Claims (1)
в зкости расплава и псекращению возгонки олбваи Присутствие больших количеств маг нетитЗГ (более Ю вес.% ) в расплаве приводит к вспениванию расплава при очередной загрузке шихты. По мере обеднени расплава оловом абсолютное количество серы в расплаве снижают до 1 вес.%, что отвечает отнесению серы к олову 5-6;1 (1-3 вес.% серы при содержании олова 0,5-0,2 вес.%). При этом количестве серы в расплаве содержание магнетита не превышает 10 вес.%. Изменение содержани серы в распл ве достигаетс регулированиемо ;от 1 В период плавки шихты и интенсивной возгонки олова до 0,9 в период доизвлеченй остатков олова из раЪпл ва. Данна величина tii обеспечивает сохранение нужного количества в расплаве и преп тствует росту количества магнетита в расплаве по мере снижени в нем содержани серы. Другим приемом регулировани соде жани серы в рас.плаве вл етс режим загрузки шихты в печь. Загрузка шихт в зависимости от содержани серы и олова в сырье осуществл етс в течение выбранного цикла переработки садки шихты. При содержании олова, например, 3-5 вес.% и серы 12-18 вес.% период плавки шихты выбираетс более коротКИМ - 40% времени цикла, а при содержании олова 3 сырье 1,5-3 вес.% и серы 18-25 вес.% период плавки уве личиваетс до 90%. Укороченный период плавлени шихт в первом случае при оС $ 1,7 позвол е сохран удельную производительность процесса, сохранить нужное количество серы на более длительный период дорабо ки богатого по олову расплава при более ot во избежании чрезмерного образовани магнетита. Во втором случае значительный избыток серы позвол ет успешно вести возгонку олова в темпе дуть при сС 1,7 в процессе плавки шихты с получением к концу загрузки шихты шл на, близкого по содержанию олова к Ьтвальному (0,1 вес.%). При соблюдении yKa3aji toi параметр исключаетс образованию самосто тел ной донной штёйновой фазы и пpeдoтвp щаетс вспенивание расплава. Извлечение олова-в возгоны с содержанием свьш1е 50 вес.% олова достигает не м нее 90 вес.% с получением отвальных шлаков, содержащих 0,1 вес.% олова. С такой высокой степенью извлёкаютс в возгоны и сопутствующие цветные м . таллы такие как свинец, цинк и др. В случае загрузки шихты посто нн го химического состава в темпе пода чи топливо-воздушной смеси в печь представл етс возможным исключить период доработки расплава и осуществить непрерывный лроцесс плавки-возгонки олова с получением отвальных шлаков. В отличие от известных способов предлагаемый может осуществл тьс без добавки твердого восстановител . Пример. В качестве исходного оловосодержащего сырь используют бедный сульфидный концентрат состава , вес.%: олово 3,4, сера 22-25, железо 22-24, ишшь к 0,8, кремнезем 30, цинк 0,7 и свинец 0,12. Переработку указанного бедного концентрата производ т в кессонированной фьюмин говой печи с площадью пода около 4 м, работающей на смеси воздух-мазут . Загрузку концентрата в печь осуществл ют после очередного выпуска отвального шлака Из печи по уровень верхней шЛаковой летки, т.е. в печи остаетс от предыдущей плавки примерно 1/3 шлака, весом 3-4 т. Концентрат загружают в печь под дутьем на оставшийс расплав через загрузочную течку с помощью тарельчатого питател . Загрузку концентрата производ т в течение примерно 1 ч. равно-мерно , небольшими порци г швесом от 400 до 2 кг. Всего за плавку в печь указанного размера iaarpyжают до концентрата. Дл сниже ни в зкости расплава и улучшени служивани фурм вместе с концентратом загружгиот известь до содержани в расплаве Ю вес.% окиси кальци (можно осуществл ть это и без добавки извести). В период загрузки и примерно в течение 30 мин после окончани загрузки происходит расплавление концентрата, постепенное окисление сульфидов железа, ошлакование образовавшихс окислов железа и отгонка олова и других металлов, например свинца, цинка и пр. При этом расход воздуха, вдуваемого в печь, поддерживают максимально возможный - 6500-7500 , мазута расходуют около 500 л/ч, т.е. коэффициент расхода воздуха сжигани мазута составл ет 1,3-1,4. После достижени жидкотекучего состо ни расплава и окислени основной массы сульфидов производ т операцию доводки шлакового расплава до содержани в нем 0,1 вес.% олова. Эта операци длитс ЗО мин или занимает 25% времени всей плавки. Б этот период при посто нном, у1 занном выше расходе воздуха увеличивают расход мазута до 650 л/ч , что соответствует коэффициенту расхода воздуха . При окончании доводки, т.е. при снижении содержани в расплаве олова до 0,1 вес.% и серы до 1-3 вес.%, 2/3 расплава выпускают из печи через « верхнюю шлаковую летку и направл ют в отвеш, после чего технологический цикл повтор ют. Контроль процесса окислени сульфидов и отгонки олова выполн ют путем отбора проб шлака из печи по ходу плавки и их экспрессанализа на содержание олова и магнетитной и сульфидной фракций. В результате продувки расплава получеиы;возгоны , содержащие 5Ь-60 вес.% олова, которые были уловлены в электрофильтрах и вл ютс конечной продукцией процесса. Формула изобретени Спосюб переработки оловосодер ащих материалов во фьюминговой печи, 4 1 в включающий совмещенные плавку и продувку расплава, отличаюшийс тем, что, с целью снижени эксплуатационных затрат, повышени извлечени олова и сопутствующих цветных металлов, загрузку твердых оловосодержащих материалов производ т в течение времени технологического цикла переработки при отношении загружаемой твердой шихты к весу остаточного расплава в пределах 1:30 - 1:60 в 1 мин, а подачу топливо-воздушной смесиосуществл ют в зависимости от содержани серы в расплаве с коэффициентом расхода воздуха в пределах 0,9-1,7.viscosity of the melt and intersection of the sublimation of the albumin. The presence of large amounts of magnetotSG (more than 10 wt.%) in the melt leads to foaming of the melt during the next charge loading. As the tin melts are depleted, the absolute amount of sulfur in the melt is reduced to 1 wt.%, Which corresponds to the assignment of sulfur to tin 5-6; 1 (1-3 wt.% Sulfur with a tin content of 0.5-0.2 wt.%) . With this amount of sulfur in the melt, the content of magnetite does not exceed 10 wt.%. A change in the sulfur content in the melt is achieved by regulating it; from 1 During the smelting of the charge and the intensive sublimation of tin to 0.9 during the period of additional extraction of tin residues from the melt. This tii value ensures the preservation of the required amount in the melt and prevents the increase in the amount of magnetite in the melt as its sulfur content decreases. Another method of regulating the sulfur content in the melt is the mode of loading the charge into the furnace. The charge is loaded depending on the content of sulfur and tin in the raw material during the selected processing cycle of the charge charge set. When the tin content is, for example, 3-5 wt.% And sulfur, 12-18 wt.%, The smelting period of the charge is chosen to be shorter than 40%, and when the tin content is 3, the feedstock is 1.5-3 wt.% And sulfur 25 wt.% The melting period increases to 90%. The shortened melting period of the charge in the first case at oC $ 1.7 allows preserving the specific productivity of the process, preserving the required amount of sulfur for a longer period of refining the tin-rich melt with more ot in order to avoid excessive formation of magnetite. In the second case, a significant excess of sulfur allows the sublimation of tin to be successfully blown at cC 1.7 during the smelting of the charge to obtain, by the end of the charge loading, slag close in tin to the tail (0.1 wt.%). If the yKa3aji toi is observed, the parameter is excluded from the formation of an independent bottom bottom-line phase and melt foaming is prevented. Extraction of tin — into sublimates with the content of 50% by weight of tin reaches no less than 90% by weight with the production of waste slags containing 0.1% by weight of tin. With such a high degree they are extracted into sublimates and the accompanying colored m. talles such as lead, zinc, etc. In the case of charging a mixture of constant chemical composition at the rate of supplying the fuel-air mixture to the furnace, it is possible to eliminate the period of melt processing and carry out continuous melting-sublimation of tin to produce dump slags. In contrast to the known methods, the proposed method can be carried out without the addition of a solid reducing agent. Example. As the initial tin-containing raw material, a poor sulfide concentrate of composition is used, wt.%: Tin 3.4, sulfur 22-25, iron 22-24, ish 0.8, silica 30, zinc 0.7 and lead 0.12. The processing of said poor concentrate is carried out in a coffered fusion furnace with a hearth area of about 4 m, working on an air-fuel oil mixture. The concentrate is loaded into the furnace after the next discharge of waste slag. From the furnace to the level of the upper grating, i.e. about 1/3 of slag, weighing 3–4 tons, remains from the previous smelting in the kiln. The concentrate is loaded into the kiln under blast for the remaining melt through the charging chute using a plate feeder. The concentrate is loaded for about 1 hour in a uniform, small portions with a weight of 400 to 2 kg. Just for melting in the furnace of the specified size iaarpyzhayut to concentrate. In order to reduce the viscosity of the melt and improve the serving of the tuyeres together with the concentrate, load lime to the content in the melt of 10 wt.% Calcium oxide (this can be done without the addition of lime). During the charging period and about 30 minutes after the loading is completed, the concentrate is melted, the iron sulfides are gradually oxidized, the iron oxides formed are slagged and the tin and other metals, such as lead, zinc, etc. are distilled off. possible - 6500-7500, fuel oil consumes about 500 l / h, i.e. The combustion air consumption rate is 1.3-1.4. After reaching the flowable state of the melt and oxidizing the bulk of the sulphides, the slag melt is brought to a content of 0.1 wt.% Tin. This operation takes 30 min. Or takes 25% of the time of the entire heat. During this period, with a constant air flow rate that is higher, the fuel oil flow rate is increased to 650 l / h, which corresponds to the air flow ratio. At the end of finishing, i.e. by reducing the content in the melt of tin to 0.1 wt.% and sulfur to 1-3 wt.%, 2/3 of the melt is discharged from the furnace through the upper slag tap and sent to the weigher, after which the technological cycle is repeated. Monitoring of the process of sulphide oxidation and the distillation of tin is performed by sampling slag from the furnace during smelting and their rapid analysis for the content of tin and magnetite and sulphide fractions. As a result of melt purging, sublimates containing 5-6% by weight of tin were collected in electrostatic precipitators and are the final product of the process. The invention includes a method for processing tin-containing materials in a fusion furnace, 4 1 including combining melting and blowing a melt, characterized in that, in order to reduce operating costs, increase the recovery of tin and related non-ferrous metals, loading solid tin-containing materials takes place during technological time. the reprocessing cycle with the ratio of the charged solid charge to the weight of the residual melt within 1:30 - 1:60 in 1 min, and the supply of the fuel-air mixture is carried out depending on obsession with sulfur in the melt flow rate ratio in the range 0.9-1.7.