RU2118666C1 - method of producing lead from lead sulfide - Google Patents

method of producing lead from lead sulfide Download PDF

Info

Publication number
RU2118666C1
RU2118666C1 RU96116503A RU96116503A RU2118666C1 RU 2118666 C1 RU2118666 C1 RU 2118666C1 RU 96116503 A RU96116503 A RU 96116503A RU 96116503 A RU96116503 A RU 96116503A RU 2118666 C1 RU2118666 C1 RU 2118666C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
lead
sulfide
furnace
producing
temperature
Prior art date
Application number
RU96116503A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU96116503A (en
Inventor
Г.Ф. Казанцев
Н.М. Барбин
Г.К. Моисеев
Л.А. Маршук
Н.А. Ватолин
Original Assignee
Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения РАН
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения РАН filed Critical Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения РАН
Priority to RU96116503A priority Critical patent/RU2118666C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2118666C1 publication Critical patent/RU2118666C1/en
Publication of RU96116503A publication Critical patent/RU96116503A/en

Links

Images

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: in a method of producing lead including melting lead-containing materials in presence of alkali metal salts and isolating molten lead, lead sulfate is charged into carbonate salt melt (additionally containing alkali-earth metal carbonates) at ratio (0.28-0.42):1 and temperature 800 to 1200 C, after which mixture is aged for 2-4 h. EFFECT: enhanced process efficiency. 2 cl, 1 tbl

Description

Способ относится к цветной металлургии, в частности к способам получения свинца из сульфидного сырья. The method relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods for producing lead from sulfide raw materials.

Известен способ извлечения свинца из сульфидных концентратов возгонкой [1]. По этому способу концентрат, содержащий Pb - 72, Fe - 5, S - 14, SiO2 - 3, CaO - 3, Al2O3 - 3, нагревали дымовыми газами 1100oC. При этом возгонялось 97% свинца в виде сульфида. В газ дозированно вводили кислород для превращения части свинца в оксид. Последний, взаимодействуя с сульфидом, давал металлический свинец. При охлаждении газа до температуры 1000oC металл конденсировался. Охлаждение вели путем орошения хладагентом, предпочтительно расплавленным свинцом.There is a method of extracting lead from sulfide concentrates by sublimation [1]. According to this method, a concentrate containing Pb - 72, Fe - 5, S - 14, SiO 2 - 3, CaO - 3, Al 2 O 3 - 3, was heated by flue gases 1100 o C. When this was sublimated 97% of lead in the form of sulfide . Oxygen was metered into the gas to convert part of the lead to oxide. The latter, interacting with sulfide, gave metallic lead. Upon cooling the gas to a temperature of 1000 o C, the metal condenses. Cooling was carried out by irrigation with a refrigerant, preferably molten lead.

Недостатками этого способа являются большое количество газов, необходимость использования воздуха, обогащенного кислородом, а также необходимость использования расплавленного свинца для орошения. Поэтому образуются большое количество запыленных газов и унос металла с ними, их необходимо очищать, возвращать в процесс пыль и как следствие - ухудшение экологической обстановки. The disadvantages of this method are the large amount of gases, the need to use oxygen enriched air, and the need to use molten lead for irrigation. Therefore, a large amount of dusty gases and the entrainment of metal with them are formed, they must be cleaned, dust must be returned to the process and, as a consequence, environmental degradation.

Известен способ производства металлического свинца прямым сплавлением [2] . Металл получают из свинецсодержащих материалов путем окислительной плавки и последующего восстановления расплава, образующихся оксидов. Восстановление осуществляют с помощью твердого углеродсодержащего реагента, присутствующего в расплаве. Необходимо также присутствие в расплаве твердого карбонатсодержащего материала, например известняка, доломита или кальцинированной соды. A known method of producing metallic lead by direct fusion [2]. The metal is obtained from lead-containing materials by oxidative smelting and subsequent reduction of the melt, the resulting oxides. Recovery is carried out using a solid carbon-containing reagent present in the melt. A solid carbonate-containing material, such as limestone, dolomite or soda ash, is also required in the melt.

Однако способ требует применения восстановителей, кроме того, известняк совместно с примесями образует шлаки. However, the method requires the use of reducing agents, in addition, limestone together with impurities forms slags.

Указанный способ близок к способу плавки в печи Калдо [3]. The specified method is similar to the method of smelting in a Kaldo furnace [3].

Процесс предназначен для переработки чистых и комплексных (содержащих медь) концентратов свинца и свинецсодержащих пылей. Преимущество, по мнению авторов, в высокой производительности и автогенной плавке, в защите окружающей среды. Печь Калдо диаметром 3,6 м и длиной 6 м футерована хромомагнезитовым кирпичом, она вращается плавно со скоростью 0-30 об/мин, наклонена под углом 28o.The process is designed to process pure and complex (copper-containing) concentrates of lead and lead-containing dusts. The advantage, according to the authors, is high productivity and autogenous smelting, and environmental protection. Caldo furnace with a diameter of 3.6 m and a length of 6 m is lined with chromomagnesite brick, it rotates smoothly at a speed of 0-30 rpm, tilted at an angle of 28 o .

Опытные плавки вели на 2-х концентратах, содержащих 76,4 и 66,1% свинца и соответственно 13,6 и 16,3% серы. Процесс двухступенчатый, сначала получают черновой свинец за счет реакционной плавки и шлаки с 50% свинца. Шлаки восстанавливают коксом до содержания свинца 1-2%. Скорость плавки 600-1000 кг/мин, количество пыли 15-20%. Расход на 1 г концентрата O2 115-125 м3, кокса 26-31 кг.Experimental melts were conducted on 2 concentrates containing 76.4 and 66.1% of lead and 13.6 and 16.3% of sulfur, respectively. The process is two-stage; first, draft lead is obtained due to reaction melting and slag with 50% lead. Slag is reduced with coke to a lead content of 1-2%. The melting speed is 600-1000 kg / min, the amount of dust is 15-20%. Consumption per 1 g of concentrate O 2 115-125 m 3 , coke 26-31 kg.

К недостаткам такого способа можно отнести большой расход энергии на получение кислорода, расход дефицитного кокса, необходимость охлаждения и очистки газов от пыли и повторной их переработки. The disadvantages of this method include the high energy consumption for oxygen production, the consumption of scarce coke, the need for cooling and cleaning gases from dust and their recycling.

Известен низкотемпературный, не загрязняющий окружающую среду окислами серы способ выделения свинца из содержащего сульфид свинца материала в котле [4]. Known low-temperature, not polluting the environment with sulfur oxides, a method for separating lead from a material containing lead sulfide in a boiler [4].

Для выделения свинца, например, из концентрата галенита (свинцового блеска) автогенным способом расплавляют свинец в котле, добавляют щелочной металл в свободном состоянии, например металлический натрий, в количестве, достаточном для восстановления сульфида свинца до металла, добавляют концентрат к расплаву и перемешивают компоненты. Натрий быстро и экзотермически восстанавливает сульфид до металлического свинца с образованием штейна, содержащего сульфид натрия, который всплывает на поверхность металлического свинца. To isolate lead, for example, from galena concentrate (lead gloss), lead is autogenously melted in a boiler, an alkali metal in a free state, for example, metallic sodium, is added in an amount sufficient to reduce lead sulfide to metal, a concentrate is added to the melt and the components are mixed. Sodium quickly and exothermically reduces sulfide to metallic lead to form matte containing sodium sulfide, which floats to the surface of metallic lead.

Для придания легкоплавкости и текучести к штейну примешивают флюсы. Процесс ведут в стальном котле при T ≤ 650oC. В процессе двуокись серы не выделяется в атмосферу.To impart fusibility and fluidity, fluxes are added to the matte. The process is conducted in a steel boiler at T ≤ 650 o C. In the process, sulfur dioxide is not released into the atmosphere.

Недостатком процесса является то, что для восстановления используют дорогой восстановитель - металлический натрий (не менее 0,222 кг на 1 кг свинца). Кроме того, образуется штейн, который надо перерабатывать в дополнительном процессе. Использование стальной аппаратуры при 650oC приведет к ее быстрой коррозии.The disadvantage of this process is that they use an expensive reducing agent, metal sodium (for at least 0.222 kg per 1 kg of lead) for recovery. In addition, matte is formed, which must be processed in an additional process. The use of steel equipment at 650 o C will lead to its rapid corrosion.

Наиболее близким по технической сущности является способ переработки пылей свинцового производства /5/ плавкой с восстановителем и сульфатом натрия, отличающийся тем, что с целью сокращения эксплуатационных затрат, в качестве источника сульфата натрия используют шлам от производства сернистого натра в количестве 45-65% от веса пыли, при отношении шлама к восстановителю (3,3 - 4,3) : 1. The closest in technical essence is the method of processing dust lead production / 5 / smelting with a reducing agent and sodium sulfate, characterized in that in order to reduce operating costs, as a source of sodium sulfate use sludge from the production of sodium sulfide in the amount of 45-65% by weight dust, with the ratio of sludge to reducing agent (3.3 - 4.3): 1.

Готовая шихта подается на поверхность ванны электропечи, разогретой до 1150-1180oC. Скорость загрузки шихты 230 кг на 1 м2 печи. Продукты плавки выпускаются из печи по мере их накопления.The finished mixture is fed to the surface of the bath furnace, heated to 1150-1180 o C. the charge Loading speed of 230 kg per 1 m 2 of the furnace. Smelting products are discharged from the furnace as they accumulate.

Недостатками указанного способа являются: необходимость в использовании восстановителя в количестве 16-18% от веса пыли; используемые отходы сульфата (30% сульфата натрия, 55% кальцинированной соды, остальное - окислы алюминия, кремния, железа) в виде шлама, разового использования, т.е. выливаются из печи в виде штейно-шлаковой фазы, которая идет либо в отвал, либо на дальнейшую переработку; выделяется большое количество газов и возгонов (37-37,6%) от всего загруженного в печь. The disadvantages of this method are: the need to use a reducing agent in an amount of 16-18% by weight of the dust; waste sulfate used (30% sodium sulfate, 55% soda ash, the rest is oxides of aluminum, silicon, iron) in the form of sludge, single use, i.e. pour out of the furnace in the form of matte-slag phase, which goes either to the dump or for further processing; a large amount of gases and sublimates (37-37.6%) of the total loaded into the furnace is released.

Технической задачей настоящего изобретения является упрощение процесса, уменьшение количества отходов в виде шлаков и возгонов и исключение применения восстановителя. An object of the present invention is to simplify the process, reduce the amount of waste in the form of slag and sublimates, and eliminate the use of a reducing agent.

Поставленная задача решается тем, что в расплав карбонатов содержащий карбонаты натрия, калия, кальция и (или) магния загружают сульфид свинца (галенит), выдерживают при температуре 800-1200oC (предпочтительно при 840-1080oC) в течение 2-4 ч и извлекают металлический свинец, при этом массовая доля сульфида свинца в расплаве должна поддерживаться в пределах 0,28 - 0,42.The problem is solved in that in the melt of carbonates containing carbonates of sodium, potassium, calcium and (or) magnesium, lead sulfide (galena) is loaded, kept at a temperature of 800-1200 o C (preferably at 840-1080 o C) for 2-4 h and metal lead is recovered, while the mass fraction of lead sulfide in the melt should be maintained in the range of 0.28 - 0.42.

Новым в данном способе является получение свинца из сульфида свинца без добавления восстановителя, при этом наиболее высокое извлечение получается в интервале температур 900-1050oC (выше 80%).New in this method is the production of lead from lead sulfide without the addition of a reducing agent, while the highest recovery is obtained in the temperature range of 900-1050 o C (above 80%).

Преимуществом данного способа является простота, отсутствие шлаков, возможность получения жидкого свинца, отсутствие возгонов свинца, общее снижение возгонов, возможность организации непрерывного процесса, и исключение применения восстановителя. The advantage of this method is its simplicity, the absence of slag, the possibility of producing liquid lead, the absence of lead sublimates, the overall reduction of sublimates, the possibility of organizing a continuous process, and the elimination of the use of a reducing agent.

Сульфид свинца может непрерывно или периодически загружаться в расплав солей, а свинец тоже непрерывно или периодически удаляется из печи. В то же время сама расплавленная смесь карбонатов постоянно находится в печи неопределенно долгое время с небольшим количеством добавок солей на восполнение потерь от испарения (2-3 кг с 1 м2 в час).Lead sulfide can be continuously or periodically loaded into the molten salt, and lead is also continuously or periodically removed from the furnace. At the same time, the molten mixture of carbonates itself is constantly in the furnace for an indefinitely long time with a small amount of salt additions to compensate for evaporation losses (2-3 kg from 1 m 2 per hour).

Техническим результатом, достигаемым в заявляемом способе, при его реализации, является уменьшение объема отходящих газов, экономия топлива, упрощение процесса. The technical result achieved in the present method, when implemented, is to reduce the amount of exhaust gas, fuel economy, simplification of the process.

Пример 1. В тигель из окиси бериллия загрузили 45 г K2CO3, 37 г Na2CO3 установили в закрытой ячейке, вакуумировали ячейку, заполнили гелием. С атмосферой ячейка соединялась через гидрозатвор с серной кислотой. Ячейка, в свою очередь, была установлена в шахтной печи сопротивления с селитовыми нагревателями.Example 1. 45 g of K 2 CO 3 were loaded into a beryllium oxide crucible, 37 g of Na 2 CO 3 were placed in a closed cell, the cell was evacuated, and filled with helium. The cell was connected to the atmosphere through a water trap with sulfuric acid. The cell, in turn, was installed in a resistance shaft furnace with celite heaters.

Температура в печи поддерживалась с точностью ± 5oC. Ячейка нагревалась в печи до 890oC. После расплавления смеси солей, через затвор загрузили 35 г PbS. При 862oC замечено интенсивное выделение газа. При снижении температуры до 780oC выделение газа прекратилось. В течение 4 ч ячейку выдерживали при 800-869oC (среднее 841oC). Затем печь отключили, ячейку охладили и отделили металлический свинец - 21,42 г. Общий вес карбонатов и свинца составил 97,18 г, первоначальный - 117 г. Извлечение свинца составило 70,75%. Результаты других опытов сведены в табл. 1.The temperature in the furnace was maintained with an accuracy of ± 5 ° C. The cell was heated in the furnace to 890 ° C. After the salt mixture was melted, 35 g of PbS was charged through the gate. At 862 ° C, intense gas evolution was observed. When the temperature decreased to 780 o C, gas evolution ceased. For 4 hours, the cell was kept at 800-869 o C (average 841 o C). Then the furnace was turned off, the cell was cooled and metal lead was separated - 21.42 g. The total weight of carbonates and lead was 97.18 g, the initial weight was 117 g. Lead recovery was 70.75%. The results of other experiments are summarized in table. 1.

При температуре, ниже 840oC, производительность резко падает, так же как извлечение.At temperatures below 840 o C, productivity drops sharply, as well as recovery.

При температурах выше 1200oC испарение карбонатов и свинца резко ухудшают показатели. Так, при 880o испарения карбонатов составляет 0,35 г/см2•ч, то при 1118 - 1,78 г/см2•ч. При 1200oC - 2,5 г/см2•ч.At temperatures above 1200 o C the evaporation of carbonates and lead dramatically worsen performance. So, at 880 o the evaporation of carbonates is 0.35 g / cm 2 • h, then at 1118 - 1.78 g / cm 2 • h. At 1200 o C - 2.5 g / cm 2 • h.

При массовом соотношении сырья к расплаву солей менее 0,28 производительность снижается, при соотношении выше 0,42 расплав загустевает. With a mass ratio of raw materials to molten salts of less than 0.28, productivity decreases, with a ratio above 0.42, the melt thickens.

Во всех примерах переработка сульфидов в расплавах карбонатов без использования восстановителя приводит к снижению расхода солей не менее чем в 20 раз, снижению выхода шлака и возгонов. In all examples, the processing of sulfides in molten carbonates without the use of a reducing agent leads to a decrease in the consumption of salts by at least 20 times, a decrease in the yield of slag and sublimates.

Список использованной литературы
1. Пат. 65806. Финляндия. Заявл. 16.04.80 N 801213, опубл. 10.07.84. МКИ C 22 B 13/02 "Способ извлечения свинца из сульфидных концентратов возгонкой".
List of references
1. Pat. 65806. Finland. Claim 04.16.80 N 801213, publ. 07/10/84. MKI C 22 B 13/02 "Method for the recovery of lead from sulfide concentrates by sublimation".

2. Заявка ЕПВ (EP) N 0153913 публикация 850904 N 36 МКИ 4. C 22 B 13/02. Способ производства металлического свинца прямым сплавлением. 2. Application EPO (EP) N 0153913 publication 850904 N 36 MKI 4. C 22 B 13/02. Method for the production of metallic lead by direct fusion.

3. Переработка свинцовых концентратов в печи Калдо. Verarbeitung von Bleikonzentraten in Kaldoofen. Petersson Stig. Lindkvist Goren "Erzmetall", 1982, 35, N . 189-191. (нем. ред. англ.). 3. Processing of lead concentrates in the Kaldo furnace. Verarbeitung von Bleikonzentraten in Kaldoofen. Petersson Stig. Lindkvist Goren "Erzmetall", 1982, 35, N. 189-191. (German. Ed. Eng.).

4. Заявка ЕПВ (EP) N 0038124 публикация 31.10.21 N 42 МКИ C 22 B 13/06. C 01 G 21/00, C 22 B 7/04, 5/04. "Низкотемпературный не загрязняющий окружающую среду окислами серы способ выделения свинца из содержащего сульфид свинца материала в котле". 4. Application EPO (EP) N 0038124 publication 31.10.21 N 42 MKI C 22 B 13/06. C 01 G 21/00, C 22 B 7/04, 5/04. "A low-temperature non-polluting sulfur oxide method for the separation of lead from a material containing lead sulfide in a boiler."

5. Авт. свид. СССР N 804705 "Способ переработки пылей свинцового производства" МКИ C 22 B 7/02. Заявл. 26.04.79. Опубл. 15.02.81 Бюлл. N 6. 5. Auth. testimonial. USSR N 804705 "Method for processing dust from lead production" MKI C 22 B 7/02. Claim 04/26/79. Publ. 02.15.81 Bull. N 6.

Claims (2)

1. Способ получения свинца, включающий плавление свинецсодержащих материалов в присутствии солей щелочных металлов и извлечение расплавленного свинца, отличающийся тем, что в качестве свинецсодержащих материалов используют сульфид свинца, который загружают в карбонатный солевой расплав при его отношении к солевому расплаву 0,28 - 0,42 : 1, температуре 800 - 1200oC и затем выдерживают в течение 2 - 4 ч.1. A method for producing lead, comprising melting lead-containing materials in the presence of alkali metal salts and extracting molten lead, characterized in that lead sulfide is used as lead-containing materials, which are loaded into a carbonate salt melt when it is related to a salt melt of 0.28-0. 42: 1, a temperature of 800 - 1200 o C and then incubated for 2 to 4 hours 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что сульфид свинца загружают в карбонатный солевой расплав, дополнительно содержащий карбонаты щелочноземельных металлов. 2. The method according to p. 1, characterized in that the lead sulfide is loaded into a carbonate salt melt, optionally containing alkaline earth metal carbonates.
RU96116503A 1996-08-12 1996-08-12 method of producing lead from lead sulfide RU2118666C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU96116503A RU2118666C1 (en) 1996-08-12 1996-08-12 method of producing lead from lead sulfide

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU96116503A RU2118666C1 (en) 1996-08-12 1996-08-12 method of producing lead from lead sulfide

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2118666C1 true RU2118666C1 (en) 1998-09-10
RU96116503A RU96116503A (en) 1998-11-27

Family

ID=20184476

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU96116503A RU2118666C1 (en) 1996-08-12 1996-08-12 method of producing lead from lead sulfide

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2118666C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110923468A (en) * 2019-12-02 2020-03-27 赵坤 Method for recovering metallic lead from lead-containing materials such as lead sulfate slag

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Переработка свинцовых концентратов в печи Калдо. Verarbeitung von Eleikonzentraten in Kaldoofen, Petersson Stig. Lindkvist Goren "Erzmetall", 1982,z 35, N 4, 189-191. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110923468A (en) * 2019-12-02 2020-03-27 赵坤 Method for recovering metallic lead from lead-containing materials such as lead sulfate slag
CN110923468B (en) * 2019-12-02 2022-03-11 赵坤 Method for recovering metallic lead from lead sulfate slag

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US3682623A (en) Copper refining process
CA2040316A1 (en) Process for recovering valuable metals from a dust containing zinc
EA009226B1 (en) Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues
CA2658674C (en) Lead slag reduction
CA2624670A1 (en) Method and apparatus for lead smelting
EP0511973B1 (en) Metal recovery
US4519836A (en) Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof
RU2118666C1 (en) method of producing lead from lead sulfide
CA1218238A (en) Method of processing sulphide copper and/or sulphide copper-zinc concentrates
US4521245A (en) Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates
US4478637A (en) Thermal reduction process for production of magnesium
US4498927A (en) Thermal reduction process for production of magnesium using aluminum skim as a reductant
AU594370B2 (en) Recovery of volatile metal values from metallurgical slags
US5258055A (en) Process and system for recovering zinc and other metal vapors from a gaseous stream
RU2094509C1 (en) Method for production of lead of wastes
US3099553A (en) Metallic shell rotary reduction of iron-copper-zinc values from sulfide ores and slags
JP3825603B2 (en) Zinc enrichment method for steelmaking dust
RU2224034C1 (en) Platinum metal extraction method
CN115852162B (en) Smelting method of high zinc melt molten pool reducing slag and zinc and application thereof
US4582532A (en) Thermal reduction process for production of calcium using aluminum as a reductant
SU765384A1 (en) Charge for smelting vanadium ferroalloy
RU2130501C1 (en) Method of processing lead-zinc wastes containing tin and copper
RU2089638C1 (en) Method of producing copper from cuprous sulfide
RU2104319C1 (en) Method for processing of lead-containing scrap and lead dusts
US3524743A (en) Method of processing fly dusts containing sulphur,and smelter mixed oxides or other mixed oxides containing zinc and lead