SU595409A1 - Способ электропечного обеднени олов нных расплавленных шлаков - Google Patents
Способ электропечного обеднени олов нных расплавленных шлаковInfo
- Publication number
- SU595409A1 SU595409A1 SU752175052A SU2175052A SU595409A1 SU 595409 A1 SU595409 A1 SU 595409A1 SU 752175052 A SU752175052 A SU 752175052A SU 2175052 A SU2175052 A SU 2175052A SU 595409 A1 SU595409 A1 SU 595409A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- tin
- slag
- slags
- electric furnace
- depletion
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
.1
Изобретение относитс к цветной металлургии , в частности к способам обеднени оловосодержащих шлаков.
Известен способ обеднени конвертерных шлаков медно-никелевого производства путем плавки в электродуговой печи под слоем твердого углеродистого восстановител на ванне жидкого штейна (извлекаюш,а фаза) без перемешивани {.
Наиболее близким к изобретению вл етс способ электропечного обеднени олов нных расплавленных шлаков перед фыомингованием под слоем твердого углеродистого восстановител на -металлической извлекающей фазе 2.
Однако такие способы имеют малую скорость обеднени шлаков по содержанию ценных цветных металлов, особенно при низких температурах, ниже 1250°С.
Цель изобретени - увеличение удельной производительности шлакоперерабатываюш,их устаиовок, снижение эксплуатационных затрат .
Достигаетс это тем, что обеднение ведут при соотношении по весу между извлекающей фазой и обедн емым шлаком 1 : (2-5) в присутствии интерметаллического восстановител и при перемешивании путем подачи в расплав газообразных продуктов неполного сгорани углеродистого топлива с коэффициентом расхода воздуха 0,8-0,9 и расходом продуктов сгорани 5-10 на 1 т шлака, что позвол ет увеличить удельную производительность шлакоперерабатывающих установок и снизить эксплуатационные затраты.
В качестве добавки в расплав интерметаллических восстановителей олова используют железо, чугун, кремний, ферросилиций, оловосодержащие гартлинги, железистые съемы п др.
Обеднение оловосодержащих шлаков ос}ществл ют на металлической извлекающей фазе, при этом расходуют пнтерметаллические восстановители в зависимости от содержани олова в шлаке, например в количестве 1-4% ферросилици (с 77% кремни ) от веса шлака , при содержании в нем олова соответственно 5-20 вес. %, т. е. на каждые 5 вес. % олова в шлаке рас.ходуетс 1 вес. % ферросилици .
Указанный расход газа (продуктов неполного сгорани топлива) ускор ет процессы восстановлени окислов олова интерметаллическими восстановител ми, способствует коагул ции мелкодисперсных корольков металлического олова в жидком шлаке и обеспечивает более полное выделение их в донную извлекательную фазу.
Соотношение между донной металлической извлекающей фазой и обедн емым шлаком в
печи по весу расплава поддерживают в пределах от 1 :2 до I : 5. При этом создаютс наиболее благопри тные услови дл перемешивани жидких фаз, восстановлени и выделени олова в донную фазу.
Содержание свинца в составе олов нносвинцовой металлической извлекающей фазы от 25 до 70 вес. %, соответственно содержание олова в сплаве составл ет 70-25 вес. % при содержании прочих примесей (медь, железо , цинк, благородные и другие металлы) до 5 вес. % от суммы олова и свинца.
Благодар такому составу извлекающей фазы цри прочих равных услови х растворимые потери олова в железистых щлаках минимальны .
Обработку щлакового расплава в электропечи ведут при 1050-1240°С в течение 30- 90 мин, в зависимости от содержани олова в исходном расплаве.
Пример 1. Полученные в результате восстановительной плавки в руднотермической дуговой электропечи олов нных концентратов л :елезистые богатые оловом щлаки с содержанием , например, около 15 вес. % олова и 18 вес. % закиси железа после проплава определенного количества концентрата коп т в печи до создани в ней ванны щлака глубиной около 1000 мм в количестве 10 т (в зависимости от площади пода печи) и о бедн ют в этой же печи, где плав т концентрат, следующим образом.
На ванну щлакового расплава в печь загружают твердый углеродистый восстановитель- коксик в количестве, необходимом дл создани и поддержани в период обеднени на поверхности щлакового расплава сло коксика толщиной около 150 мм (с учетом восстановител , который остаетс в нечи после плавки концентратов). В электропечи после восстановительной плавки концентратов кроме щлака оставл ют черновое олово в количестве 2 т (избыточное черное олово выпускают из печи ), что составл ет соотнощение по весу между извлекающей фазой и щлаком 1 ; 5.
Расплав в электропечи разогревают до 1240°С и загружают в него интерметаллический восстановитель - ферросилиций, крупностью 15 мм и содержанием 77 вес. % кремни , в количестве 3% от веса щлака, т. е. 300 кг.
Одновременно с загрузкой в расплав ферросилици щлак в ванне перемещивают путем вдувани в него сверху (через погружную фурму) продуктов сгорани природного газа с коэффициентом расхода воздуха а 0,8 и абсолютным расходом продуктов сгорани 5 на 1 т обедн емого щлака. Операцию перемещивани ванны расплава и его нагрева (до 1240°С) в электропечи производ т до получени в обедненном щлаке не более 3 вес. % олова. Окончание операции обеднени контролируют с помощью редиаометрического экспресс-анализа проб щлака, отбираемых из печи, на содержание в нем олова.
В рассматриваемом примере содержание
олова в обедненном щлаке, равное 3 вес. %,
при содержании в нем около 20 вес. % закиси
железа достигаетс через 90 мин от начала
загрузки ферросилици .
По окончании операции обеднени щлак из электропечи выпускают до уровн щлаковой летки, расположенной -на 200 мм выще поверхности металла, и затем в жидком виде
направл ют во фьюминговую печь, дл доработки его до отвального щлака, содержапдего 0,1-0,15% олова, известным методом.
После этого в электропечи наплавл ют из концентратов новую порцию богатого щлака,
процесс обеднени повтор ют неоднократно.
По окончании операции обеднени металл
из электропечи выпускают и направл ют на
рафинирование от железа, например, путем
центрифугировани . Полученные при этом
железистые съемы загружают в электропечь в период обеднени щлака, использу содержащиес в них железо и другие металлы в качестве интерметаллических восстановителей олова. Черновое олово по известной технологии перерабатывают до марочного олова.
Пример 2. Процесс обеднени щлака осуществл ют также, как в примере 1, за исключением того, что на 10 т щлака с содержанием в нем 15 вес. % олова в электропечи оставл ют 5 т черного олова, что составл ет соотнощение по весу между извлекающей фазой и щлаком 1 :2, перемещивают расплав продуктами сгорани природного газа с коэффициентом 0,9 расхода воздуха и расходом продуктов сгорани в количестве 10 на 1 т обедн емого щлака. При этом за 60 мин продолжительности периода обеднени щлака (вместо 90 мин в примере 1) при прочих равных услови х (состав и количество обедн емого щлака, расход интерметаллических восстановителей и пр.) содержание олова в обедненном щлаке достигает почти 3 вес. % и закиси железа 20 вес. %. Пример 3. Обеднение оловосодержащих
щлаков производ т в отдельной от плавки олов нных концентратов электропечи и на металлической извлекающей фазе, содержащей , кроме олова, значительное количество свинца, следующим образом.
В дуговой электропечи рудно-термического типа наплавл ют олов нно-свинцовый металлический сплав следующего состава: 65 вес. % свинца и 35 вес. % олова, в количестве 5 т. Из другой печи, где плав т оловосодержащие
материалы, в электропечь обеднени заливают 10 т богатого оловом железистого щлака с содержанием 15 вес. % олова и 18 вес. % закиси железа, что составл ет соотнощение по весу 1 :2 между извлекающей фазой и щлаком . Электропечь включают под токовую нагрузку и расплав разогревают до 1240°С. Одновременно в расплав загружают 300 кг ферросилици с содержанием 77 вес. % кремни и перемещивают расплав в электропечи продуктами сгорани природного газа с коэффициентом расхода воздуха ,8 и абсолютным расходом продуктов сгорани 5 на 1 т шлака.
После обработки шлака в течение 30 мин на олов нно-свинцовой извлекающей фазе содержаиие олова в обедненном шлаке снижают до 1 вес. % при содержании в нем 20 вес. % закиси железа.
Обедненный шлак выпускают из электропечи н направл ют на фьюминго-вую установку. Далее из печи по част м выпускают 2,5 т олов нно-свинцового сплава и разливают его в ковши.
Затем в электропечь загружают или заливают 2,5 т свежей порции олов нно-свннцового сплава (65 вес. % свинца и 35 вес. % олова ), заливают следуюш,ие 10 т исходного богатого оловом шлака и операцию обеднени шлака в электропечи повтор ют.
Черновой металлический сплав, выпущенный из электропечи, охлаждают в ковшах, снимают с него железистые съемы или гартлинг , которые затем загружают в электропечь в качестве интерметаллических восстановителей в очередной операции обеднени шлака. Свинцово-олов нный сплав после его рафинировани от вредных примесей направл ют дл изготовлени припоев или других олоБ нно-свинцовых изделий.
Длительность операции фьюминговани предварительно обедненных шлаков с содержанием в них 1-3 вес. % олова и 20 вес. % закиси железа до отвальных шлаков, содержащих 0,1 -15 вес. % олова, составл ет около 2 ч. Фьюмингование же богатых шлаков с содержанием 15 вес. % олова длитс 6-9 ч, т. е. суммарное врем процесса обеднени шлаков в электропечи и на фьюминговой установке до отвальных шлаков в 2-3 раза меньше , чем при фьюминговании необедненных богатых шлаков.
Таким образом, применение предложенного способа электропечного обеднени богатых олов нных шлаков перед их фьюмингованием позвол ет увеличить не менее чем в два раза общую производительность металлургических
агрегатов, перерабатывающих шлаки, и соответственно обеспечивает снижение эксплуатационных затрат.
Кроме того, предварительное перед фьюмингованием обеднение олов нных шлаков повышает пр мое извлечение олова из концентратов в металл, уменьшает количество олова, переход щее в возгоны, и этим самым повышает КПД пылеулавливающих установок н снижает безвозвратные потерн олова.
По предварительным расчетам применение предлагаемого способа электронечного обеднени олов нных шлаков перед фьюмингованием только на одном предпри тии позволит получить экономический эффект в сумме, не менее 250 тыс. руб. в год.
Способ может быть использован п дл обеднени кобальтосодержащих шлаков медно-никелевого производства.
Claims (2)
1.Авторское свидетельство СССР № 112307, кл. С 22В 7/04, 1956.
2.Пветные металлы. 1971, № 5, с. 29-32.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU752175052A SU595409A1 (ru) | 1975-09-09 | 1975-09-09 | Способ электропечного обеднени олов нных расплавленных шлаков |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU752175052A SU595409A1 (ru) | 1975-09-09 | 1975-09-09 | Способ электропечного обеднени олов нных расплавленных шлаков |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU595409A1 true SU595409A1 (ru) | 1978-02-28 |
Family
ID=20632613
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU752175052A SU595409A1 (ru) | 1975-09-09 | 1975-09-09 | Способ электропечного обеднени олов нных расплавленных шлаков |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU595409A1 (ru) |
-
1975
- 1975-09-09 SU SU752175052A patent/SU595409A1/ru active
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2476611C2 (ru) | Извлечение металлов из отходов, содержащих медь и другие ценные металлы | |
KR101145957B1 (ko) | 아연 잔류물로부터 비철 금속의 회수 방법 및 장치 | |
CN106676269A (zh) | 处理氰化尾渣的方法 | |
CA1303862C (en) | Method for working-up waste products containing valuable metals | |
SU595409A1 (ru) | Способ электропечного обеднени олов нных расплавленных шлаков | |
AU594370B2 (en) | Recovery of volatile metal values from metallurgical slags | |
US3091524A (en) | Metallurgical process | |
FI64191C (fi) | Foerfarande foer tillvaratagande av nickel ur nickel-jaern-slagg eller nickelmalm av laog grad | |
RU2114200C1 (ru) | Способ переработки отходов свинца, содержащих сурьму, олово и медь | |
RU2105073C1 (ru) | Способ обработки ванадиевого шлака | |
RU2150523C1 (ru) | Способ алюминотермического переплава пылевидной фракции изгари цинка | |
SU393336A1 (ru) | Способ извлечения никеля, кобальта и меди из расплавленных шлаков | |
RU2125106C1 (ru) | Способ переработки отработанных свинцово-кислотных аккумуляторов | |
RU2102497C1 (ru) | Способ выплавки ванадийсодержащей стали в дуговой электропечи | |
SU753918A1 (ru) | Способ переработки отходов легированных сталей и сплавов | |
JP2619254B2 (ja) | 非鉄製錬炉の操業方法 | |
SU872585A1 (ru) | Шихта дл получени анодного сплава,содержащего платиновые и благородные металлы | |
SU1089144A1 (ru) | Способ выплавки ванадийсодержащих сталей | |
Davey et al. | Davey Desilverizing Process at Penarroya’s Noyelles-Godault Lead Refinery | |
SU1694678A1 (ru) | Сплав дл легировани стали | |
SU773088A1 (ru) | Флюсовый способ производства низкокремнистого углеродистого ферромарганца | |
SU956574A1 (ru) | Способ выплавки низкоуглеродистых медьсодержащих высокохромистых сталей | |
SU446557A1 (ru) | Способ выплавки кремнийванадиевого сплава | |
US2369029A (en) | Smelting of nonferrous materials | |
SU697586A1 (ru) | Сплав дл легировани стали |