RU2130501C1 - Method of processing lead-zinc wastes containing tin and copper - Google Patents
Method of processing lead-zinc wastes containing tin and copper Download PDFInfo
- Publication number
- RU2130501C1 RU2130501C1 RU97121998A RU97121998A RU2130501C1 RU 2130501 C1 RU2130501 C1 RU 2130501C1 RU 97121998 A RU97121998 A RU 97121998A RU 97121998 A RU97121998 A RU 97121998A RU 2130501 C1 RU2130501 C1 RU 2130501C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- zinc
- lead
- reducing agent
- copper
- sublimates
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Abstract
Description
Способ относится к цветной металлургии, в частности к способам извлечения свинца из тонких пылей, кеков и съемов, содержащих цинк, олово и медь. The method relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods for extracting lead from fine dusts, cakes and extracts containing zinc, tin and copper.
Известен способ переработки отходов свинца, содержащих цинк, олово и медь, путем добавления их к шихте агломерации на свинцовых заводах [1]. A known method of processing lead wastes containing zinc, tin and copper, by adding them to the mixture of agglomeration in lead plants [1].
По этому способу вновь получается большое количество пыли, а извлечение свинца не более 20%, остальные металлы теряются. By this method, a large amount of dust is again obtained, and lead recovery is not more than 20%, the remaining metals are lost.
Известен процесс Cardiff извлечения Zn и Pb из пылей электродуговых печей при производстве стали. Known Cardiff process for the extraction of Zn and Pb from the dust of electric arc furnaces in steel production.
Содержание Zn в их составе 12-30%, а свинца 3-6%. Пыль обрабатывают горячим раствором NaOH высокой концентрации, в результате чего в раствор переходят Zn, Pb и ряд примесей. После цементации свинца цинковой пылью получают очищенный цинковый раствор, который направляют на элеткролиз, и осадок, содержащий до 75% Pb. The content of Zn in their composition is 12-30%, and lead is 3-6%. The dust is treated with a hot solution of high concentration of NaOH, as a result of which Zn, Pb and a number of impurities pass into the solution. After cementation of lead with zinc dust, a purified zinc solution is obtained, which is sent for electrolysis, and a precipitate containing up to 75% Pb.
При высоком содержании железа в исходной пыли проводят предварительный низкотемпературный восстановительный обжиг. At a high iron content in the initial dust, preliminary low-temperature reduction firing is carried out.
Процесс Cardiff пригоден для извлечения Zn и Pb из окисленных отходов производства меди, латуни, процессов гальваники [2]. The Cardiff process is suitable for the extraction of Zn and Pb from oxidized wastes from the production of copper, brass, and galvanic processes [2].
Недостатками такого способа являются: многоступенчатость процесса, необходимость гидрометаллургической переработки всей пыли, получение только цинка в конечный продукт, получение свинца в виде влажного кека. The disadvantages of this method are: multi-stage process, the need for hydrometallurgical processing of all dust, obtaining only zinc in the final product, obtaining lead in the form of wet cake.
Электролитическое получение цинка очень сложное, экологически небезопасное (применение кислот, щелочей, наличие вторичных шламов). The electrolytic production of zinc is very complex, environmentally unsafe (the use of acids, alkalis, the presence of secondary sludge).
Известен способ извлечения металлов из пылей, образующихся при агломерации свинцовоцинковых концентратов, или из шламов, образующихся при сернокислотном выщелачивании этих пылей [3]. Пыли, содержащие в %: Pb 55-56, Cd 1-5, Zn 1-6, или шламы, содержащие: Pb 59-69, Cd 5-30, Zт 0,5-3 смешивают с углеродсодержащим восстановителем (коксиком) в количестве 4,5-15 вес.ч. и флюсом, содержащим Na2CO3 в количестве 10,5 - 40,5 вес.ч. К шихте добавляют воду до влажности 3-14%, после чего шихту плавят в пламенной печи при 1100-1300oC, после завершения плавки Pb отделяют от шлака, а Zn извлекают из образующихся при плавке пылей.A known method of extracting metals from dust generated during the agglomeration of lead-zinc concentrates, or from sludge formed during sulfuric acid leaching of these dusts [3]. Dusts containing in%: Pb 55-56, Cd 1-5, Zn 1-6, or sludges containing: Pb 59-69, Cd 5-30, Zt 0.5-3 are mixed with a carbon-containing reducing agent (coke) in the amount of 4.5-15 parts by weight and flux containing Na 2 CO 3 in an amount of 10.5 to 40.5 parts by weight Water is added to the batch to a moisture content of 3-14%, after which the batch is melted in a flame furnace at 1100-1300 o C, after the melting is completed, Pb is separated from the slag, and Zn is extracted from the dust formed during melting.
Указанный способ имеет следующие недостатки: высокая температура плавки до 1300oC обуславливает большое количество возгонов, в которые уходит кроме Cd и Zn большое количество Pb. При плавке получается много шлаков, куда уходит вся сода, часть цинка и свинца, получается только один готовый продукт.The specified method has the following disadvantages: a high melting temperature up to 1300 o C causes a large number of sublimates, which leaves in addition to Cd and Zn a large amount of Pb. When smelting, a lot of slag is obtained, where all soda, part of zinc and lead, goes, only one finished product is obtained.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ переработки окисных свинцовых пылей медеплавильных заводов [4]. Окисные пыли обезмеживания шлаков взвешенной плавкой и конвертирования Fe-Cu-Pb сплавов, содержащие окислы Pb, Zn, Cu, смешивают с технологическими добавками и гранулируют. В качестве добавок используют Na2CO3, коксик и воду, или Na2CO3, коксик, воду и гранулированный обезмеженный шлак, или Na2CO3, коксик, воду, песок и известняк.The closest in technical essence and the achieved result is a method of processing oxide lead dust smelter [4]. Oxide dusts of slag decontamination by weighted smelting and conversion of Fe-Cu-Pb alloys containing Pb, Zn, Cu oxides are mixed with technological additives and granulated. As additives, use Na 2 CO 3 , coke and water, or Na 2 CO 3 , coke, water and granular decontaminated slag, or Na 2 CO 3 , coke, water, sand and limestone.
В любом случае содержание добавок в шихте составляет (в %): Na2CO3 1-5, коксик 4-8, обезмеженный шлак 10-25. Подготовленную шихту восстанавливают в электродуговой печи. Если обезмеженный шлак не входит в состав исходной шихты, то его добавляют в ходе плавки, так как его добавка способствует более полному переходу Zn в шлак при электроплавке.In any case, the content of additives in the charge is (in%): Na 2 CO 3 1-5, coke 4-8, decontaminated slag 10-25. The prepared mixture is restored in an electric arc furnace. If the decontaminated slag is not included in the initial charge, then it is added during the smelting process, since its addition contributes to a more complete transition of Zn to slag during electric melting.
Температура металла в процессе восстановления поддерживают на уровне 900-1000oC, а шлака 1150-1200oC.The metal temperature in the recovery process is maintained at a level of 900-1000 o C, and slag 1150-1200 o C.
Плавку ведут таким образом, чтобы содержание Zn в шлаке составляло 10-25%. Melting is carried out in such a way that the Zn content in the slag was 10-25%.
Полученный шлак далее перерабатывают в вельц печи, а образующиеся пыли улавливают и смешивают с исходной шихтой. The resulting slag is then processed into a Waelz kiln, and the resulting dust is captured and mixed with the original charge.
В приведенном примере показано, что в результате переработки пылей, обезмеживания шлака, содержащих (в %): Pb 60, Zn 15, Cu 1,5, пылей конвертирования Fe-Cu-Pb сплавов, содержащих (в %): Pb 80, Zn 4, Cu 3, получен черновой свинец, содержащий (в %): Pb 95, Cu 3,4, и шлак, содержащий в %: Pb 5, Zn 21. Извлечение цинка в шлак составило 97% от его содержания в шихте. In the above example, it is shown that as a result of processing dusts, decontamination of slag containing (in%): Pb 60,
Основным недостатком способа является:
- многостадийность (гранулирование, плавка, вельцевание шлака, улавливание пыли и возврат в исходную шихту);
- получение чернового свинца и полупродукта - шлака с содержанием цинка 10-25%;
- большое количество пыли;
- низкое суммарное извлечение свинца и цинка - не более 77-92.The main disadvantage of this method is:
- multi-stage (granulation, melting, Waelz slag, dust collection and return to the original charge);
- obtaining crude lead and intermediate - slag with a zinc content of 10-25%;
- a large amount of dust;
- low total recovery of lead and zinc - not more than 77-92.
Технической задачей предлагаемого способа является комплексная переработка отходов с переводом свинца, олова и меди в сплав, а цинка в возгоны и повышение общего извлечения металлов. The technical task of the proposed method is the integrated processing of waste with the conversion of lead, tin and copper into alloy, and zinc into sublimates and increasing the overall recovery of metals.
Поставленная задача достигается тем, что в способе переработки свинцово-цинковых отходов, содержащих олово и медь, включающем загрузку и плавление исходного материала с углеродистым восстановителем в присутствии солей щелочных и щелочноземельных металлов, согласно изобретению сухую смесь отходов с восстановителем загружают в расплав карбонатов; выдерживают при температуре 880 - 1160oC в течение 2-4 часов, извлекают свинцовой сплав, а возгоны цинка охлаждают и улавливают, при этом соотношение массы углерода восстановителя и суммы основных металлов в отходах поддерживают, равным (0,3-0,6): 1, а соотношение массы карбонатного расплава к массе загружаемых отходов, равным (7,5-20,0):1.The problem is achieved in that in the method for processing lead-zinc waste containing tin and copper, comprising loading and melting the starting material with a carbon reducing agent in the presence of alkali and alkaline earth metal salts, according to the invention, a dry mixture of waste with a reducing agent is loaded into a carbonate melt; kept at a temperature of 880 - 1160 o C for 2-4 hours, the lead alloy is removed, and zinc sublimates are cooled and captured, while the ratio of the carbon mass of the reducing agent and the amount of base metals in the waste is maintained at (0.3-0.6) : 1, and the ratio of the mass of carbonate melt to the mass of loaded waste equal to (7.5-20.0): 1.
Смесь отходов и восстановителя или каждый в отдельности загружается в расплав карбонатов щелочных металлов или их смесей с карбонатами щелочноземельных металлов при температуре 880-1160oC, выдерживает в течение 2-4 часов, извлекают полученный свинцовый сплав, а получающиеся возгоны цинка охлаждают и улавливают, например в коттрелях или рукавных фильтрах. При загрузке сырья и восстановителя должно выдерживаться соотношение массы углерода в восстановителе к суммарной массе основных цветных металлов (Pb, Zn, Sb, Sn, Cu) не менее 0,3:1, но не более 0,6:1, а соотношение массы карбонатного расплава к массе загружаемой пыли как (7,5 - 21):1. При соотношении массы углерода восстановителя к сумме основных металлов в отходах менее 7,5 : 1 возникает переохлаждение и загустевание расплава, требуется дополнительный нагрев, а при превышении соотношения 20,0:1 производительность печи снижается из-за малой загрузки сырья и излишних потерь от улетучивания солей.A mixture of waste and a reducing agent, or each separately, is loaded into a melt of alkali metal carbonates or mixtures thereof with alkaline earth metal carbonates at a temperature of 880-1160 o C, incubated for 2-4 hours, the resulting lead alloy is recovered, and the resulting zinc sublimates are cooled and trapped, for example in boilers or bag filters. When loading raw materials and a reducing agent, the ratio of the mass of carbon in the reducing agent to the total mass of the main non-ferrous metals (Pb, Zn, Sb, Sn, Cu) must be at least 0.3: 1, but not more than 0.6: 1, and the ratio of the mass of carbonate melt to the mass of the loaded dust as (7.5 - 21): 1. When the ratio of the carbon mass of the reducing agent to the sum of the base metals in the waste is less than 7.5: 1, subcooling and thickening of the melt occurs, additional heating is required, and when the ratio of 20.0: 1 is exceeded, the furnace productivity decreases due to the low load of raw materials and excessive losses from volatilization salts.
Для повышения качества цинковой пыли за счет снижения содержания в ней свинца и олова время выдержки смеси сырья и восстановителя должно быть не менее 3-х часов или нужно вести непрерывный процесс. To improve the quality of zinc dust by reducing the content of lead and tin in it, the exposure time of the mixture of raw materials and reducing agent should be at least 3 hours or a continuous process should be conducted.
Для достижения максимального извлечения металлов в свинцовый сплав содержание углерода в смеси должно составлять не менее 0,4 и не более 0,6 от суммы основных металлов в пыли и других отходах. To achieve maximum extraction of metals in the lead alloy, the carbon content in the mixture should be at least 0.4 and not more than 0.6 of the sum of the base metals in dust and other wastes.
В целях максимального извлечения цинка в возгоны, а олова в свинцовый сплав температуры расплава необходимо поддерживать в интервале 1100-1160oC, а время выдержки не менее 3-х часов.In order to maximize the extraction of zinc in sublimates, and tin in a lead alloy, the melt temperature must be maintained in the range of 1100-1160 o C, and the exposure time is at least 3 hours.
Полученный свинцовый сплав, имеющий повышенное содержание сурьмы, меди и олова, подвергают ликвации, для чего вылитый из печи сплав при температуре 850-900oC выливают в изложницу, и медленно охлаждая до температуры 380-400oC, непрерывно снимают всплывающие шликеры, до снижения содержания сурьмы и меди в черновом свинце до 2-3,5%, а олова до 0,4-0,6%.The obtained lead alloy having a high content of antimony, copper and tin is subjected to segregation, for which the alloy poured from the furnace at a temperature of 850-900 o C is poured into the mold, and slowly cooling to a temperature of 380-400 o C, continuously remove the pop-up slip, up to reducing the content of antimony and copper in crude lead to 2-3.5%, and tin to 0.4-0.6%.
Отходящие газы из печи охлаждают до температуры 50-60oC, улавливают цинковую пыль в коттрелях или рукавных фильтрах, которая осаждается почти на 90% в последних. Охлаждение газов должно быть достаточно быстрым и газы нельзя разбавлять воздухом, так как содержащийся в них металлический цинк получается мелкодисперсным и склонным к возгоранию.The exhaust gases from the furnace are cooled to a temperature of 50-60 o C, trapped zinc dust in the boiler or bag filters, which is deposited by almost 90% in the latter. The cooling of the gases should be sufficiently fast and the gases should not be diluted with air, since the metallic zinc contained in them is obtained finely dispersed and prone to fire.
Пример 1. В печь Таммана установили тигель из окиси бериллия ⌀ 55 мм и высотой 85 мм (внутр. ), загрузили 100 г Na2CO3 и 40 г K2CO3 технической чистоты, нагрели до 1000oC, загрузили 30,7 г сплава CCy2 (Pb+2% Sb) и затем загрузили порциями по 10 г в 4 приема 40 г сухого кека и 5 г древесного угля крупностью 3 мм.Example 1. In a Tamman furnace, a crucible of beryllium oxide ⌀ 55 mm and a height of 85 mm (internal) was installed, 100 g of Na 2 CO 3 and 40 g of K 2 CO 3 of technical purity were loaded, heated to 1000 o C, loaded 30.7 g of CCy2 alloy (Pb + 2% Sb) and then loaded in portions of 10 g in 4 doses of 40 g of dry cake and 5 g of charcoal with a grain size of 3 mm.
Расплав выдержали в течение 1 часа 15 мин, одновременно улавливая возгоны с окисью цинка, улетающего из расплава. The melt was held for 1 hour and 15 minutes, while trapping sublimates with zinc oxide flying away from the melt.
По окончании опыта сплав металлов и расплав соли вылили в графитовую изложницу, остудили, свинцовый сплав и соли отделили, взвесили и проанализировали сплав свинца, плав солей и возгоны. At the end of the experiment, the metal alloy and salt melt were poured into a graphite mold, cooled, the lead alloy and salts were separated, weighed and analyzed the lead alloy, salt melt and sublimates.
В результате плавки получили прирост металла 3,8 г, плав солей 67,2 г, возгонов 6,1 г. As a result of the smelting, a gain of metal of 3.8 g, a melt of salts of 67.2 g, and sublimates of 6.1 g were obtained.
Состав металла в вес.%: Pb 87,3, Sb 1,83, Sn 0,47, Cu 1,99, Zn 0,065, Cd 0,001, Bi 0,047, Fe 0,07. The composition of the metal in wt.%: Pb 87.3, Sb 1.83, Sn 0.47, Cu 1.99, Zn 0.065, Cd 0.001, Bi 0.047, Fe 0.07.
Состав плава в вес.%: Pb 0,11, Sb 0,024, Cu 0,065, Zn 0,044, Cd 0,001, Bi 0,0026, Fe 0,32; возгоны (в вес.%): Pb 3,46, Zn 67,2, Cd 0,072, Sn 1,0. The composition of the melt in wt.%: Pb 0.11, Sb 0.024, Cu 0.065, Zn 0.044, Cd 0.001, Bi 0.0026, Fe 0.32; sublimates (in wt.%): Pb 3.46, Zn 67.2, Cd 0.072, Sn 1.0.
Состав загруженного кека был следующим (в вес.%): Pb 41, Sb 0,51, Sn 0,15, Zn 20, Fe 0,14, Ca 0,90, Bi 0,38. The composition of the loaded cake was as follows (in wt.%): Pb 41, Sb 0.51, Sn 0.15,
Общее извлечение металлов в сплав и возгоны составило 39,2%. The total extraction of metals into the alloy and sublimates was 39.2%.
Пример 2. В тигель из окиси бериллия загрузили 150 г смеси Na2CO3 и K2CO3, проплавили, нагрели до 980oC, загрузили 46,6 г сплава свинца с 2% сурьмы, загрузили 50 г пыли и 10 г древесного угля. Загрузку произвели в 4 приема, порциями по 12,5 г единовременно с перерывами между загрузкой 12-15 мин. Общее время выдержки составило 1 час. Затем содержимое тигля вылили в графитовую изложницу, охладили и взвесили.Example 2. 150 g of a mixture of Na 2 CO 3 and K 2 CO 3 were loaded into a beryllium oxide crucible, melted, heated to 980 ° C, loaded with 46.6 g of a lead alloy with 2% antimony, loaded with 50 g of dust and 10 g of wood coal. Download made in 4 doses, in portions of 12.5 g at a time with intervals between loading 12-15 minutes The total exposure time was 1 hour. Then the contents of the crucible were poured into a graphite mold, cooled and weighed.
Состав загруженной пыли (в вес.%): Pb 24,86, Sb 0,25, Sn 0,15, Cu 0,77, Zn 15,88, Bi 0,38. The composition of the loaded dust (in wt.%): Pb 24.86, Sb 0.25, Sn 0.15, Cu 0.77, Zn 15.88, Bi 0.38.
Получено привеса свинцового сплава 13,0 г, возгонов 15,93, плава солей 141,1 г. A gain of lead alloy of 13.0 g, sublimates of 15.93, and floating salt of 141.1 g was obtained.
Состав металла (в вес.%): Pb 97,35, Sb 1,52, Sn 0,66, Cu 0,41, Zn 0,013, Fe 0,047. Metal composition (in wt.%): Pb 97.35, Sb 1.52, Sn 0.66, Cu 0.41, Zn 0.013, Fe 0.047.
Состав плава солей (в вес. %) Pb 1,22, Sb 0,18, Sn 0,61, Cu 0,18, Zn 1,98, Bi 0,033. Возгоны не анализировались. Извлечение основных металлов (Pb, Sb, Sn, Cu) составило 98,1% от загруженного, т.е. металлы практически полностью восстановились. The composition of the molten salts (in wt.%) Pb 1.22, Sb 0.18, Sn 0.61, Cu 0.18, Zn 1.98, Bi 0.033. Sublimates were not analyzed. Extraction of basic metals (Pb, Sb, Sn, Cu) amounted to 98.1% of the loaded, i.e. metals are almost completely recovered.
Пример 3. В тигель из окиси бериллия ⌀ 80 мм и высотой 150 мм загрузили навеску из смеси Na2CO3 и K2CO3 в соотношении 3:1 и весом 360 г.Example 3. In a crucible of beryllium oxide ⌀ 80 mm and a height of 150 mm, a weighed portion of a mixture of Na 2 CO 3 and K 2 CO 3 in a ratio of 3: 1 and a weight of 360 g was loaded.
Установили в печь и расплавили соли, затем в течение 8 часов порциями по 45-50 г загружали смесь пыли и древесного угля крупностью 3 мм. The salts were installed in the furnace and the melted, then a mixture of dust and charcoal with a particle size of 3 mm was loaded in portions of 45-50 g for 8 hours.
Всего загружено 1500 г пыли и 253 г древесного угля. Получено сплава свинца 591 г, возгонов 340,9 г, плава солей 275,6 г. In total, 1,500 g of dust and 253 g of charcoal are loaded. Received a lead alloy of 591 g, sublimates of 340.9 g, and salt of 275.6 g.
Состав полученного металла (в вес.%): Pb 90,83, Sb 1,61, Sn 5,40, Cu 1,35, Zn 0,81, Cd 2,4 •10-3.The composition of the obtained metal (in wt.%): Pb 90.83, Sb 1.61, Sn 5.40, Cu 1.35, Zn 0.81, Cd 2.4 • 10 -3 .
Состав плава солей (в вес.%): Pb 1,47, Sb 0,055, Sn 0,62, Cu 0,17, Zn 3,16. The composition of the molten salts (in wt.%): Pb 1.47, Sb 0.055, Sn 0.62, Cu 0.17, Zn 3.16.
Состав возгонов (в вес.%): Pb 11,48, Sn 2,39, Zn 49,3. The composition of the sublimates (in wt.%): Pb 11.48, Sn 2.39, Zn 49.3.
Состав загруженной пыли (в вес.%): Pb 30,76, Sb 0,32, Sn 7,39, Cu 1,89, Zn 21,84, Bi 0,23. The composition of the loaded dust (in wt.%): Pb 30.76, Sb 0.32, Sn 7.39, Cu 1.89, Zn 21.84, Bi 0.23.
Извлечение всех металлов в сплав и возгоны составило 94,9%. Extraction of all metals in the alloy and sublimates was 94.9%.
Пример 4. Результаты основных опытов представлены в табл. 1. Example 4. The results of the main experiments are presented in table. 1.
При проведении опытов исследовалось восстановление Pb, Sb, Sn, Cu в зависимости от температуры процесса (N 6, 7, 12, 14, 17, 24), от времени выдержки при близких температурах (7, 12, 13, 24, 25, 26, 32), количества восстановителя при близких температурах и времени выдержки (12, 24, 27, 28, 29, 30, 32). Определялись также потери солей от этих же факторов. During the experiments, we studied the reduction of Pb, Sb, Sn, Cu depending on the process temperature (
Восстановление металлов из пылей ниже 880oC невыгодно экономически из-за низкого извлечения и производительности печи. Выше 1160oC происходит улетучивание расплава солей, которое в 10 раз выше.The recovery of metals from dusts below 880 o C is economically disadvantageous due to the low extraction and productivity of the furnace. Above 1160 o C there is a volatilization of the molten salt, which is 10 times higher.
В селитовой печи сопротивления установили тигель из карбида кремния размерами (внутренний) ⌀ 260 мм, H = 320 мм, загрузили смесь соды и поташа и добавляли при расплавлении. Всего загружено 4,5 кг Na2CO3 и 5 кг K2CO3 технической чистоты ( Σ 9,5 кг). Смешали 16,34 кг пыли и 3,7 кг углерода (древесный уголь, измельченный до 2-3 мм).A silicon carbide crucible with dimensions of (internal), 260 mm, H = 320 mm, a mixture of soda and potash was loaded in a Selitic resistance furnace, a mixture of soda and potash was added and added during melting. A total of 4.5 kg Na 2 CO 3 and 5 kg K 2 CO 3 of technical purity (Σ 9.5 kg) were loaded. Mixed 16.34 kg of dust and 3.7 kg of carbon (charcoal, crushed to 2-3 mm).
Состав пыли из рукавных фильтров РКДИ после конверторов медеплавильного завода (в вес.%): Zn 35,1, Pb 29,60, Cu 0,98, S 5,02, Sn 9,19, Ni 0,11, Fe 0,41, SiO2 0,79, CaO 3,49, As 0,88, Au 0,8 г/т, Ag 104,8 г/т. При достижении температуры в печи 890oC загрузили Pb - Sb сплав в количестве 2,39 кг. Содержание Sb в сплаве 1,8%. Затем в течение опыта (7 ч 40 мин) загружали смесь пыли с восстановителем порциями по 150 г. Через каждые 15 мин (всего 25 загрузок), одновременно с помощью циклона улавливали возгоны цинка.The dust composition from RKDI bag filters after converters of the smelter (in wt.%): Zn 35.1, Pb 29.60, Cu 0.98, S 5.02, Sn 9.19, Ni 0.11, Fe 0, 41, SiO 2 0.79, CaO 3.49, As 0.88, Au 0.8 g / t, Ag 104.8 g / t. Upon reaching a temperature in the furnace of 890 o C loaded Pb - Sb alloy in the amount of 2.39 kg. The content of Sb in the alloy is 1.8%. Then, during the experiment (7
После окончания опыта тигель охладили и извлекали из печи. After the experiment, the crucible was cooled and removed from the furnace.
Всего извлекли металла 7,3 кг, из них прирост составил 4,96 кг, количество возгонов составило 8,31 кг, плав солей 2,5 кг. A total of 7.3 kg of metal was recovered, of which the increase was 4.96 kg, the number of sublimates was 8.31 kg, the salt melt was 2.5 kg.
Состав металла (вес. %): Pb 66,6, Sn 29,3, Cu 2,95, Zn 0,1; состав возгонов (в вес.%): Ca 0,2, Ce 0,27, Zn 58,38-60,42 Pb 6,33-9,1. Metal composition (wt.%): Pb 66.6, Sn 29.3, Cu 2.95, Zn 0.1; composition of sublimates (in wt.%): Ca 0.2, Ce 0.27, Zn 58.38-60.42 Pb 6.33-9.1.
Общее извлечение цветных металлов в сплав и возгоны составило 97,5. The total recovery of non-ferrous metals in alloy and sublimates was 97.5.
Установлена прямолинейная зависимость извлечения свинца, олова, сурьмы, меди в сплав, а цинка в возгоны в зависимости от времени выдержки. При времени выдержки свыше 3 часов комплексное извлечение металлов не меньше 86%, а при 8 98,4%. Такая же зависимость извлечения всех металлов от количества восстановителя наименьшая при соотношении 0,19:1 и наибольшая 0,8 - 1, однако при этом испарение солей наиболее высокое. Поэтому оптимальными условиями будет соотношение массы восстановителя к массе восстанавливаемых металлов в пределах (0,3-0,6):1, а максимальное извлечение при соотношении (0,4 - 0,6): 1. A straight-line dependence of the extraction of lead, tin, antimony, copper into the alloy, and zinc into sublimates depending on the exposure time was established. With a holding time of more than 3 hours, the complex extraction of metals is not less than 86%, and at 8 98.4%. The same dependence of the extraction of all metals on the amount of reducing agent is the smallest at a ratio of 0.19: 1 and the largest 0.8 - 1, however, the evaporation of salts is the highest. Therefore, the optimal conditions will be the ratio of the mass of the reducing agent to the mass of the reduced metals in the range (0.3-0.6): 1, and the maximum recovery with the ratio (0.4 - 0.6): 1.
Самые лучшие показатели получились при соотношении восстановителя к массе в отходах 0,36:1, температура 980oC (опыт 7, табл. 1).The best performance was obtained with a ratio of reducing agent to mass in the waste of 0.36: 1, temperature 980 o C (
Соотношение массы расплава к массе единовременной загрузки сырья 12:1. Хорошие результаты извлечения получились в интервале (7,5 - 20):1. The ratio of the mass of the melt to the mass of a one-time loading of raw materials 12: 1. Good extraction results were obtained in the range (7.5 - 20): 1.
В предлагаемом изобретении новым является загрузка сухих отходов свинца и цинка с повышенным содержанием олова и меди (более 0,5%) в расплав солей, при температурах расплава 880-1160oC, соотношение восстановителя к сумме основных металлов в отходах, равное (0,3 - 0,6):1 и соотношение массы расплава к массе загружаемого сырья (7,5 - 20):1.In the present invention, the new is the loading of dry waste of lead and zinc with a high content of tin and copper (more than 0.5%) in the molten salt, at a melt temperature of 880-1160 o C, the ratio of reducing agent to the amount of base metals in the waste is equal to (0, 3 - 0.6): 1 and the ratio of the mass of the melt to the mass of the loaded feed (7.5 - 20): 1.
Время выдержки не менее 2-4 часов. The exposure time is at least 2-4 hours.
Эти условия позволяют комплексно извлечь все ценные металлы в 2 продукта: жидкий свинцовый сплав и товарную цинковую пыль, в одном цикле прирометаллургической переработки отходов. These conditions make it possible to comprehensively extract all valuable metals into 2 products: liquid lead alloy and marketable zinc dust, in one cycle of metallurgical waste processing.
К достоинствам способа относится отсутствие сложной подготовки пыли к плавке (окомкование, агломерация и т.д.), требуется только сушка при температурах 120-150oC, т.е. выше точки кипения воды.The advantages of the method include the absence of complex preparation of dust for melting (pelletizing, agglomeration, etc.), only drying is required at temperatures of 120-150 o C, i.e. above the boiling point of water.
Для переработки не требуется добавления таких компонентов как известняк, песок, шлак и т.д. В процессе практически нет отходов, так как возгоны улавливаются в виде товарной окиси с содержанием Zn 0,75-80%, а сопутствующие металлы полностью восстанавливаются (Sb, Sn, Cu, Bi) и не переходят в шлак, а из сплава они извлекаются известными методами. Нет шлака, нет жидких отходов гидрометаллургической обработки. Processing does not require the addition of components such as limestone, sand, slag, etc. There is practically no waste in the process, since sublimates are captured in the form of marketable oxide with a Zn content of 0.75-80%, and the accompanying metals are completely reduced (Sb, Sn, Cu, Bi) and do not go into slag, and they are extracted from the alloy by known methods. No slag, no liquid waste hydrometallurgical treatment.
Полученный сплав можно путем ликвации в процессе охлаждения разделить на богатую медью, оловом и сурьмой лигатуру и обычный черновой свинец, получаемый при шахтной плавке. The resulting alloy can be separated by segregation during cooling into a ligature rich in copper, tin and antimony and ordinary rough lead obtained by mine smelting.
Источники информации, принятые во внимание при экспертизе
1. И. Ф. Худяков, А.П. Дорошкевич, С.В. Корелов. Металлургия вторичных тяжелых цветных металлов. М. Металлургия. 1987 г.Sources of information taken into account during the examination
1. I.F. Khudyakov, A.P. Doroshkevich, S.V. Korelov. Metallurgy of secondary heavy non-ferrous metals. M. Metallurgy. 1987 year
2. Переработка отходов. Processing profit from values less waste. Pooley Fred O., Wheatley Barry J., Blackmore R., Jones H. "Processing" 1981. 27 N 3 (англ.). РЖ. мет. N 6 1981, p. 347. 2. Waste treatment. Processing profit from values less waste. Pooley Fred O., Wheatley Barry J., Blackmore R., Jones H. "Processing" 1981. 27
3. Пат. ПНР N 110859. Способ извлечения металлов из пылей, образующихся при агломерации свинцово-цинковых концентратов. Заявл. 25.06.77 N 199179, опубл. 15.02.82, МКИ C 22 B 7/02, РЖ мет. 1983, 2Г380П. 3. Pat. NDP N 110859. The method of extraction of metals from dust generated during the agglomeration of lead-zinc concentrates. Claim 06.25.77 N 199179, publ. 02.15.82, MKI C 22
4. Пат. ПНР N 106192. Способ переработки окисных свинцовых пылей медеплавильных заводов. Заявл. 24.10.75 N 184266, опубл. 29.02.80. МКИ C 22 B 7/02. 4. Pat. NDP N 106192. A method of processing oxide lead dust from smelters. Claim 24.10.75 N 184266, publ. 02/29/80. MKI C 22
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97121998A RU2130501C1 (en) | 1997-12-17 | 1997-12-17 | Method of processing lead-zinc wastes containing tin and copper |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97121998A RU2130501C1 (en) | 1997-12-17 | 1997-12-17 | Method of processing lead-zinc wastes containing tin and copper |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2130501C1 true RU2130501C1 (en) | 1999-05-20 |
Family
ID=20200724
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU97121998A RU2130501C1 (en) | 1997-12-17 | 1997-12-17 | Method of processing lead-zinc wastes containing tin and copper |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2130501C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN106811602A (en) * | 2017-02-20 | 2017-06-09 | 石家庄学院 | A kind of method that utilization cadmia prepares zinc oxide |
| CN107058744A (en) * | 2017-04-21 | 2017-08-18 | 长沙资生环保科技有限公司 | A kind of method of red mud synthetical recovery useful metal |
-
1997
- 1997-12-17 RU RU97121998A patent/RU2130501C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN106811602A (en) * | 2017-02-20 | 2017-06-09 | 石家庄学院 | A kind of method that utilization cadmia prepares zinc oxide |
| CN107058744A (en) * | 2017-04-21 | 2017-08-18 | 长沙资生环保科技有限公司 | A kind of method of red mud synthetical recovery useful metal |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4957551A (en) | Method for treatment of dust recovered from off gases in metallurgical processes | |
| US5188658A (en) | Method for recovering zinc from zinc-containing waste materials | |
| US20100189637A1 (en) | Method for the valorisation of zinc-and sulphate-rich residue | |
| EA009226B1 (en) | Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
| KR20080022545A (en) | Separation of metal values in zinc leaching residues | |
| NO135428B (en) | ||
| US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| EP0839919A1 (en) | Process and installation for treating of flue dusts from electric steelworks | |
| US5196047A (en) | Method of treatment of zinc-containing by-products and waste materials | |
| RU2130501C1 (en) | Method of processing lead-zinc wastes containing tin and copper | |
| US4292283A (en) | Method for the recovery of zinc | |
| US4662936A (en) | Method of treating nickel-containing and vanadium-containing residues | |
| US4333762A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for the separation of antimony values from material containing sulfo-antimony compounds of copper | |
| RU2114200C1 (en) | Method for processing lead wastes containing antimony, tin and copper | |
| US5100466A (en) | Process for purifying lead using calcium/sodium filter cake | |
| JPS6148999B2 (en) | ||
| US4021235A (en) | Operating method for slag cleaning furnace in copper refining | |
| SU1073311A1 (en) | Method of processing polymetallic sulphide raw materils | |
| RU2154682C1 (en) | Method of recovery of non-ferrous metals from copper-and-lead wastes containing tin and antimony | |
| RU2191835C1 (en) | Method of processing lead wastes containing noble and rare metals | |
| US1518626A (en) | Treatment of copper-lead matte | |
| RU2150520C1 (en) | Method of processing zinc- and copper-containing lead cakes and dusts | |
| US4518423A (en) | Method for preparing a low residual alloy steel charge from scrap metal | |
| SU352956A1 (en) | METHOD OF PROCESSING SKRAPA BATTERIES |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20051218 |