OD Ф СО Изобретение относитс к цветной металлургии, в частности к способам переработки полиметаллических сульфи ныж материалов. Известен способ переработки полиметаллических сульфидных материалов, включающий обработку их в расплавлен ном состо нии природным газом под слоем цинковистого шлака. При продувке расплава сульфидных материалов природным газом под слоем цинковистых шлаков в штейновой ванне протекают реакции восстановлени сульфидов свинца с образованием серо водорода. Параллельно восстанавли ваютс окислы и силикаты цинка в шла козой ванне. Образовавшийс цинк в газовой фазе св зывает сероводород с образованием сульфида цинка С1 Недостатком известного способа вл етс то, что ведение процесса до полного восстановлени сульфида свинца влечет за собой восстановлени некоторой части сульфида меди и образовавша с металлическа медь, переход в черновой свинец, загр зн ет его. Кроме того, при переработке медно-свинцовых концентратов этим способом не удаетс получить достаточно высокое извлечение меди в штей и свинца в черновой свинец. Цель изобретени вл етс увеличение извлечени металлов и повышени качества продуктов. Цель достигаетс тем, что согласн способу переработки полиметаллически сульфидных материалов, включающему п дувку их в расплавгЗнном состо нии газами под слоем цинковистого шлака, продувку ведут в две стадии - на пер вой.стадии расплав продувают природным газом в течение 60-80 мин до получени чернового свинца с содержани меди 0,1-0,5 и штейна с содержанием свинца 28-30%, на второй стадии полученный штейн продувают сначала воз в течение 30-60 мин, а затем природным газом в течение 20-25 мин до получени товарного штейна с содержанием свинца 6-9%. Причем расход природного газа и воздуха на обеих стади х составл ет 20-25 нм/ч на 1 печи. В первой стадии при продувке расплава менее 60 мин не достигаетс достаточного восстановлени сульфида свинца, а продувка более 80 мин ведет к восстановлению сульфида меди, что загр зн ет черновой свинец. Расход природного газа в первой стадии менее 20 нм /ч увеличивает врем ведени процесса, а более.J 25 приводит к неполному использованию природного газа, что зкойбмически невыгодно. Также при расходе более 25 происходит разбрызгивание расплава и образование настылей в верхней части печи. Во второй стадии при продувке рас-, плава воздухом с расходом 20-25 в течение 30-60 мин обеспечиваетс окисление сульфида .железа и перевод его в шлак. При этом уменьшаетс количество штейна, что ведет к увеличению содержани меди и свинца в нем и уменьшению потерь свинца при последующем восстановлении природным га зом. При времени продувки менее 30 мин не удаетс в достаточной мере ошла,ковать железо, что ведет к увеличению попотерь свинца со штейном и к получению более бедного по меди штейна. Это затрудн ет его дальнейшую переработку. При продувке расплава более 6О мин происходит окисление свинца и увеличение его потерь со шлаком. Дальнейша продувка природным газом во второй стадии с расходом 2025 в течение 20-25 мин обеспечивает восстановление сульфида свинца и получение качественного штейна. Предлагаемый способ опробован в лабораторном , укрупненно-лабораторном и полупромышленном масштабах. В полупромышленном масштабе перерабатывалс медно-свинцовый концентрат , состав которого следующий, %: РЬ 28,5; Си 8,1; Zn Й,0; Fe 15,3; As 0,7; Sb 0,15; S 30,0. Данный концентрат имеет высокое содержание меди (3,U), цинка (1,0) и серы (30), что затрудн ет его отдельную переработку существующими способами с получением приемлемых технико-экон9мических показателей. Восстановление велось под слоем цинковистого шлака, содержащего 13,5% ZnO и 32,k% FeO. В электропечь загружали 12 т материала и плавили. После набора ванны печи глубиной 50 см расплав продували природным ггзом в течение 75 мин с расходом газа 22 . По истечении этого времени прекращали подачу , газа. На средней нагрузке печи производили отстой расплава в течение 20 мин. Затем выпускали черновой сви;Нец , который направл ли на рафинирование . Штейн оставл ли в печи. Пример 1. В первой стадии продувку вели 55 мин с расходом природного газа 25 HMVM. Получили промежуточный штейн с содержанием свинца 1. Состав чернового свинца по содержанию основного металла и приме сей был на приемлемом уровне ( содерж ние свинца составило , меди 0 ,3)- Однако извлечение свинца в черновой металл составило 80, т.е. значительно ниже, чем при проведении процесса в пределах установленных параметров. Полученный промежуточный штейн с содержанием свинца переpaбatывaли на второй стадии. Пров.еде ние. второй стадии в пределах установ ленных параметров не позволило получить доварный штейн необходимого качества (содержание свинца в штейне составило вместо 6-9 Пример 2. В первой стадии продувку пр иродным газом вели 85 мин .с расходом 23 на 1 м . Получили черновой свинец с содержанием меди 1,2, содержание меди в штейне составило 32. Дальнейша переработка этого штейна во второй стадии позволила получить товарный штейн необходимого качества: .содержание меди в нем составило k6;8%, свинца 7 ,%. Извлечение меди в штейн при этом снизилось до,76%. П р и мер 3. В первой стадии продувку вели 70 мин с расходом газа 17 . МП Получили промежуточный штейн с содержанием свинца k2%. Состав чернового свинца, извлечение его в черновой металл, показатели второй стадии аналогичны примеру; .. . пример. Продувку расплава в обеих стади х природным газом и воздухом вели с расходом 30 . при продолжительности продувки в пределах установленных параметров. Продолжительность продувки в первой стадии составила 70 мин, во второй стадии воздухом - kS мин, природным газом - 22 мин. Составы чернового свинца: свинец 95,3%; медь 0,18%, состав товарного штейна: свинец 29,66%; цинк 10,88%; медь 39,13%, сера обща 18,65%. Однако суммарный расход природного газа на весь проV CL Ч на 1 М или в 1j6 раза. Кроме того, увеличение расхода газа в единицу времени 1 1 привело к разбрызгиванию ванны и образованию в верхней части печи настылей , которые не позвол ли эксплуатировать печь. Пример 5 Первую стадию процесса продувки провели в оптимальном режиме. Расплав продували природным газом в течение 75 мин с расходом газа 22 . м. Во второй стадии сначала уменьшили врем продувки воздухом до 20 мин и газом до 15 мин .при оптимальном их расходе 22 им /ч-м. Затем уменьшили расхо газа и воздуха до 19 нм/ч на 1 м при оптимальной продолжительности продувки воздухом S мин и газом 25 мин. В обоих случа х получили штейн с содержанием меди 37-38%, железа 23-25%, свинца 1.ft-l6%. Повышенное содержание в штейне железа и свинца в сравнении с составом товарного штейна привело к увеличению его выхода и снижению извлечени свинца в черновой металл до 85-86%. .Пример 6. Первую стадию про.цесса восстановлени провели в оптиВрем продувки сомальном режиме, расход газа 22 им /чх ставило 70 мин, f. . Во второй стадии увеличили врем Продувки воздухом до 70 мин и природным газом до 30 мин. Получили штейн с содержанием меди 55% Значительна часть меди перешла в свинец, содержание меди в свинце составило ,8%. Извлечение меди в штейн составило 75%. Пример 7. В первой стадии продувку вели в течение 60 мин с pacxqдом природного газа 20 . Получили промежуточный штейн с содержанием свинца 30%. Содержание свинца в черновом свинце составл ло 9,8%, меди в черновом свинце содержалось 0,32%.. Полученный промежуточный штейн с содержанием свинца 30% перерабатывали во второй стадии. Врем продувки воздухом составл ло 30 мин, а природным газом - 20 мин с их расходом 20 на 1 н. Содержание свинца в товарном штейне составило 9%. Пример В.В первой стадии продувку вели в течение 80 мин с расходом природного газа 25 нм /ЧмЛ Содержание свинца в промежуточном штейне составило 28%. Черновой свинец содержал 95,5% свинца и 0,28% меди.ODF CO. The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular, to methods for processing polymetallic sulfide materials. A method of processing polymetallic sulphide materials is known, which includes treating them in a molten state with natural gas under a layer of zinc slag. When purging the melt of sulfide materials with natural gas under a layer of zinc slags in a matte bath, lead sulphide reduction reactions occur with the formation of hydrogen sulphide. In parallel, the oxides and zinc silicates were reduced in the goat bath. The zinc formed in the gas phase binds the hydrogen sulfide to form zinc sulfide C1. The disadvantage of the known method is that leading the process until the complete reduction of lead sulfide entails the recovery of some part of copper sulfide and formed with metallic copper, the transition into rough lead clogs him. In addition, in the processing of copper-lead concentrates, this method fails to obtain a sufficiently high recovery of copper in the matte and lead in the rough lead. The purpose of the invention is to increase metal recovery and improve product quality. The goal is achieved by agreeing with the method of processing polymetallic sulphide materials, including melting them in a melt state under the zinc slag layer, purging is carried out in two stages — at the first stage, the melt is blown with natural gas for 60-80 minutes to produce a rough lead with a copper content of 0.1–0.5 and matte with a lead content of 28–30%; in the second stage, the matte obtained is first blown in for 30–60 min and then with natural gas for 20–25 min to produce a matte with lead content of 6-9%. Moreover, the consumption of natural gas and air at both stages is 20-25 nm / h per furnace. In the first stage, when the melt is blown down for less than 60 minutes, lead sulfide is not sufficiently reduced, and blowdown for more than 80 minutes leads to the recovery of copper sulfide, which contaminates the rough lead. The consumption of natural gas in the first stage of less than 20 nm / h increases the time of the process, and more. J 25 leads to incomplete use of natural gas, which is disadvantageously disadvantageous. Also, at a flow rate of more than 25, a melt is sprayed and wall formations occur in the upper part of the furnace. In the second stage, the purging of the melt by air with a flow rate of 20–25 for 30–60 min ensures oxidation of the iron sulfide and its conversion into slag. In this case, the amount of matte decreases, which leads to an increase in the content of copper and lead in it and a decrease in lead loss during subsequent recovery by natural gas. With a purge time of less than 30 minutes, it is not sufficiently gone, forging iron, which leads to an increase in loss of lead with matte and in obtaining a poorer in copper matte. This makes it difficult to recycle. When the melt is blown for more than 6 minutes, lead is oxidized and its loss increases with slag. Further purging with natural gas in the second stage with a flow rate of 2025 for 20–25 min ensures the recovery of lead sulfide and obtaining high-quality matte. The proposed method was tested on a laboratory, integrated laboratory and pilot scale. On a semi-industrial scale, copper-lead concentrate was processed, the composition of which is as follows,%: РЬ 28.5; Si 8.1; Zn TH, 0; Fe 15.3; As 0.7; Sb 0.15; S 30.0. This concentrate has a high content of copper (3, U), zinc (1.0) and sulfur (30), which makes it difficult to separate processing by existing methods to obtain acceptable technical and economic indicators. The reduction was carried out under a layer of zinc slag containing 13.5% ZnO and 32, k% FeO. 12 tons of material were loaded into the electric furnace and melted. After the set of the bath of the furnace with a depth of 50 cm, the melt was purged with natural gas for 75 minutes with a gas flow rate of 22. After this time, the supply of gas was stopped. On average furnace load, melt sludge was produced for 20 minutes. Then the draft was released; Net, which was sent for refining. The matte was left in the oven. Example 1. In the first stage, the purge was conducted 55 minutes with a consumption of natural gas 25 HMVM. An intermediate matte with a lead content of 1 was obtained. The composition of the rough lead in terms of the content of the base metal and impurities was at an acceptable level (the content of lead was copper 0, 3) - However, the extraction of lead in the rough metal was 80, i.e. significantly lower than when carrying out the process within the established parameters. The resulting intermediate matte with lead content was processed in the second stage. Check. of the second stage, within the established parameters, it was not possible to obtain additional quality matte matte (the lead content in matte was 6-9 instead of Example 2. In the first stage, natural gas was purged for 85 min. with a consumption of 23 per 1 m. copper 1.2, the copper content in the matte was 32. Further processing of this matte in the second stage yielded marketable matte of the required quality: the copper content in it was k6; 8%, lead 7,%. Copper extraction in matte decreased to , 76%. P p and m p 3. In the first stage, the purge was conducted for 70 minutes with a gas flow rate of 17. MP An intermediate matte with a lead content of k2% was obtained. The composition of the rough lead, its extraction into the rough metal, the indicators of the second stage are similar to the example; ... example. stages with natural gas and air were conducted at a flow rate of 30. with a purge duration within the established parameters. The purge duration in the first stage was 70 min, in the second stage with air - kS min, with natural gas - 22 min. The composition of the draft lead: lead 95.3%; copper 0.18%, the composition of the commodity matte: lead 29.66%; zinc 10.88%; copper is 39.13%; sulfur is total 18.65%. However, the total consumption of natural gas for the entire proV CL H per 1 M or 1j6 times. In addition, an increase in gas consumption per unit of time 1 1 led to the splashing of the bath and the formation of scum in the upper part of the furnace, which did not allow the furnace to be operated. Example 5 The first stage of the purge process was conducted optimally. The melt was purged with natural gas for 75 minutes with a gas flow rate of 22. In the second stage, at first, the time for purging with air was reduced to 20 minutes and gas to 15 minutes at an optimum flow rate of 22 them / h-m. Then, the gas and air consumption was reduced to 19 nm / h per 1 m with the optimal duration of the blowout with air S min and gas 25 min. In both cases, a matte with a copper content of 37–38%, iron (23–25%), lead (1.ft – l6%) was obtained. The increased content of iron and lead in the matte compared with the composition of the commodity matte led to an increase in its yield and a decrease in the extraction of lead into the draft metal to 85-86%. Example 6. The first stage of the reduction process was carried out in the optical mode of blowing through the somal mode, the gas flow rate of 22 them / h was set at 70 minutes, f. . In the second stage, the air purging time was increased to 70 minutes and natural gas to 30 minutes. A matte with a copper content of 55% was obtained. A significant part of copper was converted to lead, the copper content in lead was 8%. Copper extraction in matte was 75%. Example 7. In the first stage, the purge was conducted for 60 min with pacxq of natural gas 20. Received an intermediate matte with a lead content of 30%. The lead content in the rough lead was 9.8%, the copper in the rough lead contained 0.32%. The resulting intermediate matte with lead content of 30% was processed in the second stage. The purge time for air was 30 minutes, and natural gas, 20 minutes at a rate of 20 per n. The lead content in the product matte was 9%. Example B. In the first stage, purging was carried out for 80 minutes with a consumption of natural gas of 25 nm / CmL The lead content in the intermediate matte was 28%. Draft lead contained 95.5% lead and 0.28% copper.
Полученный промежуточный штейн с содержанием свинца 2S% перерабатывали во второй стадии. Врем продувки воздухом составл ло бО мин и природным газом 25 мин с их расходом 25 им /Чм, Содержание бвйнца в товарн : )м штейне составило 6%.The resulting intermediate matte with a lead content of 2S% was processed in the second stage. The air purge time was 25 min for natural gas and 25 min / PM for their natural gas. The bwyn content in the commodity market was 6%.
Использование предлагаемого спо-г соба переработки сульфидных полиметаллических материалов обесп1ечивает по сравнению с известным способом следующие преимущества: увеличение извлечени свинма в черновой свинец с 70-8U до 88-§3%, меди в штейн с 79-81 до 83-88, повышение качества чернового свинца и товарного штейна, что создает благопри тные услови при их дальнейшей переработке .The use of the proposed method for processing sulphide polymetallic materials provides, in comparison with the known method, the following advantages: an increase in the extraction of pig iron into rough lead from 70-8U to 88% 3, of copper to matte from 79-81 to 83-88, an increase in quality rough lead and marketable matte, which creates favorable conditions for their further processing.