SE440918B - Forfarande for utvinning av metallverdena i zinkhaltiga blyravaror - Google Patents
Forfarande for utvinning av metallverdena i zinkhaltiga blyravarorInfo
- Publication number
- SE440918B SE440918B SE8400625A SE8400625A SE440918B SE 440918 B SE440918 B SE 440918B SE 8400625 A SE8400625 A SE 8400625A SE 8400625 A SE8400625 A SE 8400625A SE 440918 B SE440918 B SE 440918B
- Authority
- SE
- Sweden
- Prior art keywords
- slag
- reduction
- lead
- zinc
- carried out
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/02—Obtaining lead by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/04—Obtaining zinc by distilling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
10
NfÛGlSZSf-ii-S
steg koks eller annat lämpligt reduktionsmedel till smältan och reduktion
genomföres under värmetillförsel och under rotation av konvertern.
I en senare Boliden-patentansökan, SE-A 8302486-9, beskrives ett enstegsför-
farande, där reduktionsmedel tillsättes tillsammans med blyråvarorna. Detta
förfarande får betraktas som ett förfarande där den oxiderande smältningen
och reduktíonen av smältan genomföres simultant och även detta förfarande
innefattas således av den definition av blyframställningsförfaranden som
omfattas enligt uppfinningen.
Det har hittills inte varit möjligt att i samma ugnsenhet utvinna zinkinnehållet
vid sidan av bly och eventuella övriga metallvärden i blyrâvarorna. Det normala
tillvägagängssättet är att den efter utvinning av bly kvarvarande slaggen
överföres till en separat ugnsenhet för ytterligare reduktion och avrykning
av zink. Ett sådant förfarande, som kallas slag-fuming, beskrives exempelvis
i Min.Mag. (Aug 1965), Vol. 113, No 2, sid 114-122.
Vid smältning och reduktion av blyrâvaror vid användning av inledningsvis
beskrivna processer är reduktionsförloppet mycket selektivt och om reduktíonen
brytes vid en blyhalt i slaggen av ca 1 à 2% förekommer endast liten zinkavryk-
ning, dvs avdestillation av zink. En bidragande orsak till detta förhållande
kan vara att det inte förekommer nâgra koncentrationsgradienter i smältan
och ej heller någon genomströmning av gas genom smältan. Detta har medfört
problem vid sådana processer, i de fall zinkhaltiga material alls kunnat upparbe-
tas, eftersom man eftersträvat att av processkäl utvinna åtminstone den
väsentliga delen av zinkvärdena i ett och samma steg. Detta innebär att man
för att säkerställa att ingen zinkavrykning alls äger rum i smältreduktionssteget
måste avbryta reduktíonen vid blyhalter över 2-396, vilket innebär problem
när slaggen sedan behandlas i ett separat slaggbehandlingssteg, exempelvis
genom slag-fuming. I detta andra slaggbehandlingssteg avrykes då genom
reduktion vid hög temperatur såväl resterande blyinnehâll som hela zinkinne-
hàllet, varvid bly- och zinkvärdena tilvaratages som en s.k. blandoxid efter
oxidation i gasfas. Denna blandoxid kräver ett ytterligare separationssteg
för eliminering av blyínnehället i åtminstone väsentlig utsträckning innan
zinkvärdena kan utnyttjas för vidare upparbetning till zinkprodukter.
»nu .__
..._
"šåšwïoifïifiiif
Bßiüüßflåi-S
Det har nu emellertid överraskande visat sig möjligt att selektivt i samma
ugnsenhet utvinna såväl bly- som zinkvärdena ur en zinkhaltig blyrävara vid
blyframställningsprocesser av inledningsvis angivet slag om framställningen
genomföres i enlighet med förfarandet enligt föreliggande uppfinning, vilket
förfarande kännetecknas av de steg som framgår av tillhörande patentkrav.
Smältningen enligt uppfinningen genomförs så att det bildas en smälta inne-
fattande en slagg, i vilken bly, zink och eventuellt andra mer oädla av de
i blyrâvaran förekommande elementen, förekommer i oxidisk form. Nödvändiga
slaggbildare tillsättes i mängder avpassade att ge slaggen en trögflytande
konsistens vid vald reduktionstemperatur åtminstone när blyhalten i slaggen
sjunkit till värden under 1 á 2%. Reduktionen av smältan genomföras med
fast kolhaltigt reduktionsmedel, exempelvis kol eller koks, vilket bringas
att inblandas i och även bilda en suspension med slaggen. Härvid kommer
reduktionsmedlet att "inbakas" i den trögflytande (viskösa) slaggen. Reduk~
tionsmedlet hâlles suspenderat i slaggen åtminstone under den senare delen
av reduktionsperioden, då zinkreduktionen skall äga rum. Zinkreduktionen
sker enligt uppfinningen snabbt, när blyhalten i slaggen på grund av utreduktion
av bly och bildning av en räblysmälta sjunkit till 1 á296. Genom inverkan
av det i slaggen finfördelade reduktionsmedlet reduceras zinkoxiden i slaggen
till metallisk zink, som avryker som zinkånga vid de reducerande förhållanden
och den temperatur som gäller för reduktionen.
En sannolik förklaring till att zink kan avrykas enligt uppfinningen är att
i slaggen sker koloxidbildning genom slaggens svagt oxiderande verkan på
det fasta reduktionsmedlet enligt
C + Oslagg ___: CO
Den bildade koloxiden reagerar i sin tur med zinkoxiden i slaggen enligt
ZnO
' + CO i Zn + CO
slagg
2
Den enligt reaktionen bildade koldioxiden fâr på grund av slaggens stora visko-
sitet en väsentligt förlängd uppehållstid vilket gynnar dess benägenhet att
PQQ ta
84Ûfl625=~å
reduceras av det likaledes i slaggen i suspensionen befintliga fasta reduktions-
medlet enligt Boudouard-reaktionen
C02 + C g 2 CO
Koloxiden som alltså också bildas i slaggen går till ytterligare reduktion av
zinkoxid.
Pâ detta sätt effektiviseras zinkreduktionen och zink kan, om man valt en
slaggsammansättning som är viskös även vid hög temperatur, avdrivas ur
slaggen vid praktiskt taget stökiometrisk âtgâng av reduktionsmedel (räknat
på kolmängden).
Det är svårt att ange någon exakt slaggsammansättning för genomförande
av förfarandet, då slagger och särskilt silikatslagger kan uppvisa förhöjd visko-
sitet vid mycket varierande sammansättningar. Allmänt kan dock sägas att
man skall sträva efter att välja en slaggsammansättning som bibehåller förhöjd
viskositet även vid temperaturer i intervallet 1050-1300°C och eventuellt
även däröver. Om slaggen är en järnkalciumsilikatslagg erhålles god effekt
vid slaggsammansättningar med följande innehåll av huvudkomponenterna:
-3096 SiOz, 25-3596 CaO, (2596 FeO och 5-1096 MgO + A12O3. Varje
metallurg kan med kännedom om reduktionstemperatur och eventuella flussande
komponenter i slagg bestämma en för varje enskilt fall lämplig sammansättning.
En lämplig sammansättning har visat sig vara ca 25% SiOZ, ca 30% CaO,
ca 20% FeO och 6-896 MgO + A12O3.
Eftersom PbO i allmänhet gör slaggens flytbarhet bättre är det inget krav
eller ens önskvärt att slaggen skall vara särskilt viskös under blyreduktions-
fasen. Det är först när blyhalten i slaggen sjunkit till under ca 2% som zinkre-
duktion inträder och det är således slaggens sammansättning efter utreduktion
av huvudmängden av blyet som är avgörande för zinkreduktionsresultatet.
För att upprätthålla reduktionsmedlet i suspension med slaggen, omröres
lämpligen slaggen kraftigt. Omröringen kan ske på många sätt, genom mekanisk,
ÉÉoa
_25
84-006 25~3
pneumatisk eller elektrisk inverkan, men det är synnerligen lämpligt att genom-
föra omröringen genom ugnsrotation. För att möjliggöra genomförande av
förfarandet i en och sam ma ugnsenhet väljes då företrädesvis en roterkonverter,
exempelvis av Kaldo-typ, för smältningen. En ytterligare fördel med roterkon-
vertrar av denna typ som smält- och reduktionsenhet är, att dessa är synner-
ligen lämpliga vid hantering av viskösa slagger. Man behöver inte riskera
att ugnsdriften störs av lokala igensättningar, exempelvis på grund av bildade
stelnade slaggklumpar eller att seg slagg fastnar i eller tränger in i formor
och dysor och sätter igen dessa.
Reduktionstemperaturen bör vid zinkavrykningen ligga inom intervallet 1150-
1250°C, men även lägre temperaturer kan bli nödvändiga pá grund av slaggens
sammansättning. I sådana fall försämras naturligtvis kínetíken för zínkreduk-
tionen. Även högre temperaturer, upp till 1300°C och t o m däröver kan använ-
das under förutsättning att slaggens viskositet kan hållas tillräckligt hög.
Reduktionen av såväl bly som zink kan ytterligare paskyndas om fast karbonat-
haltigt material tillsättes slaggen förutom reduktionsmedlet. Även karbonat-
materialet skall bringas i suspension med slaggen för att dess positiva inverkan
på reduktionen skall kunna utnyttjas.
Uppfinningen skall nu ytterligare beskrivas i en föredragen utföringsform
i form av exempel.
Exemæl
En blandning bestående av 24 t av ett blykoncentrat innehållande bl a 59,396 Pb,
7,596 Zn, 0,996 S, 1,896 Fe, 3,796 S102 + Al203 samt 3,8%C (föreliggande
som karbonat) jämte 6t av ett annat blykoncentrat innehållande 58,196 Pb,
8,396 Zn, 3,596 S, 1,296 Fe, 2% SiOZ + Al2O3 samt 4,26% C (föreliggande som
karbonat) tillsattes i satser om ca 6 t under 2 h till en Kaldo-konverter. Dess-
utom tillsattes i varje sats 1,2 t kalksten och 0,6 t järnoxid som slaggbildare.
I första satsen tillsattes också 0,8 t kvarts, medan i övriga satser tillsattes
0,3 t koks.
šbgg Qrianirr
Müflfiíšfl
Chargen uppvärmdes och smältes med hjälp av en olje-syrgasbrännare, varvid
oljeåtgângen under uppvärmning och smältningen uppgick till 30751 och syre-
åtgângen '(690 Nms. Själva smältningen tog 240 min, medan förvärmníngen
tog 80 min. Efter ca 160 min smältning, då blyhalten i slaggen genom reduktion
sjunkit till under 2%, började slaggen bli vískös. Temperaturen ökades något
till ca 1100°C och upprätthölls sä under ytterligare ca 80 min, varvid zinkav-
rykning ägde rum. Zinkhalten sjönk därvid från ca 15% till ca 196. Efter avslutad
zinkreduktion uttogs 8 t slagg innehållande 1,59» Pb, 1,096 Zn, 14,696 Fe,
27,596 SiO2, 2,996 MgO, 4,196 A12O3 och 27,996 CaO. Bly uttogs i form- av
ca 20 t räblysmälta innehållande 99,696 Pb. Från den utgående ugnsgasen
kunde ca 2 t Zn utvinnas i gasreningssystemet.
Claims (6)
1. Förfarande för utvinning av metallvärdena ur zinkhaltiga blyrâvaror genom oxiderande smältning och reduktion av bildad smälta, k ä n n e t e c k - n at av att smältningen genomföres i en ugn under tillsats av slaggbildare till bildning av en slagg som vid vald reduktionstempeatur och låga blyhal- ter är trögflytande, att redaktionen genomförs under tillsats av fast kolhaltigt reduktionsmedel till slaggen, att reduktíonsmedlet bringas att bilda en suspen- sion med slaggen, att suspensionen upprätthâlles åtminstone under en senare fas av reduktionsperioden, när blyhalten i slaggen sjunkit till under ca 1-2%, då zinkreduktíon äger rum, att zink uttages ur ugnen som zinkânga och bly och eventuella andra metallvärden som en råblysmälta.
2. Förfarande enligt krav 1, k ä n n e t e c k n a t av att slaggen ges en sammansättning som vid reduktionstemperaturen och blyhalter <296 ger en flytbarhet motsvarande den som erhålles vid en järnkalciumsilikatslagg innehållande 20-3096 SíOZ, 25-3596 Ca0,<2596 FeO och 5-1096 MgO + A12O3.
3. Förfarande enligt krav 2, k ä n n e t e c k n a t av att slaggen innehåller ca 25% S102, ca 3096 CaO, ca 2096 FeO och 6-896 MgO + Al2O3.
4. Förfarande enligt något av krav 1-3, k ä' n n e t e c k n a t av att suspen- sionen upprätthâlles genom kraftig omröring av smältan.
5. Förfarande enligt något av krav 1-4, k ä n n e t e c k n a t av att zinkre- duktionen genomföres vid temperaturer inom intervallet 1050-1300°C, företrä- desvis 11so-1zso°c.
6. Förfarande enligt något av krav 1-5, k ä n n e t e c k n a t av att fast karbonathaltigt material tillsättes slaggen jämte reduktionsmedlet. PÜÛR QUALITY
Priority Applications (13)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE8400625A SE440918B (sv) | 1984-02-07 | 1984-02-07 | Forfarande for utvinning av metallverdena i zinkhaltiga blyravaror |
IN967/DEL/84A IN162085B (sv) | 1984-02-07 | 1984-12-28 | |
AU37323/85A AU565803B2 (en) | 1984-02-07 | 1985-01-04 | Refining of lead by recovery of materials containing tin or zinc |
CA000472259A CA1233027A (en) | 1984-02-07 | 1985-01-17 | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
ZA85383A ZA85383B (en) | 1984-02-07 | 1985-01-17 | A method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
US06/696,095 US4571260A (en) | 1984-02-07 | 1985-01-29 | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
MA20568A MA20344A1 (fr) | 1984-02-07 | 1985-02-01 | Procede pour recuperer des metaux dans des matieres contenant de l'etain et/ou du zinc |
EP85850038A EP0153914A1 (en) | 1984-02-07 | 1985-02-04 | A method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
DD85273045A DD234444A1 (de) | 1984-02-07 | 1985-02-05 | Verfahren zur wiedergewinnung der metallweste von zum und/oder zink enthaltenden materialien |
JP60021585A JPS60187635A (ja) | 1984-02-07 | 1985-02-06 | スズおよび亜鉛を含有する物質から金属有価物を回収する方法 |
ES540183A ES540183A0 (es) | 1984-02-07 | 1985-02-06 | Un metodo de recuperacion de los metales de materiales que contienen por lo menos uno de los metales cinc y estano |
PL25186885A PL251868A1 (en) | 1984-02-07 | 1985-02-07 | Method of recovering metals from tin and/or zinc containing raw materials |
CN198585101919A CN85101919A (zh) | 1984-02-07 | 1985-04-01 | 由含有锡和/锌原料中回收有价值金属的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE8400625A SE440918B (sv) | 1984-02-07 | 1984-02-07 | Forfarande for utvinning av metallverdena i zinkhaltiga blyravaror |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SE8400625D0 SE8400625D0 (sv) | 1984-02-07 |
SE8400625L SE8400625L (sv) | 1985-08-08 |
SE440918B true SE440918B (sv) | 1985-08-26 |
Family
ID=20354632
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SE8400625A SE440918B (sv) | 1984-02-07 | 1984-02-07 | Forfarande for utvinning av metallverdena i zinkhaltiga blyravaror |
Country Status (6)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS60187635A (sv) |
CN (1) | CN85101919A (sv) |
DD (1) | DD234444A1 (sv) |
IN (1) | IN162085B (sv) |
SE (1) | SE440918B (sv) |
ZA (1) | ZA85383B (sv) |
Families Citing this family (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2009041051A (ja) * | 2007-08-07 | 2009-02-26 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | スラグフューミング方法 |
RU2469114C1 (ru) * | 2011-03-29 | 2012-12-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Институт Гипроникель" | Способ переработки оловосодержащих материалов |
CN103540762B (zh) * | 2012-07-11 | 2015-06-17 | 陕西锌业有限公司 | 一种工频无心感应电炉熔铅除铜精炼工艺 |
CN102925702B (zh) * | 2012-11-14 | 2014-11-26 | 江西自立环保科技有限公司 | 一种用底部侧吹炉回收铜、锌、锡、铅的工艺 |
CN103060571B (zh) * | 2013-01-21 | 2014-03-26 | 北京科技大学 | 一种火法回收电路板铜阳极泥分银渣铅锡的方法 |
JP2014196560A (ja) * | 2013-03-08 | 2014-10-16 | Dowaメタルマイン株式会社 | 金属回収方法 |
CN104060104B (zh) * | 2014-05-13 | 2016-04-13 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 底吹炼锡工艺 |
BE1025769B1 (nl) * | 2017-12-14 | 2019-07-08 | Metallo Belgium | Verbeterde pyrometallurgische werkwijze |
CN109881017A (zh) * | 2019-01-15 | 2019-06-14 | 湖南工业大学 | 一种锡烟灰悬浮硫化-吸风氧化分离金属锡的方法及其工艺系统 |
CN115011814B (zh) * | 2022-06-09 | 2023-08-22 | 浙江亚通新材料股份有限公司 | 一种从波峰焊产生锡渣中高效回收锡的方法 |
-
1984
- 1984-02-07 SE SE8400625A patent/SE440918B/sv not_active IP Right Cessation
- 1984-12-28 IN IN967/DEL/84A patent/IN162085B/en unknown
-
1985
- 1985-01-17 ZA ZA85383A patent/ZA85383B/xx unknown
- 1985-02-05 DD DD85273045A patent/DD234444A1/de unknown
- 1985-02-06 JP JP60021585A patent/JPS60187635A/ja active Pending
- 1985-04-01 CN CN198585101919A patent/CN85101919A/zh active Pending
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
SE8400625D0 (sv) | 1984-02-07 |
IN162085B (sv) | 1988-03-26 |
DD234444A1 (de) | 1986-04-02 |
CN85101919A (zh) | 1987-01-10 |
ZA85383B (en) | 1985-09-25 |
SE8400625L (sv) | 1985-08-08 |
JPS60187635A (ja) | 1985-09-25 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN116732344A (zh) | 富含锂的冶金矿渣 | |
SE440918B (sv) | Forfarande for utvinning av metallverdena i zinkhaltiga blyravaror | |
US4571260A (en) | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc | |
FI65809C (fi) | Pyrometallurgiskt foerfarande foer raffinering av raokoppar eler kopparskrot | |
SE441189B (sv) | Forfarande for framstellning av metalliskt bly genom smeltreduktion | |
US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
FI78125B (fi) | Foerfarande foer behandling av jaernhaltiga koppar- eller koppar/zinksulfidkoncentrat. | |
US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
US1414491A (en) | Method for the recovery of metallic values from slag | |
US3262773A (en) | Process for the removal of arsenic, antimony, tin and other acid oxide producing impurities from copper | |
CA1153561A (en) | Separation of antimony | |
US3607232A (en) | Refining lead | |
US1982873A (en) | Treatment of beryllium-bearing ores | |
AP617A (en) | Recovery of metal values from slags in an open arc D.C. furnace. | |
US1989734A (en) | Production of bismuth | |
US1569483A (en) | Process for the treatment of oxidic raw materials | |
RU2224034C1 (ru) | Способ извлечения металлов платиновой группы | |
US1642358A (en) | Method of treating lead dross | |
US1785247A (en) | Recovery of metallic elements and alloys | |
SU996488A1 (ru) | Способ переработки отработанных аккумул торных батарей | |
SU947209A1 (ru) | Способ обезмеживани шлаков свинцовой шахтной плавки | |
US1098854A (en) | Process for separating bismuth from copper. | |
SU1421960A1 (ru) | Способ удалени настылей в шахтных печах | |
US378136A (en) | And frederick | |
RU2123536C1 (ru) | Способ переработки плавов щелочного рафинирования свинца |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
NUG | Patent has lapsed |
Ref document number: 8400625-3 Effective date: 19900215 Format of ref document f/p: F |