RU2150520C1

RU2150520C1 - Method of processing zinc- and copper-containing lead cakes and dusts

Info

Publication number: RU2150520C1
Application number: RU98121146A
Authority: RU
Inventors: В.В. Гейхман; А.В. Тарасов; Л.А. Казанбаев; А.Д. Бессер; П.А. Козлов; В.Б. Чинкин; О.К. Соколов; Е.И. Калнин
Original assignee: Акционерное общество открытого типа "Челябинский электролитный цинковый завод"; Открытое акционерное общество "Институт Гинцветмет"
Priority date: 1998-11-24
Filing date: 1998-11-24
Publication date: 2000-06-10

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy, production of lead, particularly, processing of lead middlings. SUBSTANCE: method includes addition to initial material including copper-containing lead coke or dust of iron oxide up to iron-zinc ratio of 1.1-1.2: 1; determination in mixture of weight content of carbon and lead-copper weight ratio; calculation of required content of carbon in mixture (in dry state) by formula given in the invention description. Initial content of carbon in mixture is compared with calculated value, and if calculated values exceeds the initial value, added to mixture is carbon up to calculated value. If initial value of carbon content exceeds the calculated value, mixture is additionally subjected to heat treatment at temperature of 650-750 C with subsequent electric smelting of mixture to obtain black lead, matte and slag. Before tapping of the slag, introduced into melt is carbon in amount of up to 2% of mixture weight. EFFECT: reduced consumption of reagents, simplification of process, recovery of copper, gold, silver, zinc, and reduced temperature of roasting. 3 cl, 1 tbl, 2 ex

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии, к производству свинца, в частности к переработке свинцовых промпродуктов. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, to the production of lead, in particular to the processing of lead industrial products.

Известен способ переработки свинцовых кеков цинкового производства путем подачи их на агломерацию в шихту со свинцовыми концентратами, флюсами с дальнейшей плавкой агломерата в шахтной печи с получением чернового свинца (В. Я. Зайцев, Е.В. Маргулис: Металлургия свинца и цинка. / М.: Металлургия, 1985 г.). Недостатком указанного способа является низкое извлечение свинца в черновой металл -75% и ограничение дозировки свинцовых кеков в шихту агломерации (не более 3-5%) в связи с ухудшением качества агломерата. A known method of processing lead cakes of zinc production by feeding them for sintering to a mixture with lead concentrates, fluxes with further sintering in a shaft furnace to produce crude lead (V. Ya. Zaitsev, EV Margulis: Metallurgy of lead and zinc. / M .: Metallurgy, 1985). The disadvantage of this method is the low recovery of lead in the blister metal -75% and the limitation of the dosage of lead cakes in the sinter mixture (not more than 3-5%) due to the deterioration of the quality of the sinter.

Известен способ переработки свинцовых цинксодержащих кеков и пылей ("Цветные металлы", N 6, 1990 г., с. 29 - 30), когда кеки и пыли подвергаются гидрометаллургической переработке, которая заключается в их щелочном выщелачивании для извлечения в раствор свинца и последующем электролизе раствора с получением катодной свинцовой губки. Щелочному выщелачиванию свинца предшествует отмывка материала от сульфатной серы в замкнутом цикле с регенерацией промывного раствора известью. A known method of processing lead zinc-containing cakes and dusts ("Non-ferrous metals", N 6, 1990, pp. 29-30), when cakes and dusts are subjected to hydrometallurgical processing, which consists in their alkaline leaching to extract lead and subsequent electrolysis solution to obtain a cathode lead sponge. Alkaline leaching of lead is preceded by washing the material from sulfate sulfur in a closed cycle with the regeneration of the washing solution with lime.

Катодную свинцовую губку затем плавят под слоем щелочи с получением товарного свинца. Полученный остаток (кек) от щелочного выщелачивания свинцового кека подают совместно с сульфидным цинковым концентратом на обжиг в голову цинкового производства. Отход производства - известково-гипсовый кек. The cathode lead sponge is then melted under a layer of alkali to produce marketable lead. The resulting residue (cake) from the alkaline leaching of lead cake is fed together with zinc sulfide concentrate for firing in the head of zinc production. Production waste - lime-gypsum cake.

Недостатками известного способа являются:
- неизвлечение в товарную продукцию благородных металлов, которые остаются в кеках от выщелачивания;
- неизвлечение меди по тем же причинам;
- высокий выход промпродуктов и отходов производства (0,72 т/т свинца);
- наличие стоков;
- получение большого количества баластных оборотов, не содержащих сульфидной серы (в виде кека от выщелачивания), подаваемых на обжиг совместно с сульфидными цинковыми концентратами.The disadvantages of this method are:
- non-extraction into the marketable products of precious metals that remain in the cakes from leaching;
- non-extraction of copper for the same reasons;
- high yield of industrial products and industrial waste (0.72 t / t lead);
- the presence of effluents;
- obtaining a large number of ballast revolutions that do not contain sulfide sulfur (in the form of cake from leaching) fed to the firing together with sulfide zinc concentrates.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ переработки свинцового кека, включающий прокалку кеков при температуре 750 - 800^oC, последующее смешение прокаленных кеков с натрийсодержащим флюсом и восстановителем, электроплавку полученной смеси (см. патент Российской Федерации RU 2086681 C1; C 22 B 7/00, 13/02).The closest in technical essence and the achieved result is a method for processing lead cakes, including calcining cakes at a temperature of 750 - 800 ^o C, subsequent mixing of calcined cakes with a sodium-containing flux and a reducing agent, electric melting of the mixture (see patent of the Russian Federation RU 2086681 C1; C 22 B 7/00, 13/02).

Недостатками указанного способа являются:
- использование при электроплавке большого количества кальцинированной соды и щелочи;
- получение медь - и цинксодержащего шлако-штейнового расплава;
- необходимость проведения операций грануляции выщелачивания шлако-штейнового расплава и упаривания растворов от выщелачивания для регенерации твердой щелочи (NaOH), используемой при электроплавке;
- потери меди в связи с ее переходом на 85-95% в остаток от вельцевания - клинкер (при вельцевании шлако-штейна);
- необходимость проведения операции каустификации огарка.The disadvantages of this method are:
- the use of large quantities of soda ash and alkali in electric smelting;
- obtaining copper - and zinc-containing slag and matte melt;
- the need for granulation leaching operations of slag matte melt and evaporation of solutions from leaching for the regeneration of solid alkali (NaOH) used in electric melting;
- copper losses due to its transition by 85-95% to the remainder from Waelzzia - clinker (during Weltzschlck matte);
- the need for a causticization cinder operation.

Заявляемый способ позволяет:
- исключить использование кальцинированной соды и щелочи;
- исключить операции выщелачивания и упаривания растворов, связанных с регенерацией щелочи;
- извлечь медь на 90-91% в товарный медный штейн;
- извлечь золото и серебро на 90-92% в товарный золото- серебряный сплав (сплав Доре);
- извлечь цинк на 97 - 97,5% в высокоцинковистые шлаки, содержащие 24 -25% цинка и только 3% свинца, что обеспечивает при вельцевании получение высококачественных цинковых возгонов;
- снизить температуру прокалки.The inventive method allows you to:
- exclude the use of soda ash and alkali;
- to exclude the operation of leaching and evaporation of solutions associated with the regeneration of alkali;
- extract copper 90-91% in commodity copper matte;
- to extract gold and silver by 90-92% in salable gold-silver alloy (Dore alloy);
- to extract zinc at 97 - 97.5% in highly zinc-coated slag containing 24 -25% zinc and only 3% lead, which ensures high-quality zinc sublimates during Wielding;
- reduce the temperature of calcination.

Технологический процесс по заявленному способу является чисто пирометаллургическим, в связи с чем какие-либо стоки отсутствуют. The process according to the claimed method is purely pyrometallurgical, in connection with which there are no drains.

Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки свинцовых цинк- и медьсодержащих кеков и пылей согласно изобретению в исходный материал добавляют оксид железа до весового соотношения железа к цинку 1,1-1,2: 1, определяют в шихте весовое содержание углерода и весовое соотношение свинца к меди, рассчитывают требуемое содержание в шихте углерода (по сухому), сравнивают исходное весовое содержание углерода в шихте с его расчетным значением и при превышении расчетного значения над исходным в шихту добавляют углерод до расчетнного содержания, а при превышении исходного содержания углерода над расчетным шихту дополнительно подвергают термообработке при температуре 650-750^oC с последующим проведением восстановительно-реакционной электроплавки шихты с получением чернового свинца, штейна и шлака, а перед выпуском последнего в расплав вводят углерод в количестве до 2% от веса шихты. При весовом соотношении в шихте свинца к меди менее 40: 1 расчетное количество углерода в шихте определяется по формуле:

,
где K = 2,7 - коэффициент окислительно-восстановительного потенциала.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing lead zinc and copper-containing cakes and dusts according to the invention, iron oxide is added to the starting material to a weight ratio of iron to zinc of 1.1-1.2: 1, the weight content of carbon and weight are determined in the charge the ratio of lead to copper, calculate the required carbon content in the charge (dry), compare the initial weight content of carbon in the charge with its calculated value, and if the calculated value exceeds the original value, carbon is added to the charge to the calculated content, and if the initial carbon content exceeds the calculated charge, it is additionally subjected to heat treatment at a temperature of 650-750 ^o C followed by reduction-reaction electric smelting of the mixture to produce crude lead, matte and slag, and before releasing the latter, carbon is added in the amount of up to 2% of the weight of the mixture. When the weight ratio in the charge of lead to copper is less than 40: 1, the calculated amount of carbon in the charge is determined by the formula:

,
where K = 2.7 is the coefficient of redox potential.

При весовом соотношении в шихте свинца к меди, большем или равном 40:1, расчетное количество углерода в шихте определяется по формуле:

,
где K = 2,7- коэффициент окислительно-восстановительного потенциала.When the weight ratio in the mixture of lead to copper, greater than or equal to 40: 1, the calculated amount of carbon in the mixture is determined by the formula:

,
where K = 2.7 is the coefficient of redox potential.

Сущность заявляемого способа состоит в следующем. The essence of the proposed method is as follows.

Свинцовые цинк- и медьсодержащие кеки и пыли подвергаются восстановительно-реакционной электроплавке с получением чернового свинца, штейна и шлака. При этом количество углерода в шихте, необходимое для проведения плавки, рассчитывается по формуле:

,
где K = 2,7 - коэффициент окислительно-восстановительного потенциала.Lead zinc and copper-containing cakes and dust are subjected to reduction-reactive electric melting to produce crude lead, matte and slag. In this case, the amount of carbon in the charge required for melting is calculated by the formula:

,
where K = 2.7 is the coefficient of redox potential.

Для обеднения шлака по свинцу перед его выпуском в расплав вводят углерод в количестве до 2% от веса шихты. В случае, если содержание углерода в шихте меньше расчетного, в нее добавляют углерод до расчетного значения; если содержание углерода в шихте больше расчетного, ее подвергают предварительной термообработке при температуре 650-750^oC с доведением содержания углерода в шихте до расчетной величины.To deplete the slag on lead, before its release, carbon is introduced into the melt in an amount up to 2% of the charge weight. If the carbon content in the charge is less than the calculated one, carbon is added to it to the calculated value; if the carbon content in the charge is greater than the calculated, it is subjected to preliminary heat treatment at a temperature of 650-750 ^o C with bringing the carbon content in the charge to the calculated value.

Если содержание меди в шихте по отношению к свинцу мало (более 40:1), то она практически не требует увеличения содержания углерода в шихте и медь из расчетной формулы исключается. If the copper content in the charge with respect to lead is small (more than 40: 1), then it practically does not require an increase in the carbon content in the charge and copper is excluded from the calculation formula.

Для более полного извлечения цинка в шлак в состав шихты добавляется оксид железа до весового соотношения железа к цинку 1:1, 2:1. Полученный в результате плавки черновой свинец рафинируется известными традиционными способами, штейн, содержащий 40-50% меди, перерабатывается в медеплавильном производстве, шлак поступает в вельц-печь или шлаковозгоночную установку (фьюминг) для извлечения цинка. For a more complete extraction of zinc into the slag, iron oxide is added to the mixture to a weight ratio of iron to zinc of 1: 1, 2: 1. The crude lead obtained by melting is refined by known traditional methods, matte containing 40-50% copper is processed in a smelter, slag is fed to a Waelz kiln or slag sublimation plant (fuming) for zinc extraction.

Изобретение иллюстрируется следующими примерами осуществления способа. The invention is illustrated by the following examples of the method.

Пример 1 (см. таблицу опыты N 1 и N 3). Example 1 (see table experiments N 1 and N 3).

1000 г свинцового кека состава, %: свинец 38,8, медь 5,4, цинк 10,8, железо 0,9, сера общая 15,1, в ней сера сульфидная 7,3%, серебро 0,55 г при отсутствии углерода (опыт N 1) проплавили, не получив в результате разделения продуктов плавки. К кеку этого же состава добавили оксид железа в виде железной руды в количестве 177,6 г (железа в ней 109,8 г) (см. опыт N 3), доведя соотношение железа к цинку до (9 + 109,8)/108 = 1,1. 1000 g of lead cake composition,%: lead 38.8, copper 5.4, zinc 10.8, iron 0.9, total sulfur 15.1, sulfide sulfur 7.3%, silver 0.55 g in the absence carbon (experiment No. 1) was melted, not receiving as a result of the separation of melting products. Iron oxide in the form of iron ore was added to the cake of the same composition in the amount of 177.6 g (iron in it was 109.8 g) (see experiment No. 3), bringing the ratio of iron to zinc to (9 + 109.8) / 108 = 1,1.

Затем определили весовое соотношение свинца к меди:
388/54= 7,2 < 40
Рассчитали требуемое для проведения плавки содержание в шихте углерода по формуле:

Добавив в шихту углерод, получили его содержание (см. опыт N 3)

Провели электротермическую плавку, добавив перед окончанием плавки углерод в виде коксовой мелочи в количестве 2% (240 г) от веса шихты.Then determined the weight ratio of lead to copper:
388/54 = 7.2 <40
The required carbon content in the charge was calculated by the formula:

Adding carbon to the mixture, we obtained its content (see experiment No. 3)

Conducted electrothermal smelting, adding before the end of the smelting carbon in the form of coke breeze in the amount of 2% (240 g) by weight of the mixture.

В результате плавки получили:
- черновой свинец в количестве 349,1 г, содержащий 99,8% свинца, 0,2% меди и 0,535 г серебра;
- штейн в количестве 104,5 г, содержащий 27,7% свинца, 46,9% меди, 3,2% цинка, 19,4% серы, 0,014 г серебра;
- шлак в количестве 429,4 г, содержащий 2,5% свинца, 1% меди, 24,5% цинка, 26,9% железа и 0,4% серы.As a result of melting received:
- draft lead in an amount of 349.1 g, containing 99.8% lead, 0.2% copper and 0.535 g silver;
- matte in the amount of 104.5 g, containing 27.7% lead, 46.9% copper, 3.2% zinc, 19.4% sulfur, 0.014 g silver;
- slag in an amount of 429.4 g, containing 2.5% lead, 1% copper, 24.5% zinc, 26.9% iron and 0.4% sulfur.

При этом извлечение металлов из кека составило в %:
в черновой свинец:
свинца - 89,8
меди-1,3
серебра - 97,3
в штейн:
свинца - 7,5
меди - 90,9
серебра - 2,5
в шлак:
свинца - 2,7
меди - 7,8
цинка - 97,3
серебра - 0,2
Пример 2 (см. таблицу опыты N 14 и 15)
1000 г свинцовых пылей состава, %: свинца 41,6, меди 1, цинка 12, железа 1,2, углерода 5 проплавляли, не получив разделения продуктов плавки (см. опыт N 14).In this case, the extraction of metals from cake was in%:
in rough lead:
lead - 89.8
copper 1.3
silver - 97.3
in matte:
lead - 7.5
copper - 90.9
silver - 2.5
to slag:
lead - 2.7
copper - 7.8
zinc - 97.3
silver - 0.2
Example 2 (see table experiments N 14 and 15)
1000 g of lead dust composition,%: lead 41.6, copper 1, zinc 12, iron 1.2, carbon 5 were melted without obtaining separation of the melting products (see experiment No. 14).

Затем к пылям этого же состава добавили железа в виде окисленной железной руды в количестве 194,1 г (железа в ней 120 г), доведя соотношение железа к цинку до (1,2+120)/120= 1,1. Then iron was added to dusts of the same composition in the form of oxidized iron ore in an amount of 194.1 g (iron in it was 120 g), bringing the ratio of iron to zinc to (1.2 + 120) / 120 = 1.1.

Затем определили весовое соотношение свинца к меди
416/10=41,6 > 40
Рассчитали требуемое для проведения плавки содержание в шихте углерода по формуле:

Определили, что требуется прокалка, поскольку содержание углерода превышает необходимое расчетное содержание 50 г > 10 г.Then determined the weight ratio of lead to copper
416/10 = 41.6> 40
The required carbon content in the charge was calculated by the formula:

It was determined that calcination is required since the carbon content exceeds the required estimated content of 50 g> 10 g.

Провели прокалку шихты при температуре 650 - 750^oC. При этом получили следующий состав прокаленной шихты (свинцово-цинковая пыль и железная окисленная руда):
углерод 10:(960+194,1-7,2)=0,9%
соответственно, в %:
свинец - 36,2
медь - 0,9
цинк - 10,4
железо - 11,4
сера общая - 8,2
сера сульфидная - 0,1
(см. опыт N15)
Провели электротермическую плавку. В результате плавки получили черновой свинец, штейн и шлак с распределением металлов по продуктам плавки, в %, указанных в таблице 1 (см. опыт N 15) с показателями по извлечению и содержанию свинца, меди и цинка в продуктах плавки, близких к тем же показателям, указанным в примере 1.The mixture was calcined at a temperature of 650 - 750 ^o C. In this case, the following composition of the calcined mixture (lead-zinc dust and iron oxide) was obtained:
carbon 10: (960 + 194.1-7.2) = 0.9%
respectively, in%:
lead - 36.2
copper - 0.9
zinc - 10.4
iron - 11.4
total sulfur - 8.2
sulfide sulfur - 0.1
(see experience N15)
Conducted electrothermal smelting. As a result of the smelting, crude lead, matte and slag were obtained with the distribution of metals among the smelting products, in%, indicated in table 1 (see experiment No. 15) with indicators for the extraction and content of lead, copper, and zinc in the smelting products close to the same indicators specified in example 1.

Была проведена серия опытных плавок различного исходного сырья, такого как: свинцового кека влажностью 6-8%; свинцового кека с добавлением окисленной железной руды; предварительно прокаленного свинцового кека при температуре 650 - 750^oC с добавлением железной руды, подсушенного до влажности 6-8% свинцового кека после горячего сернокислотного выщелачивания с добавлением окисленной железной руды, свинцово-цинковых пылей (в т.ч. прокаленных) с добавлением окисленной железной руды.A series of experimental swimming trunks of various feedstock was carried out, such as: lead cake with a moisture content of 6-8%; lead cake with the addition of oxidized iron ore; pre-calcined lead cake at a temperature of 650 - 750 ^o C with the addition of iron ore, dried to a moisture content of 6-8% lead cake after hot sulfuric acid leaching with the addition of oxidized iron ore, lead-zinc dust (including calcined) with the addition of oxidized iron ore.

Результаты серии опытных плавок, направленных на выявление оптимальных условий проведения заявленного способа приведены в таблице. The results of a series of experimental swimming trunks aimed at identifying the optimal conditions for carrying out the claimed method are shown in the table.

Экспериментально установлено, что для оптимального проведения процесса плавки коэффициент окислительно-восстановительного потенциала К = 2,7. При К>2,7 (опыт N 9) снижается извлечение меди в штейн, при К<2,7 (опыт N 8) снижается извлечение свинца в металл и при низких его значениях (опыт N 2) металлическая свинцовая фаза вообще отсутствует. It was experimentally established that for an optimal melting process, the coefficient of the redox potential is K = 2.7. At K> 2.7 (experiment N 9), the extraction of copper into matte decreases, at K <2.7 (experiment N 8) the extraction of lead into metal decreases, and at low values (experiment N 2) there is no metallic lead phase at all.

При переработке свинцового кека без добавления железной руды (опыт N 1) нет разделения продуктов плавки. При добавлении железной руды в весовом соотношении железо к цинку, равном 1:1 (опыт N 12) имеет место плохое разделение штейна и шлака. When processing lead cake without the addition of iron ore (experiment No. 1), there is no separation of smelting products. When iron ore is added in a weight ratio of iron to zinc equal to 1: 1 (experiment N 12), there is a poor separation of matte and slag.

При весовом соотношении железа к цинку, равном 1,1-1,2:1, когда К = 2,7, имеет место высокое извлечение цинка в шлак (опыт NN 3, 7, 10, 11, 13) при высоком извлечении свинца в черновой металл и меди в штейн. При малом содержании меди, когда весовое соотношение свинца и меди находится на уровне 40: 1 и больше, наблюдается большой переход меди в металлическую свинцовую фазу (опыты NN 4 и 5). При этом увеличение содержания в шихте углерода не влияет на результаты плавки. При изменении соотношения свинца к меди в меньшую сторону по сравнению 40:1 переход меди в штейн существенно увеличивается (опыт N 6). When the weight ratio of iron to zinc, equal to 1.1-1.2: 1, when K = 2.7, there is a high extraction of zinc in slag (experiment NN 3, 7, 10, 11, 13) with high recovery of lead in matte metal and copper. With a low copper content, when the weight ratio of lead to copper is at a level of 40: 1 or more, a large transition of copper into the metallic lead phase is observed (experiments NN 4 and 5). At the same time, an increase in the carbon content in the charge does not affect the smelting results. When the ratio of lead to copper is reduced to a smaller side compared to 40: 1, the transition of copper to matte increases significantly (experiment No. 6).

Таким образом, как видно из приведенных данных, заявляемый способ позволяет комплексно перерабатывать свинцовые медь- и цинксодержащие кеки и пыли, извлекая из них металлы в твердые продукты. Thus, as can be seen from the above data, the inventive method allows complex processing of lead copper and zinc-containing cakes and dust, extracting metals from them into solid products.

Claims

1. A method of processing zinc and copper-containing lead cakes and dusts, including mixing with a reducing agent, heat treatment and electric smelting to produce crude lead, matte and slag, characterized in that carbon is used as a reducing agent, and iron oxide is added to the starting material to the weight ratio of iron to zinc 1.1 - 1.2: 1, determine in the charge the weight content of carbon and the weight ratio of lead to copper, calculate the required content in the charge of carbon (dry), compare the initial weight content of carbon charge with its calculated value and exceeds the design value of the source in the batch carbon is added to the calculated content as well in excess of the initial carbon content over the calculated charge is further subjected to a heat treatment at a temperature of 650 - 750 ^o C, followed by reducing-the reaction electrofusion charge to give lead, matte and slag, and before releasing the latter, carbon is introduced into the melt in an amount up to 2% of the charge weight.

2. The method according to claim 1, characterized in that when the weight ratio in the charge of lead to copper is less than 40: 1, the calculated carbon content in the charge is determined by the formula

where k = 2.7 is the coefficient of redox potential.

3. The method according to claim 1, characterized in that when the weight ratio in the charge of lead and copper is greater than or equal to 40: 1, the calculated carbon content in the charge is determined by the formula

where k = 2.7 is the coefficient of redox potential.