RU2783094C1 - Method for depletion of slag melt containing iron and non-ferrous metals - Google Patents
Method for depletion of slag melt containing iron and non-ferrous metals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2783094C1 RU2783094C1 RU2022109696A RU2022109696A RU2783094C1 RU 2783094 C1 RU2783094 C1 RU 2783094C1 RU 2022109696 A RU2022109696 A RU 2022109696A RU 2022109696 A RU2022109696 A RU 2022109696A RU 2783094 C1 RU2783094 C1 RU 2783094C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- gas
- melt
- ferrous metals
- temperature
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 52
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 32
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 28
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 28
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 15
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 14
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 22
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 claims abstract description 13
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- 239000003638 reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 11
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 claims abstract description 10
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims abstract description 9
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 9
- 238000004821 distillation Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 4
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 claims abstract description 3
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 5
- 238000011049 filling Methods 0.000 claims description 3
- 230000000779 depleting Effects 0.000 claims 1
- 230000001603 reducing Effects 0.000 abstract description 16
- 239000010949 copper Substances 0.000 abstract description 9
- 238000002844 melting Methods 0.000 abstract description 8
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 7
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 abstract description 7
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 abstract description 3
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 12
- 238000000034 method Methods 0.000 description 10
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 9
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 8
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 8
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N oxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000463 material Substances 0.000 description 7
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium monoxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 5
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 5
- 241001088417 Ammodytes americanus Species 0.000 description 4
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 4
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 4
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 4
- 210000004544 DC2 Anatomy 0.000 description 3
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000002530 ischemic preconditioning Effects 0.000 description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 2
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 239000012084 conversion product Substances 0.000 description 2
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 2
- 238000005755 formation reaction Methods 0.000 description 2
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Chemical compound [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative Effects 0.000 description 2
- 210000002381 Plasma Anatomy 0.000 description 1
- 235000010599 Verbascum thapsus Nutrition 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- REDXJYDRNCIFBQ-UHFFFAOYSA-N aluminium(3+) Chemical class [Al+3] REDXJYDRNCIFBQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 238000004581 coalescence Methods 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052803 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 239000002826 coolant Substances 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 1
- 238000011068 load Methods 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002407 reforming Methods 0.000 description 1
- 238000000859 sublimation Methods 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Images
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано для переработки шлаков свинцово-цинкового и медного производства.The invention relates to non-ferrous metallurgy and can be used for processing lead-zinc and copper production slags.
Известен способ переработки шлака свинцовой плавки, заключающийся в том, что шлаковый расплав, загруженный в фьюминг-печь, продувается продуктами конверсии природного газа с коэффициентом расхода воздуха 0,75, полученными в выносных топках (Козырев В.В. Отгонка цинка из шлака при фьюминговании природным газом. // Цветные металлы. - 2009. - №2. - С. 61-64.). К недостаткам способа относятся низкая скорость процесса фьюмингования из-за низкой температуры в печи (1200-1300°С).A known method of processing lead smelting slag, which consists in the fact that the slag melt loaded into a fuming furnace is blown through with natural gas conversion products with an air flow rate of 0.75 obtained in remote furnaces (Kozyrev V.V. Stripping zinc from slag during fuming natural gas. // Non-ferrous metals. - 2009. - No. 2. - P. 61-64.). The disadvantages of the method include the low speed of the fuming process due to the low temperature in the furnace (1200-1300°C).
Известен способ переработки сырья, содержащего цветные металлы и железо, включающий подачу в окислительную зону двухзонной печи шихты, состоящей из исходного сырья, флюсов и углеродсодержащего материала, и кислородсодержащего дутья, расплавление шихты с образованием шлака, поступающего в восстановительную зону, в которую подают углеродсодержащий материал, кислородсодержащее дутье и дополнительные флюсы, и выпуск продуктов плавки, причем при переработке окисленного сырья в окислительную зону печи подают углеродсодержащий материал и кислород в количествах, необходимых для полного сгорания углерода с максимальным выделением тепла и образования жидкого шлака, а в восстановительную зону углеродсодержащий материал и кислород подают в количествах, необходимых для восстановления оксидов извлекаемых металлов и компенсации тепловых затрат, при этом отношение удельного расхода углеродсодержащего материала на тонну извлекаемого металла в окислительной и восстановительной зонах поддерживают в пределах 0,3-2,5, а отношение удельных расходов кислорода в этих зонах - в пределах от 0,7-3,0. Кроме того, отношение количеств кислорода, подаваемых в расплав и в газовую фазу над расплавом в восстановительной зоне, поддерживают в пределах 0,1-0,5 (Патент РФ №2194781, МПК С22В 23/02, С22В 19/00, опубликовано 20.12.2002). Для разделения восстановительной и окислительной зоны используется специализированный агрегат сложный и по конструкции, и в обслуживании.A known method of processing raw materials containing non-ferrous metals and iron, including feeding into the oxidation zone of a two-zone furnace a charge consisting of feedstock, fluxes and carbon-containing material, and oxygen-containing blast, melting the charge to form slag entering the reduction zone, into which carbon-containing material is supplied , oxygen-containing blast and additional fluxes, and the release of smelting products, moreover, during the processing of oxidized raw materials, carbon-containing material and oxygen are supplied to the oxidizing zone of the furnace in the quantities necessary for complete combustion of carbon with maximum heat release and the formation of liquid slag, and carbon-containing material and oxygen is supplied in quantities necessary to reduce the oxides of the extracted metals and compensate for heat costs, while the ratio of the specific consumption of carbon-containing material per ton of extracted metal in the oxidation and reduction zones is maintained within the limit lah 0.3-2.5, and the ratio of specific oxygen consumption in these zones is in the range of 0.7-3.0. In addition, the ratio of the amounts of oxygen supplied to the melt and to the gas phase above the melt in the reduction zone is maintained within 0.1-0.5 (RF Patent No. 2194781, IPC C22B 23/02, C22B 19/00, published 20.12 2002). To separate the reduction and oxidation zones, a specialized unit is used that is complex both in design and in maintenance.
К недостаткам способа можно отнести то, что в окислительной зоне, предназначенной для расплавления шихты и нагрева ее до заданной температуры происходит окисление железа до высших оксидов, что требует дополнительных затрат углеродсодержащего материала для их восстановления. Использование в восстановительной зоне углеродсодержащего материала в твердом виде (уголь, кокс и т.п.) приводит к дополнительному переходу железа в металлическую фазу и снижает качество образующихся сплавов.The disadvantages of the method include the fact that in the oxidizing zone intended for melting the charge and heating it to a given temperature, iron is oxidized to higher oxides, which requires additional costs of carbon-containing material for their recovery. The use of solid carbon-containing material (coal, coke, etc.) in the reduction zone leads to an additional transition of iron into the metal phase and reduces the quality of the resulting alloys.
Известен способ извлечения цинка из железосодержащего оксидного сырья с получением возгонов цинка, металлического и оксидного расплава, при этом как в металлический, так и в оксидный расплав подают твердый углеродистый восстановитель, восстановление проводят в объеме вспененного оксидного расплава, плавку ведут при температуре 1200-1440°С в электропечи, в оксидном расплаве поддерживают массовое соотношение SiO2/CaO в пределах 0,6-4,8, а содержание углерода в металлическом расплаве - 1-4 масс. % (Патент РФ №2016116, МПК С22С 19/00, С22В 7/04, опубликовано 15.04.1994). В указанном способе предназначенном для переработки шлаков свинцово-цинкового и медного производства, цинк- и железосодержащих оксидных отходов и полупродуктов происходит переход цинка и других летучих металлов в возгоны, а железа, меди, никеля, кобальта и других сопутствующих металлов в железоуглеродистый расплав, что требует дополнительных затрат для их последующего извлечения из образующегося сплава. Основными недостатками способа являются низкая скорость отгонки цинка, потери меди из-за перехода ее из шлака в чугун, получение медистого чугуна, имеющего ограниченное применение.A method is known for extracting zinc from iron-containing oxide raw materials with the production of sublimes of zinc, metal and oxide melt, while a solid carbonaceous reducing agent is fed into both the metal and oxide melt, the reduction is carried out in the volume of the foamed oxide melt, the melting is carried out at a temperature of 1200-1440 ° With in the electric furnace, in the oxide melt, the mass ratio of SiO 2 /CaO is maintained in the range of 0.6-4.8, and the carbon content in the metal melt is 1-4 wt. % (RF Patent No. 2016116, IPC C22C 19/00,
Наиболее близким по совокупности существенных признаков является способ непрерывного обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы, включающий подачу расплава на обработку газообразным восстановителем с последующей отгонкой цветных металлов в газовую фазу, при этом обработку расплава шлака ведут при газлифтном перемешивании продуктами сгорания природного газа через погружную фурму с одновременной загрузкой твердого углеродсодержащего восстановителя (Патент РФ №2041273, МПК С22В 7/04, опубликовано 09.08.1995 - прототип).The closest in terms of essential features is a method for continuous depletion of a slag melt containing iron and non-ferrous metals, including supplying the melt for treatment with a gaseous reducing agent, followed by distillation of non-ferrous metals into the gas phase, while the slag melt is treated with gas-lift mixing by natural gas combustion products through a submersible lance with simultaneous loading of a solid carbon-containing reducing agent (RF Patent No. 2041273, IPC
К недостаткам способа можно отнести следующее. Для ведения процесса обеднения в непрерывном режиме необходимо организовать перелив расплавленного шлака из шлаковой чаши в газлифтный реактор с постоянной скоростью его подачи. Низкая температура процесса отрицательно влияет на скорость фьюмингования. Использование твердого углеродсодержащего восстановителя способствует увеличению перехода железа в металлическую часть, находящуюся в расплаве в виде суспензии и отрицательно влияющую на вязкость расплава.The disadvantages of the method include the following. To conduct the depletion process in a continuous mode, it is necessary to organize the overflow of molten slag from the slag bowl into the gas-lift reactor at a constant feed rate. The low process temperature negatively affects the rate of fuming. The use of a solid carbon-containing reducing agent increases the transition of iron into the metal part, which is in the melt in the form of a suspension and adversely affects the viscosity of the melt.
Техническим результатом, на решение которого направлено изобретение является повышение эффективности восстановительной плавки в жидкой шлаковой ванне.The technical result, to which the invention is directed, is to increase the efficiency of reduction melting in a liquid slag bath.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы, включающем подачу шлакового расплава на обработку, продувку газообразным реагентом с последующей отгонкой цветных металлов в газовую фазу при газлифтном перемешивании через погружную фурму с образованием шлаковой пены, согласно заявляемому изобретению исходный шлаковый расплав нагревают до температуры 1500-1550°С путем обработки газом теплоносителем, полученным в результате сжигания природного газа с коэффициентом расхода кислорода 1,0-1,1, затем восстанавливают в объеме шлаковой пены путем подачи газообразного восстановителя, полученного конверсией природного газа с коэффициентом расхода кислорода 0,35-0,5 при поддержании указанной температуры процесса восстановления.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of depletion of the slag melt containing iron and non-ferrous metals, including the supply of the slag melt for processing, blowing with a gaseous reagent, followed by distillation of non-ferrous metals into the gas phase with gas-lift mixing through a submersible tuyere with the formation of slag foam, according to the claimed of the invention, the initial slag melt is heated to a temperature of 1500-1550°C by treatment with a heat carrier gas obtained by burning natural gas with an oxygen consumption coefficient of 1.0-1.1, then it is reduced in the volume of slag foam by supplying a gaseous reducing agent obtained by natural gas conversion with an oxygen consumption coefficient of 0.35-0.5 while maintaining the specified temperature of the recovery process.
При этом подачу шлакового расплава на обработку ведут путем заполнения мобильной емкости шлаками, выпускаемыми из различных металлургических агрегатов, процесс восстановления ведут при температуре обрабатываемого расплава 1500-1550°С, а возгонами металлов являются пары цинка, свинца и других летучих металлов.At the same time, the slag melt is fed for processing by filling the mobile container with slags discharged from various metallurgical units, the recovery process is carried out at a temperature of the processed melt of 1500-1550°C, and metal sublimations are vapors of zinc, lead and other volatile metals.
Интервал температур, при котором происходит барботажное восстановление (1500-1550°С) обеспечивает процесс возгонки цветных металлов с высокой скоростью, но без интенсивного разрушения футеровки. Исходный шлак поступает из печи с температурой 1200-1300°С. Для его нагрева до 1500-1550°С используют продукты горения газообразного топлива, в качестве которого используют природный газ, с коэффициентом расхода кислорода а 1,0-1,1, имеющие максимальную теплотворность и минимальный избыток кислорода. Использование газа-восстановителя, полученного в результате кислородной конверсии природного газа при α<0,35 приводит к появлению металлического железа и его переходу в фазу-коллектор с ухудшением свойств последней. Использование газа-восстановителя, полученного при α>0, 5 исключает появление металлического железа, но повышает энергетические затраты на процесс и снижает производительность установки.The temperature range at which bubbling recovery occurs (1500-1550°C) ensures the process of sublimation of non-ferrous metals at a high speed, but without intensive destruction of the lining. The initial slag comes from a furnace with a temperature of 1200-1300°C. To heat it up to 1500-1550°C, combustion products of gaseous fuel are used, which is natural gas, with an oxygen consumption coefficient a of 1.0-1.1, having a maximum calorific value and a minimum excess of oxygen. The use of a reducing gas obtained as a result of the oxygen reforming of natural gas at α<0.35 leads to the appearance of metallic iron and its transition to the collector phase with a deterioration in the properties of the latter. The use of a reducing gas obtained at α>0.5 eliminates the appearance of metallic iron, but increases the energy costs of the process and reduces the productivity of the plant.
Предлагаемый способ поясняется чертежом.The proposed method is illustrated in the drawing.
Для реализации способа в соответствии с чертежом заполняют мобильную емкость (шлаковую чашу) 1, расплавленными шлаками шахтной печи (свинцовая плавка) или печи Ванюкова (медная плавка), опускают в расплав подвижную камеру 2 с многоканальной водоохлаждаемой погружной фурмой 3, встроенной в куполе камеры, и снабженную подводящим патрубком подачи газа 4. Уровень истечения газа из нижнего конца фурмы расположен выше уровня нижней кромки подвижной камеры, образующей гидрозатвор для предотвращения выбросов пыли и газов в атмосферу и обеспечения работы газлифта.To implement the method in accordance with the drawing, a mobile container (slag bowl) 1 is filled with molten slag from a shaft furnace (lead smelting) or a Vanyukov furnace (copper smelting), a
Исходный расплав нагревают до температуры 1500-1550°С и одновременно заполняют барботажный реактор шлаковой пеной, поднимаемой газлифтом, в результате продувки расплава через погружную фурму продуктами горения газообразного топлива с коэффициентом расхода кислорода 1,0-1,1. Затем осуществляют восстановление оксидов металлов в объеме полученной шлаковой пены продуктами кислородной конверсии природного газа с коэффициентом расхода кислорода 0,35-0,5 с одновременной коаллесценцией металлических и штейновых капель и их гравитационное осаждение совместно с выводом возгонов цветных металлов и отработанных газов по газоотводящему патрубку 5.The initial melt is heated to a temperature of 1500-1550°C and at the same time the bubbling reactor is filled with slag foam raised by the gas lift as a result of melt blowing through the submersible lance with combustion products of gaseous fuel with an oxygen consumption coefficient of 1.0-1.1. Then, metal oxides are reduced in the volume of the obtained slag foam by the products of oxygen conversion of natural gas with an oxygen consumption coefficient of 0.35-0.5 with simultaneous coalescence of metal and matte droplets and their gravitational settling together with the withdrawal of sublimates of non-ferrous metals and exhaust gases through the
Поддержание заданной температуры (1500-1550°С) процесса производят за счет предварительного пропускания конвертированного газа, являющегося одновременно восстановителем и теплоносителем, через нагреватель 6, например плазмотрон, установленный в верхнем торце фурмы. Емкость с расплавом установлена на горизонтально перемещаемую тележку 7 для снижения времени установки емкости под погружную камеру и удаления емкости после обработки.Maintaining the set temperature (1500-1550°C) of the process is carried out by preliminary passing the converted gas, which is both a reducing agent and a coolant, through a
После оседания пены погружную камеру поднимают, а шлаковую чашу отводят для отстаивания шлака с целью дополнительного гравитационного осаждения металлических и штейновых капель. Отработанный шлак сливают, а чашу, в которой находятся металл и штейн, образующие фазу-коллектор вместе с небольшим количеством конечного шлака отправляют для следующего цикла заливки чаши новой порцией шлака из печи. Количество циклов устанавливается таким образом, чтобы образующаяся в результате металло-штейновая фаза не дробилась при барботаже, а ее объем не влиял на производительность агрегата.After the foam settles, the submersible chamber is lifted, and the slag bowl is removed to settle the slag for the purpose of additional gravitational settling of metal and matte drops. The spent slag is drained, and the bowl containing the metal and matte, which form the collector phase, together with a small amount of final slag, is sent for the next cycle of filling the bowl with a new portion of slag from the furnace. The number of cycles is set in such a way that the resulting metal-matte phase is not crushed during bubbling, and its volume does not affect the performance of the unit.
Пример 1.Example 1
Шлак медной плавки, содержащий (масс. %): 34,1 Fe, 32,3 SiO2, 1,2 Cu, 7 Zn, 4,1 Al2O3, 3,0 CaO, 1,3 MgO, барботировался газом-восстановителем при температурах 1200-1600°С. Изменение состава шлака в процессе барботажа определяли химическим анализом проб, отбираемых по ходу плавки. В таблице 1 представлены данные о времени уменьшения содержания оксида цинка в шлаке с 7 до 3,5%. При увеличении температур с 1200 до 1500°С происходит резкая интенсификация процесса. Время восстановления меняется с 420 до 15 мин. В интервале температур 1550-1600°С разница во времени невелика: уменьшение времени составляет от 11 до 8 мин, но при Т>1550°С заметно разрушение футеровки.Copper melting slag containing (wt.%): 34.1 Fe, 32.3 SiO 2 , 1.2 Cu, 7 Zn, 4.1 Al 2 O 3 , 3.0 CaO, 1.3 MgO, was bubbled with gas - reducing agent at temperatures of 1200-1600°C. The change in the composition of the slag during the bubbling process was determined by chemical analysis of samples taken during the melting. Table 1 presents data on the time of reducing the content of zinc oxide in the slag from 7 to 3.5%. With an increase in temperature from 1200 to 1500°C, a sharp intensification of the process occurs. Cooldown time changed from 420 to 15 minutes. In the temperature range of 1550-1600°C, the difference in time is small: the decrease in time is from 11 to 8 minutes, but at T>1550°C, lining destruction is noticeable.
При использовании в качестве восстановителя продуктов конверсии природного газа с α~0,25 в расплаве (1500°С) после восстановления оксида цинка на 90% появляется металлическое железо. Увеличение α выше 0,35 исключает его появление при восстановлении ZnO до 90%. Однако, при этом α>0,5 расход газа, необходимый для восстановления значительно увеличивается. Расход конвертированного газа при α 0,35 в 1,2 раза выше, чем при α 0,25, при α 0,5 - в 1,7 раз, а при α 0,75 в 4 раза.When using natural gas conversion products with α ~ 0.25 in the melt (1500 ° C) as a reducing agent, metallic iron appears by 90% after reduction of zinc oxide. An increase in α above 0.35 excludes its appearance when ZnO is reduced to 90%. However, with α>0.5, the gas flow required for recovery increases significantly. The consumption of converted gas at α 0.35 is 1.2 times higher than at α 0.25, at α 0.5 - 1.7 times, and at α 0.75 4 times.
В таблице 2 представлены данные об изменении расхода газа-восстановителя, необходимого для достижения степени восстановления цинка 90% при различных α, относительно расхода при α 0,25 (температура 1500°С).Table 2 presents data on the change in the flow rate of the reducing gas required to achieve a degree of zinc reduction of 90% at various α, relative to the flow rate at α 0.25 (temperature 1500°C).
Пример 2.Example 2
Шлак свинцовой плавки, содержащий (масс. %): 28,9 Fe, 28,4 SiO2, 0,4 Cu, 8,5 Zn, 1,3 Pb, 7,5 Al2O3, 10,0 СаО, барботировался газом-восстановителем при температурах 1200-1600°С. Изменение состава шлака в процессе барботажа определяли химическим анализом проб, отбираемых по ходу плавки. В таблице 2 представлены данные о времени уменьшения содержания оксида цинка в шлаке с 8,5 до 4,0%. Получены качественно близкие результаты к примеру 1. Время восстановления меняется с 196 до 21 мин. В интервале температур 1550-1600°С разница во времени невелика: уменьшение времени составляет от 18 до 10 мин, но при Т>1550°С заметно разрушение футеровки.Lead slag containing (wt.%): 28.9 Fe, 28.4 SiO 2 , 0.4 Cu, 8.5 Zn, 1.3 Pb, 7.5 Al 2 O 3 , 10.0 CaO, sparged with a reducing gas at temperatures of 1200-1600°C. The change in the composition of the slag during the bubbling process was determined by chemical analysis of samples taken during the melting. Table 2 presents data on the time of reducing the content of zinc oxide in the slag from 8.5 to 4.0%. Qualitatively close results to example 1 are obtained. Recovery time varies from 196 to 21 minutes. In the temperature range of 1550-1600°C, the difference in time is small: the decrease in time is from 18 to 10 minutes, but at T>1550°C, lining destruction is noticeable.
Эффективность предлагаемого способа оценивалась по отгонке цинка как самого массового компонента, а использование газообразного реагента вместо твердого восстановителя позволяет быстрее нагревать как сам газ так и расплав, что сокращает время обработки и уменьшает объем расходуемого газа в процессе обеднения шлакового расплава. Условия реализации способа исключают переход железа в металлическую форму.The effectiveness of the proposed method was evaluated by the distillation of zinc as the most massive component, and the use of a gaseous reagent instead of a solid reducing agent allows faster heating of both the gas itself and the melt, which reduces the processing time and reduces the volume of gas consumed in the process of depletion of the slag melt. The conditions for implementing the method exclude the transition of iron into a metallic form.
Claims (4)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2783094C1 true RU2783094C1 (en) | 2022-11-08 |
Family
ID=
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2041273C1 (en) * | 1992-07-14 | 1995-08-09 | Станислав Сергеевич Паршин | Method for continuous depletion of slag melt containing iron and nonferrous metals |
| SU1132550A1 (en) * | 1983-07-25 | 1996-09-27 | Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов | Copper containing slag procession method |
| RU2169202C1 (en) * | 2000-10-04 | 2001-06-20 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Method of continuous processing of copper concentrate into blister copper |
| RU2354710C2 (en) * | 2007-01-23 | 2009-05-10 | ООО "Институт Гипроникель" | Method for complex reprocessing of metal iron concentrate, containing nonferrous and precious metals |
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1132550A1 (en) * | 1983-07-25 | 1996-09-27 | Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов | Copper containing slag procession method |
| RU2041273C1 (en) * | 1992-07-14 | 1995-08-09 | Станислав Сергеевич Паршин | Method for continuous depletion of slag melt containing iron and nonferrous metals |
| RU2169202C1 (en) * | 2000-10-04 | 2001-06-20 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Method of continuous processing of copper concentrate into blister copper |
| RU2354710C2 (en) * | 2007-01-23 | 2009-05-10 | ООО "Институт Гипроникель" | Method for complex reprocessing of metal iron concentrate, containing nonferrous and precious metals |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2075794C (en) | Treatment of wastes | |
| US5188658A (en) | Method for recovering zinc from zinc-containing waste materials | |
| EP0453151A1 (en) | Process for recovering valuable metals from a dust containing zinc | |
| JPH10502127A (en) | Copper conversion | |
| AU2007204927B2 (en) | Use of an induction furnace for the production of iron from ore | |
| RU2358026C2 (en) | Method of reduction and/or refining of metal containing slag | |
| CN111876611B (en) | Method for deeply removing arsenic, lead, zinc and tin from crude copper by fire refining | |
| JP2010508440A (en) | Recovery of non-ferrous metals from zinc and lead industry byproducts using electrothermal smelting in submerged plasma | |
| CA2624670C (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
| CN111647738A (en) | Method for reduction dearsenification of arsenic-containing copper slag roasting gas base | |
| JPH11172312A (en) | Operation of movable hearth type furnace and movable hearth type furnace | |
| AU739426B2 (en) | Process for reducing the electric steelworks dusts and facility for implementing it | |
| RU2783094C1 (en) | Method for depletion of slag melt containing iron and non-ferrous metals | |
| GB2054657A (en) | Process and installation for the treatment of dust and sludge from blast furnaces, and electric furnaces and converters of steel works | |
| EP0077190A2 (en) | Method and apparatus for the smelting and fuming of tin concentrates | |
| AU732984B2 (en) | Recycling process for brass foundry waste | |
| AU594370B2 (en) | Recovery of volatile metal values from metallurgical slags | |
| JP2009167469A (en) | Method for treating copper-containing dross | |
| CN219793074U (en) | Comprehensive recovery and harmless treatment device for valuable metal elements of copper smelting slag | |
| WO1985001750A1 (en) | Smelting nickel ores or concentrates | |
| RU2688000C1 (en) | Method of pyrometallurgical processing of oxidised nickel ore to obtain ferronickel in a melting unit | |
| RU2682197C1 (en) | Method of pyrometallurgical processing of oxidated nickel ore | |
| RU2364640C1 (en) | Method of processing zinc-containing copper materials | |
| AU2006299743C1 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
| CN116497224A (en) | Comprehensive recovery and harmless treatment device and method for valuable metal elements of copper smelting slag |