the continuous nature of the smelting process, technological downtime of the equipment is excluded, which makes it possible to stabilize its operation and, due to the introduction of the slag depletion operation in a separate unit, increase the extraction of antimony and precious metals.
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). The amount of oxygen should be such a part from theoretically necessary for the oxidation of carbon fuel to carbon dioxide and water, and antimony sulfide to antimony trioxide and sulfur dioxide, so that matting does not occur (lower limit), but the loss of antimony and precious metals due to the oxidation of slag melt would not be too large (upper limit).
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). The output of antimony in the crude metal should be such that the amount of crude metal is sufficient to collect precious metals (lower limit), but the content of precious metals in the crude metal is not too low, which leads to unnecessary costs and reduced recovery during subsequent processing with recovery of precious metals (upper limit).
Количество металлического железа в реагенте должно быть достаточным для извлечения сурьмы (нижний предел), но не должно приводит к повышению выхода шлака (верхний предел). The amount of metallic iron in the reagent should be sufficient to extract antimony (lower limit), but should not lead to an increase in the output of slag (upper limit).
Примеры осуществления. Examples of implementation.
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.1.1. The experiment was carried out in a single-zone Vanyukov furnace with an area of 2 m 2 , connected by a varnish siphon with an electric sump of 3 m 2 . In the loading furnace, a charge consisting of (without fluxes) of 77% flotation concentrate, 16% ore concentrate and 7% refining slag, the composition of which is given in table 1.
В состав загрузки входил также известняк (6% от массы шихты) и уголь (10% от массы шихты). The composition of the load also included limestone (6% by weight of the charge) and coal (10% by weight of the charge).
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.The charge loading capacity was 3000 kg / h. Oxygen-containing blast, consisting of technical oxygen, air and natural gas, supplied in the amount necessary for conducting the process, was continuously fed into the furnace through lances. The amount of natural gas in the blast in all experiments was 190 nm 3 / h. The amount of air is 1100 nm 3 / h. The amount of oxygen varied. Slag was continuously discharged through a slag siphon to an electric sump, from which, after depletion, it was discharged to granulation. Draft antimony, as it accumulated, was discharged from the Vanyukov furnace through a hole located at the bottom. The draft alloy from the sump was periodically released into the bucket for return to Vanyukov’s furnace for processing.
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.The amount of oxygen in the blast, theoretically necessary for the oxidation of the carbon fuel supplied to the furnace to carbon dioxide and water, and the antimony sulfide to trioxide, antimony and sulfur dioxide, VO 2 teor is 1445 mn 3 / h.
Результаты опытов представлены в табл.2. The results of the experiments are presented in table.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. An analysis of the test results shows that the best performance is achieved when working within the proposed range (see experiments 1-3). With a decrease in the ratio of practical oxygen consumption to the theoretically necessary (experiment 4), there is an increase in the output of rough antimony with a low gold content, which leads to its losses in the processing of rough antimony to extract gold. At the same time, matte formation that does not occur when working within the proposed limits leads to the same. With an increase in the ratio of the practical oxygen consumption to the theoretically necessary (experiment 5), the loss of antimony with slag increases due to its oxidation. In addition, due to a decrease in the yield of rough antimony, which serves as a collector of noble metals, and an increase in the viscosity of slag, the extraction of gold in rough antimony is reduced. These losses are not compensated with further depletion of slag. The prototype method does not allow to process flotation concentrate without its agglomeration or requires feeding it into the melt pool, which is associated with great technological difficulties.
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. The experiments with the regulation of the yield of metallic antimony with a constant ratio of the practical oxygen consumption to the theoretically necessary equal to 0.8 were carried out with an increase in the proportion of raf slag, in which antimony is mainly in oxidized form, in the charge. The results are presented in table.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). The analysis shows that the best results are achieved when working within the proposed limits of the release of antimony into the crude metal (experiments 1-3). With an increase in the yield of rough antimony (experiment 4), the gold content in rough antimony decreased, which led to losses and increased costs in the processing of rough antimony in order to extract precious metals. A decrease in the yield of rough antimony leads to an increase in the losses of antimony and gold both due to the lack of a collector for the extraction of the latter and to the increase in the degree of oxidation of the slag melt during processing of a larger proportion of oxidized materials (raf slag) (see experiment 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. 2. Depletion of slag from the work according to the proposed method was carried out in an electric sump with the addition of coke and iron chips. The results of depletion of slag with an average content of antimony of 4.5% and gold 2.5 g / t are presented in table 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. Analysis of tabular data shows that the best results are achieved when working within the proposed limits. Reducing the load of the iron-containing reagent (experiment 6) leads to an increase in the content of gold and antimony in the dump slag, and its increase contributes to an increase in the iron content in the alloy, which increases the circulating load on the iron and leads to an increase in the antimony content in the slag (experiment 5). Comparison with slag depletion with coke (experiment 4) shows that due to the proposed method, a greater recovery of gold and antimony is achieved.
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. 3. The flotation concentrate was loaded into the Vanyukov furnace in paper bags of 30 kg per bag. The rest of the smelting was carried out as described in example 1 of
Использование изобретения позволяет организовать непрерывную переработку сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы. The use of the invention allows to organize the continuous processing of antimony raw materials containing precious metals.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94010359/02A RU2055922C1 (en) | 1994-03-24 | 1994-03-24 | Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94010359/02A RU2055922C1 (en) | 1994-03-24 | 1994-03-24 | Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU94010359A RU94010359A (en) | 1995-10-27 |
| RU2055922C1 true RU2055922C1 (en) | 1996-03-10 |
Family
ID=20153936
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU94010359/02A RU2055922C1 (en) | 1994-03-24 | 1994-03-24 | Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2055922C1 (en) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2618282C1 (en) * | 2015-10-22 | 2017-05-03 | Алексей Михайлович Птицын | Method of processing materials containing platinum metals |
| RU2692135C1 (en) * | 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) | Processing method of gold-containing antimony concentrate and line for its implementation |
| RU2755136C1 (en) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace |
| RU2769534C1 (en) * | 2020-01-16 | 2022-04-01 | Чайна Энфай Инжиниринг Корпорейшн | One-stage nickel melting system and one-stage nickel melting method |
| CN115627363A (en) * | 2022-09-26 | 2023-01-20 | 中南大学 | Resource recovery method of antimony smelting slag |
| RU2824640C1 (en) * | 2024-02-20 | 2024-08-12 | Общество с ограниченной ответственностью "Мерком" | Method of processing antimony-containing materials |
-
1994
- 1994-03-24 RU RU94010359/02A patent/RU2055922C1/en 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 (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2618282C1 (en) * | 2015-10-22 | 2017-05-03 | Алексей Михайлович Птицын | Method of processing materials containing platinum metals |
| RU2692135C1 (en) * | 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) | Processing method of gold-containing antimony concentrate and line for its implementation |
| RU2769534C1 (en) * | 2020-01-16 | 2022-04-01 | Чайна Энфай Инжиниринг Корпорейшн | One-stage nickel melting system and one-stage nickel melting method |
| RU2755136C1 (en) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace |
| CN115627363A (en) * | 2022-09-26 | 2023-01-20 | 中南大学 | Resource recovery method of antimony smelting slag |
| RU2824640C1 (en) * | 2024-02-20 | 2024-08-12 | Общество с ограниченной ответственностью "Мерком" | Method of processing antimony-containing materials |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EP2839045B1 (en) | Method for processing slags of non-ferrous metallurgy | |
| US4416690A (en) | Solid matte-oxygen converting process | |
| US4266971A (en) | Continuous process of converting non-ferrous metal sulfide concentrates | |
| JPS634613B2 (en) | ||
| US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
| CA1279198C (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
| AU2007281012B2 (en) | Lead slag reduction | |
| WO1997020954A1 (en) | Simplified duplex processing of nickel ores and/or concentrates for the production of ferronickels, nickel irons and stainless steels | |
| US5372630A (en) | Direct sulphidization fuming of zinc | |
| JP3618813B2 (en) | Method for producing high-grade nickel matte from nickel-containing raw material at least partially purified by high temperature metallurgy | |
| RU2055922C1 (en) | Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material | |
| WO2009114157A2 (en) | Feed material compostion and handling in a channel induction furnace | |
| WO2009114159A2 (en) | Feed material compostion and handling in a channel induction furnace | |
| MX2008002934A (en) | Method for reprocessing lead-containing materials. | |
| US5178667A (en) | Dry process for refining zinc sulfide concentrates | |
| JPS6247931B2 (en) | ||
| CN115066390B (en) | Method for producing copper metal from copper concentrate without producing waste | |
| RU2100459C1 (en) | Method of processing antimony sulfide raw material containing precious metals | |
| EP0641865B1 (en) | Method of reprocessing lead-containing materials | |
| US4274868A (en) | Recovery of tin from ores or other materials | |
| US20240240283A1 (en) | Process and plant for recycling zinc oxide residues | |
| CA1212842A (en) | Method of processing lead sulphide or lead/zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| JPS6411697B2 (en) | ||
| AU646510C (en) | Direct sulphidization fuming of zinc | |
| GB1576531A (en) | Recovery of tin from ores or other material |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20050325 |