RU2123536C1 - Способ переработки плавов щелочного рафинирования свинца - Google Patents
Способ переработки плавов щелочного рафинирования свинца Download PDFInfo
- Publication number
- RU2123536C1 RU2123536C1 RU97114265A RU97114265A RU2123536C1 RU 2123536 C1 RU2123536 C1 RU 2123536C1 RU 97114265 A RU97114265 A RU 97114265A RU 97114265 A RU97114265 A RU 97114265A RU 2123536 C1 RU2123536 C1 RU 2123536C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lead
- processing
- antimony
- ratio
- reducing agent
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Способ может быть использован в металлургии для переработки сухих щелочных плавов при рафинировании свинца от сурьмы, олова и мышьяка, а также в некоторых случаях от кальция, магния и цинка. Плавку плавов щелочного рафинирования свинца ведут с твердым восстановителем и кварцевым флюсом при соотношении SiO2 : Na2О 1-0 - 2.0 : 1 и расходе углерода в твердом восстановителе 3,5-5,2%. При переработке плавов, содержащих оксиды цинка, кальция и магния, плавку ведут при отношении Na2O : (Zn0 + СаО +МgO)≥1,4. 1 з.п. ф-лы, 1 табл.
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к способам переработки сухих щелочных плавов при рафинировании свинца от сурьмы, олова и мышьяка, а также в некоторых случаях от кальция, магния и цинка.
Известен способ переработки жидких щелочных плавов гидрометаллургическим способом с получения антимоната натрия, арсената кальция и станата натрия (см.Смирнов М.П. Рафинирование свинца и переработка полупродуктов. - М.: Металлургия, 1977, с. 133-139).
Недостатками данного метода являются применение дорогого едкого натра и сложность гидрометаллургической схемы переработки плавов, связанной с большими капитальными и эксплуатационными затратами. В настоящее время этот метод применяется на Чимкентском свинцовом заводе и Усть-Каменогорском свинцово-цинковом комбинате (Республика Казахстан), где производство свинца составляло более 100 тыс. т/год на каждом из них.
На заводах с относительно небольшой производительностью свинца (менее 20 тыс.т/год) рафинирование свинца проводят с получением твердых щелочных плавов, которые перерабатываются, как например на заводе "Электроцинк" (Российская Федерация) в электропечи с площадью пода 6,2 м2 и мощностью 1200 кВт с добавкой 5-10% соды (Na2CO3) и 3-5% коксика (см. Смирнов М.П. Рафинирование свинца и переработки полупродуктов. - М.: Металлургия, 1977, с. 140). По данной технологии обеспечивается лишь выплавка свинца и не извлекается сурьма в готовую продукцию. Значительное количество (30-40%) сурьмы и мышьяка переходит в свинец и возвращается на рафинирование, что дополнительно усложняет и удорожает рафинирование. Много металлов теряется. Только 50% сурьмы переходит в шлак, содержащий 8-12% сурьмы. Эффективной схемы переработки шлака нет и его отправляют в отвал.
Твердые сыпучие щелочные планы с небольшим содержанием в них сурьмы (до 0,5%), содержащие окислы кальция, магния и цинка, получаются при качественном рафинировании - последняя операция рафинирования свинца, эти планы перерабатываются в голове процесса при шахтной планке. При переработке вторичного свинцового сырья относительно чистого от примесей, за исключением сурьмы, в отдельных случаях с небольшим содержанием висмута, качественные щелочные съемы совместно с твердыми плавами могут содержать до 1% CaO и до 2% MgO, содержание ZuO в них в зависимости от способа очистки от цинка может составлять 1,0 - 4,0%.
Заявленное изобретение направлено на решение задачи, заключающейся в переработке твердых щелочных свинцовых плавов с переводом свинца и сурьмы в сурьмянистый свинец, при этом олово должно максимально оставаться в шлаке.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки плавов щелочного рафинирования свинца, включающем плавку их с твердым восстановителем и кварцевым флюсом, с получением металла, шлака и газов, раздельный их выпуск, плавку согласно заявляемому изобретению ведут при соотношении SiO2 : Al2O = (1,0oC2,0):1 при расходе углерода в твердом восстановителе 3,5 - 5,2%. Соотношение Na2O:(ZuO+CaO+MgO)≥1,4.
Технический результат, который может быть получен при использовании изобретения, заключается в разделении по продуктам плавки компонентов за счет удельных весов и растворимости друг в друге металлов и окислов.
Технологический результат достигается за счет восстановления углеродом окисленных соединений свинца и сурьмы при расходе свободного углерода 3,5 - 5,2% к плавам, что составляют 4,4 - 6,6% коксика. В качестве твердого восстановителя могут быть коксик, нефтекокс, обожженная электродная масса, древесный уголь и др.
Последовательность восстановления и основные химические реакции:
PbO+C=Pb+CO
PbO=CO=Pb+CO2
Sb2O3+3C=2Sb+3CO
Sb2O3+3CO=2Sb+3CO2
As2O3+3C=2As+3CO
As2O3=2As+3CO2
SnO+C=Sn+CO
Sn+CO=Sn+CO2
По сравнению с окислением Sb, As, Sn в свинце разделение между сурьмой и оловом лучше осуществляется при восстановлении этих окислов с окисью свинца. Рассчитанная по термодинамическим потенциалам равновесия концентрация CO (при сумме CO+CO2=100%) составляет
- для PbO: 0,1; 0,2 и 0,4% при температурах 900, 1100 и 1300oC соответственно;
- для Sb2O3:0,7; 1,4 и 2,7% при этих же температурах;
- для SnO:28,0; 26,0 и 23,0% соответственно.
PbO+C=Pb+CO
PbO=CO=Pb+CO2
Sb2O3+3C=2Sb+3CO
Sb2O3+3CO=2Sb+3CO2
As2O3+3C=2As+3CO
As2O3=2As+3CO2
SnO+C=Sn+CO
Sn+CO=Sn+CO2
По сравнению с окислением Sb, As, Sn в свинце разделение между сурьмой и оловом лучше осуществляется при восстановлении этих окислов с окисью свинца. Рассчитанная по термодинамическим потенциалам равновесия концентрация CO (при сумме CO+CO2=100%) составляет
- для PbO: 0,1; 0,2 и 0,4% при температурах 900, 1100 и 1300oC соответственно;
- для Sb2O3:0,7; 1,4 и 2,7% при этих же температурах;
- для SnO:28,0; 26,0 и 23,0% соответственно.
Предлагается переработка твердых щелочных плавов, содержащих окислы натрия, плавкой их одновременно с твердым восстановителем и с окисью кремния, в качестве которого используется обычный кварцевый флюс, широко применяемый в пирометаллургических процессах, особенно при плавке и конвертировании.
Соотношение SiO2:Na2O в шихте должно составлять от 1,0 до 2,0. Результаты опытов и их сравнение с прототипом приведены в табл. 1.
При соотношении 0,7 (опыт 1) плохое разделение шлака от расплава, при соотношении 2,4 (опыт 4) увеличивается вязкость шлака, и в этих опытах уменьшается выход свинца и сурьмы в расплав по сравнению с опытами 2 и 3, где соотношение SiO2:Na2O составляет 1,0 и 1,9 соответственно. Окись натрия с кремнеземом образуют силикаты натрия 2Na2O• SiO2; 3Na2O •2SiO2;Na2O•SiO2; Na2O•2SiO2; с температурами плавления 1118, 1115, 1083 и 875oC соответственно, в которых могут растворяться и другие окислы.
При переработке вторичных свинцовых материалов, при отсутствии тонкого обезмеживания свинца в твердых щелочных плавах может присутствовать до 0,9% окиси цинка, который в приведенных режимах плавок переходит в шлак.
Влияние углерода на выход свинца и сурьмы в расплав приведено в опытах 5 и 6 табл. 1, из которых следует, что при уменьшении расхода коксика с 4,8 до 4,4% (опыт 5) уменьшается переход свинца и сурьмы в сплав по сравнению с опытами 2 и 3, а при увеличении расхода коксика до 6,6% (опыт 6) увеличивается переход олова в сплав и появляется над шлаком с включением в ней непрореагированного твердого углерода.
При рафинировании свинца, полученного из вторичных материалов с применением реагентов цинка, кальция и магния, последней стадией будет качественное щелочное рафинирование с получением твердых сыпучих плавов, содержащих до 0,5% сурьмы и порядка 0,6% CaO и 1,4% MgO, а также от 0,5 до 3,6% ZnO.
Переработка качественных щелочей совместно с твердыми щелочными плавами показана опытами 7, 8 и 9 табл. 1, такая переработка возможна (опыт 7) при соотношении Na2O:(ZnO+CaO+MgO) = 1,4 и более, при меньшем соотношении (опыт 8) шлак становится вязким из-за ограниченного растворения тугоплавких ZnO•SiO2; CaO•SiO2 и NgO•SiO2, имеющих температуры плавления 1428, 1540 и 1560oC соответственно. Увеличение расхода кварцевого флюса с 6,2 до 12,4% к плавам (опыт 9) не уменьшают вязкости шлама. Полученные лабораторные опыты подтверждаются исследованиями на промышленной электропечи при разовой совместной переработке разделенного свинцового аккумуляторного лома с собственными щелочными плавами и окисленными материалами, содержащими до 4% сурьмы и 3,4% олова.
Как видно из данных, приведенных в табл. 1, заявляемый способ позволяет по сравнению с прототипом увеличить переход в сплав свинца с 96,2 до 98,5%, сурьмы с 50 до 80-95%, олово максимально переходит в шлак. Переход олова в сплав с 16% у прототипа снижен до 5% по заявленному способу.
Полученный по предлагаемой технологии сплав идет на получение сурьмянистого свинца, а шлак на оловозавод для извлечения из него олова по существующей в промышленности технологии, например, Новосибирский завод такие шлаки подвергают фьюмингованию. При промышленном фьюмингованнии получают шлаки, содержащие менее 0,1% олова.
Claims (2)
1. Способ переработки плавов щелочного рафинирования свинца, включающий плавку щелочных плавов, содержащих оксиды натрия, с твердым восстановителем, кварцевым флюсом и оборотными материалами с получением металла, шлака и газов, раздельный их выпуск и последующую переработку, отличающийся тем, что плавку ведут при соотношении SiO2 : Na2O 1,0-2,0 : 1 и расходе углерода в твердом восстановителе 3,5-5,2%.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что при переработке плавов, содержащих оксиды цинка, кальция и магния, плавку ведут при отношении Na2O: (ZnO+CaO+MgO)≥1,4.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU97114265A RU2123536C1 (ru) | 1997-08-20 | 1997-08-20 | Способ переработки плавов щелочного рафинирования свинца |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU97114265A RU2123536C1 (ru) | 1997-08-20 | 1997-08-20 | Способ переработки плавов щелочного рафинирования свинца |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2123536C1 true RU2123536C1 (ru) | 1998-12-20 |
RU97114265A RU97114265A (ru) | 1999-03-10 |
Family
ID=20196532
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU97114265A RU2123536C1 (ru) | 1997-08-20 | 1997-08-20 | Способ переработки плавов щелочного рафинирования свинца |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2123536C1 (ru) |
-
1997
- 1997-08-20 RU RU97114265A patent/RU2123536C1/ru active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Смирнов М.П. Рафинирование свинца и переработка полупродуктов. - М.: Металлургия, 1977, с.133-139. Смирнов М.П. Рафинирование свинца и переработка полупродуктов. - М.: Металлургия, 1974, с.140. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US3682623A (en) | Copper refining process | |
CN101372728B (zh) | 从含锌残渣中回收有色金属的装置 | |
CN116732344A (zh) | 富含锂的冶金矿渣 | |
CN100392123C (zh) | 从锌渣中回收非铁金属的方法 | |
CA1218530A (en) | Treatment of anode slimes in a top blown rotary converter | |
US4571260A (en) | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc | |
CN1270235A (zh) | 一种处理低品位阳极泥的方法 | |
US4584017A (en) | Method for producing metallic lead by direct lead-smelting | |
US8500845B2 (en) | Process for refining lead bullion | |
CA1303862C (en) | Method for working-up waste products containing valuable metals | |
FI65809C (fi) | Pyrometallurgiskt foerfarande foer raffinering av raokoppar eler kopparskrot | |
CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
SE446014B (sv) | Selektiv reduktion av tunga metaller ur finkornigt, i huvudsak oxidiskt, material | |
RU2123536C1 (ru) | Способ переработки плавов щелочного рафинирования свинца | |
US1414491A (en) | Method for the recovery of metallic values from slag | |
SE440918B (sv) | Forfarande for utvinning av metallverdena i zinkhaltiga blyravaror | |
US4333762A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for the separation of antimony values from material containing sulfo-antimony compounds of copper | |
KR0177174B1 (ko) | 황화아연정광(精鑛)의 용융탈황법 | |
EP0007890A1 (en) | A method of manufacturing and refining crude lead from arsenic-containing lead raw-materials | |
GB2153389A (en) | Process for treatment of nickel-and vanadium bearing residues | |
RU2156820C1 (ru) | Способ переработки концентратов гравитационного обогащения, содержащих благородные металлы | |
AU650471B2 (en) | Method of extracting valuable metals from leach residues | |
CN1420186A (zh) | 分离冶金炉尘中锌铅的新工艺 | |
RU2219266C1 (ru) | Способ пирометаллургической переработки медно-никелевого файнштейна | |
US1098854A (en) | Process for separating bismuth from copper. |