RU2071983C1 - Zinc concentrate reprocessing method - Google Patents
Zinc concentrate reprocessing method Download PDFInfo
- Publication number
- RU2071983C1 RU2071983C1 RU93027056A RU93027056A RU2071983C1 RU 2071983 C1 RU2071983 C1 RU 2071983C1 RU 93027056 A RU93027056 A RU 93027056A RU 93027056 A RU93027056 A RU 93027056A RU 2071983 C1 RU2071983 C1 RU 2071983C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- zinc
- processing
- concentrate
- zinc concentrate
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии. The invention relates to ferrous metallurgy.
Известен способ переработки цинковых концентратов, заключающийся в окислительном обжиге с последующим извлечением цинка из агломерата или огарка в возгоны или растворы [1]
Недостатком данного способа является то, что на окончательную переработку в том и другом случае поступают промпродукты, загрязненные примесями, железом, породообразующими, которые в обоих случаях требуют многоступенчатой очистки от них с образованием дополнительных промпродуктов, также требующих переработки.A known method of processing zinc concentrates, which consists in oxidative roasting, followed by extraction of zinc from sinter or cinder in sublimates or solutions [1]
The disadvantage of this method is that final products in both cases receive intermediate products contaminated with impurities, iron, and rock-forming materials, which in both cases require multi-stage purification from them with the formation of additional intermediate products that also require processing.
Наиболее близким к заявляемому является способ переработки медно-цинковых концентратов по способу "Феркам", включающий взвешенную плавку концентрата в смеси с флюсами в атмосфере кислорода при полной или почти полной десульфуризации с переводом окислов цинка и других металлов в шлак с последующим извлечением цинка в возгоны, а меди в металлизированный сплав [2] (прототип). Closest to the claimed is a method of processing copper-zinc concentrates according to the method of "Ferkam", which includes weighted smelting of the concentrate mixed with fluxes in an oxygen atmosphere with complete or almost complete desulfurization with the conversion of zinc oxides and other metals into slag, followed by zinc recovery in sublimates, and copper into a metallized alloy [2] (prototype).
Недостатком данного способа являются значительные потери цинка на отдельных технологических переделах и в процессе очистки промпродуктов, образующихся при получении цинка. Кроме того, способ не применим к богатым цинковым концентратам, из-за того что получаемый в процессе плавки шлак не в состоянии растворить все окислы, в результате чего на ванне и в циклоне образуются тугоплавкие настыли, корки, увеличивающие общие потери цинка. The disadvantage of this method is the significant loss of zinc in certain technological stages and in the process of purification of industrial products formed during zinc production. In addition, the method is not applicable to rich zinc concentrates, due to the fact that the slag obtained during the smelting process is not able to dissolve all oxides, as a result of which refractory nastily, crusts are formed on the bath and in the cyclone, which increase the total zinc loss.
Целью изобретения является повышение извлечения ценных металлов и сквозного извлечения цинка. The aim of the invention is to increase the extraction of valuable metals and through extraction of zinc.
Поставленная цель достигается тем, что в способе переработки цинковых концентратов, включающем окислительно-восстановительную переработку в шлаковом расплаве, согласно изобретению переработку осуществляют в непрерывно циркулирующем между восстановительной и окислительной зонами оборотном шлаковом расплаве при отношении оборотного шлака к образующемуся в процессе плавки от 3:1 до 6,5:1. This goal is achieved by the fact that in the method for processing zinc concentrates, including redox processing in a slag melt, according to the invention, the processing is carried out in a circulating slag melt continuously circulating between the reducing and oxidizing zones with a ratio of working slag to 3: 1 to formed from the smelting process 6.5: 1.
Способ реализуется в двухзонной установке, включающей плавильную и восстановительную зоны, соединенные между собой внутренним шлаковым сифоном, и позволяющей вести более глубокую доработку как в окислительной, так и в восстановительной зонах. The method is implemented in a two-zone installation, including the melting and reduction zones, interconnected by an internal slag siphon, and allowing deeper refinement in both the oxidation and reduction zones.
Способ осуществляется следующим образом. В барботируемую и рециркулирующую шлаковую ванну окислительной зоны загружается цинковый концентрат с флюсами, содержащий сульфиды цинка и других металлов и породообразующие. В окислительной зоне под действием кислородсодержащего газа все сульфиды металлов при температуре расплава выше 1200oC окисляются до окислов и переходят в шлак. Шлак по мере образования новых порций перетекает в восстановительную зону, где под действием восстановителей, твердых или газообразных, подвергается восстановительной обработке при температуре расплава выше 1400oC. При этом все металлы избирательно извлекаются в металлическую и газовую фазы в виде возгонов.The method is as follows. Zinc concentrate with fluxes containing sulfides of zinc and other metals and rock-forming is loaded into the bubbling and recycling slag bath of the oxidizing zone. In the oxidizing zone under the influence of an oxygen-containing gas, all metal sulfides at a melt temperature above 1200 o C are oxidized to oxides and pass into slag. Slag, as new portions form, flows into the reduction zone, where, under the action of reducing agents, solid or gaseous, it undergoes reduction treatment at a melt temperature above 1400 o C. In this case, all metals are selectively extracted into the metal and gas phases in the form of sublimates.
Необходимость окисления всех сульфидов концентрата вызвана тем, что цинковые концентраты содержат главным образом цинк и незначительные количества других металлов. Поэтому с целью более полного извлечения цинка в шлак, а затем в возгоны целесообразно на первой стадии пирометаллургической обработки перевести весь цинк в шлаковый расплав совместно с другими цветными металлами ввиду из незначительного содержания в сырье. Незначительное содержание других цветных металлов в сырье определяет также необходимость их перевода в металлизированный сплав в восстановительной зоне. Кроме того, металлизация расплава в восстановительной зоне способствует более полному переводу цинка в возгоны, а других цветных металлов в сплав. The need for oxidation of all sulfides of the concentrate is due to the fact that zinc concentrates contain mainly zinc and minor amounts of other metals. Therefore, in order to more fully recover zinc into slag, and then into sublimates, it is advisable to transfer all zinc to slag melt together with other non-ferrous metals at the first stage of pyrometallurgical treatment due to the low content in the raw material. The insignificant content of other non-ferrous metals in the raw material also determines the need for their transfer to a metallized alloy in the reduction zone. In addition, metallization of the melt in the reduction zone contributes to a more complete conversion of zinc into sublimates, and other non-ferrous metals into alloy.
Пример. Example.
Глубокой окислительной обработке подвергался концентрат следующего состава, Zn 51,0; Fe 9,5; S 31,6; SiO2 3,0; Al2O3 2,9; Pb 1,5; Cu 1,5. После окислительной бесфлюсовой обработки концентрата получают промпродукт следующего состава, ZnO 75,61; FeO 7,25; Fe3O4 7,49; PbO 1,93; Cu2O 2,3; SiO2 3,8; Al2O3 2,5. При данном содержании ZnO промпродукт тугоплавок и может существовать только в виде настыли и непригоден для нормального технологического процесса. Для достижения приемлемой для технологического процесса жидкотекучести данный промпродукт необходимо разбивать шлакообразующим до содержания в нем ZnO не выше 25% следовательно, разбавить в три раза, т.е. ввести в виде флюсующих присадок в процессе в три раза больше флюса, чем концентрата, что не рентабельно из-за больших расходов топлива.The concentrate of the following composition, Zn 51.0; Fe 9.5; S 31.6; SiO 2 3.0; Al 2 O 3 2.9; Pb 1.5; Cu 1.5. After oxidizing flux-free treatment of the concentrate, an intermediate product of the following composition is obtained, ZnO 75.61; FeO 7.25; Fe 3 O 4 7.49; PbO 1.93; Cu 2 O 2,3; SiO 2 3.8; Al 2 O 3 2.5. At this ZnO content, the intermediate product is refractory and can exist only in the form of nastily and is unsuitable for a normal technological process. In order to achieve fluidity acceptable for the process, this intermediate product must be broken up by slag-forming to a ZnO content of no higher than 25%, therefore, diluted three times, i.e. to introduce in the form of fluxing additives in the process three times more flux than concentrate, which is not profitable due to high fuel consumption.
В этой связи в шихту целесообразно добавлять необходимое количество флюсов, обусловленное получением нормального шлака, исходя из необходимости шлакования железа (согласно технологическому расчету на данный концентрат необходимо добавить к нему 8-10% флюсов), а разбавление окисленного промпродукта шлакообразующими (по ZnO) производить за счет оборотного шлака состава, ZnO 1,6; FeO 37,1; SiO2 33,1; Al2O3 58,0; CaO 11,5; PbO 0,03; Cu 0,1, полученного после отгонки цинка в восстановительной зоне.In this regard, it is advisable to add the necessary amount of fluxes due to the receipt of normal slag, based on the need for slagging of iron (according to the technological calculation for this concentrate, it is necessary to add 8-10% fluxes to it), and the oxidized intermediate product should be diluted with slag-forming (according to ZnO) for recycle slag composition, ZnO 1.6; FeO 37.1; SiO 2 33.1; Al 2 O 3 58.0; CaO 11.5; PbO 0.03; Cu 0.1 obtained after distillation of zinc in the reduction zone.
Согласно технологическому расчету на состав концентрата, принятый в примере, для вывода из процесса железа необходимо получить 32,67 кг отвального шлака, а для вывода из окислительной зоны со шлаком окиси цинка необходимо 165,0 кг оборотного шлака, т.е. отношение оборотного шлака к вновь образующемуся в процессе плавки составляет 5,0:1. Шлак с целью снижения эксплуатационных затрат на топливо и повышения извлечения ценных металлов целесообразно возвращать в жидком виде. При более бедных концентратах по цинку (40%) отношение оборотного шлака к вновь образующемуся в процессе плавки, полученному для вывода из процесса железа, снижается до 3:1. Для более богатых по цинку концентратов это отношение будет повышаться до 6,5:1. Как снижение, так и повышение указанных пределов по оборотному шлаку будет приводить только к перерасходу флюсующих материалов. According to the technological calculation for the composition of the concentrate adopted in the example, 32.67 kg of dump slag must be obtained for removing iron from the process, and 165.0 kg of recycled slag is necessary for removing zinc oxide from the oxidizing zone, i.e. the ratio of recycled slag to newly formed during the smelting process is 5.0: 1. In order to reduce the operating costs of fuel and increase the extraction of valuable metals, slag should be returned in liquid form. At poorer zinc concentrates (40%), the ratio of recycled slag to newly formed in the smelting process, obtained to remove iron from the process, decreases to 3: 1. For richer zinc concentrates, this ratio will increase to 6.5: 1. Both a decrease and an increase in the indicated limits for circulating slag will only lead to an overspending of fluxing materials.
Результаты использования различных отношений оборотного шлака к образующемуся в процессе плавки сведены в таблицу. The results of using various ratios of recycled slag to formed during the smelting process are summarized in table.
По результатам таблицы видно повышенное извлечение цинка и других ценных металлов из бедного и богатого концентрата при использовании заявляемого способа. The results of the table show an increased extraction of zinc and other valuable metals from poor and rich concentrate when using the proposed method.
Таким образом, заявляемый способ по сравнению с прототипом позволяет извлекать ценные металлы в металлический сплав и возгоны с более высокой степенью извлечения непосредственно на стадии окислительно-восстановительной обработки концентрата. Так, прямое извлечение цинка в возгоны составляет 99,2% против 85 95% по прототипу. Thus, the claimed method in comparison with the prototype allows you to extract valuable metals into a metal alloy and sublimates with a higher degree of extraction directly at the stage of redox treatment of the concentrate. So, the direct extraction of zinc in sublimates is 99.2% against 85 95% of the prototype.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU93027056A RU2071983C1 (en) | 1993-05-18 | 1993-05-18 | Zinc concentrate reprocessing method |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU93027056A RU2071983C1 (en) | 1993-05-18 | 1993-05-18 | Zinc concentrate reprocessing method |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU93027056A RU93027056A (en) | 1996-11-20 |
RU2071983C1 true RU2071983C1 (en) | 1997-01-20 |
Family
ID=20141800
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU93027056A RU2071983C1 (en) | 1993-05-18 | 1993-05-18 | Zinc concentrate reprocessing method |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2071983C1 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106498182A (en) * | 2016-10-31 | 2017-03-15 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | The compound metallurgical furnace of fluorine chlora matter in a kind of efficient removal zinc oxide fumes |
CN106676272A (en) * | 2016-10-31 | 2017-05-17 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | Method for efficiently removing fluorine-chlorine impurities in zinc oxide smoke |
-
1993
- 1993-05-18 RU RU93027056A patent/RU2071983C1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Мечев В.В. и др. Автогенные процессы в цветной металлургии. М., 1991, с. 199. * |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106498182A (en) * | 2016-10-31 | 2017-03-15 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | The compound metallurgical furnace of fluorine chlora matter in a kind of efficient removal zinc oxide fumes |
CN106676272A (en) * | 2016-10-31 | 2017-05-17 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | Method for efficiently removing fluorine-chlorine impurities in zinc oxide smoke |
CN106498182B (en) * | 2016-10-31 | 2018-10-02 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | The compound metallurgical furnace of fluorine chlorine impurity in a kind of efficient removal zinc oxide fumes |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CA1084719A (en) | Process for treating lead-copper-sulphur charges | |
US4741770A (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
AU2002325965B2 (en) | Method for the production of blister copper | |
EP3143169B1 (en) | A method of converting copper containing material | |
US7905941B2 (en) | Recovery of non-ferrous metals from by-products of the zinc and lead industry using electric smelting with submerged plasma | |
RU2071983C1 (en) | Zinc concentrate reprocessing method | |
EP0171845B1 (en) | Process and apparatus for the continuous pyrometallurgical treatment of a copper-lead matte | |
CA2098521C (en) | Method for producing high-grade nickel matte and metallized sulfide matte | |
US6843827B2 (en) | Method of smelting copper sulfide concentrate | |
US5403380A (en) | Method for producing easily volatile metals, such as zinc, lead, mercury and cadmium, of sulfidic raw materials | |
JP3682166B2 (en) | Method for smelting copper sulfide concentrate | |
US3857701A (en) | Smelting of copper oxides to produce blister copper | |
EP0427699B1 (en) | Method and apparatus for treating zinc concentrates | |
US5443614A (en) | Direct smelting or zinc concentrates and residues | |
US4465512A (en) | Procedure for producing lead bullion from sulphide concentrate | |
CN116103507B (en) | Cooperative treatment method for zinc concentrate and industrial sodium sulfate waste salt | |
CN115821054B (en) | Smelting method of lead concentrate | |
JPS5950737B2 (en) | Continuous copper smelting method | |
US5192487A (en) | Apparatus for treating zinc concentrates | |
SU954469A1 (en) | Charge for melting sulfide copper-bearing materials | |
SU954468A1 (en) | Method for oxygen-weighted cyclone and electrothermic processing of sulfide materials | |
US3524743A (en) | Method of processing fly dusts containing sulphur,and smelter mixed oxides or other mixed oxides containing zinc and lead | |
RU2148096C1 (en) | Method of processing zinc-containing concentrates | |
US3155492A (en) | Metallurigical process | |
JPS62174338A (en) | Refining method for copper |