SU908893A1 - Charge for processing polymetallic materials - Google Patents

Charge for processing polymetallic materials Download PDF

Info

Publication number
SU908893A1
SU908893A1 SU802932918A SU2932918A SU908893A1 SU 908893 A1 SU908893 A1 SU 908893A1 SU 802932918 A SU802932918 A SU 802932918A SU 2932918 A SU2932918 A SU 2932918A SU 908893 A1 SU908893 A1 SU 908893A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
copper
slag
smelting
fluxes
charge
Prior art date
Application number
SU802932918A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Алихан Гаврилович Сланов
Николай Степанович Крысенко
Виктор Иванович Огородничук
Константин Кузьмич Жаров
Александр Сергеевич Коваленко
Юрий Филиппович Громов
Валентин Епифанович Иванов
Original Assignee
Запорожский индустриальный институт
Константиновский Завод "Укрцинк"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Запорожский индустриальный институт, Константиновский Завод "Укрцинк" filed Critical Запорожский индустриальный институт
Priority to SU802932918A priority Critical patent/SU908893A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU908893A1 publication Critical patent/SU908893A1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

() ШИХТА ДЛЯ ПЕРЕРАБОТКИ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ МАТЕРИАЛОВ() CHARGE FOR PROCESSING POLYMETALLIC MATERIALS

II

Изобретение относитс  к цветной металлургии, в частности к способам переработки отходов цинкового производст ва.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular, to methods for processing waste from zinc production.

Одним из полупродуктов гидрометаллургического способа получени  цинка  вл ютс  цинковые кеки, в которых содержитс , %: цинк 18,0-22,0; свинец 1,5-2,5; медь 1,5-2,5; кадмий 0,1-0,25; окись железа 18,0-20,0; окись кальци  3, двуокись кремни  13,0-15,0; окись алюмини  10,012 ,0; окись магни  1,5-1,9 и сера 6,0-8,0.One of the intermediates of the hydrometallurgical method for producing zinc are zinc cakes, which contain, in%: zinc 18.0-22.0; lead 1.5-2.5; copper 1.5-2.5; cadmium 0.1-0.25; iron oxide 18,0-20,0; calcium oxide 3, silicon dioxide 13.0-15.0; alumina 10,012, 0; magnesium oxide 1.5-1.9 and sulfur 6.0-8.0.

С целью доизвлечени  цинка, кадми  и редких эле ентов цинковые кеки подвергают вельцеванию, сущность которого состоит в том, что кек смешивают с мелким коксом, расход которого составл ет 35,,0 от веса кека и смесь нагревают во вращающейс  трубчатой печи до 1100-1250°С fl. В результате вельцевани  цинковых кеков получают вельц-окислы, в которых содержитс , цинк 57,0-62,0; свинец 10,0-12,0; медь 0,2-0, кадмий 0,5-1,3; сера А,5-55 и клинкер с содержанием, %: цинк 0,5-1,0; свинец 0,4-0, медь 2,5-3,5; окись железа 25,,0; окись кальци  ,66 ,5; двуокись кремни  25,0-27,0; окись алюмини  1,0-25,0; окись магни  0,5-1,0 и сера 6,0-8,0. Вельц- направл ют на гидрометаллургимескую переработку и извлекают из нмх в товарные продукты цинк, кадмий, свинец и редкие элементы. Клинкер вельц-печей  вл етс  полиметаллическим сырьем и подлежит дальнейшей пеf$ реработке с целью извлечени  меди, благородных металлов и доизвлечени  цинка, свинца и редких металлов.In order to further extract zinc, cadmium and rare elements, zinc cakes are subjected to Veltsevania, the essence of which is that the cake is mixed with small coke, the consumption of which is 35,. 0 of the weight of the cake and the mixture is heated in a rotary tubular furnace to 1100-1250 ° C fl. As a result of the balancing of zinc cakes, Waelz oxides are obtained, which contain zinc 57.0-62.0; lead 10.0-12.0; copper 0.2-0, cadmium 0.5-1.3; sulfur A, 5-55 and clinker with the content,%: zinc 0.5-1.0; lead 0.4-0, copper 2.5-3.5; iron oxide 25,, 0; calcium oxide, 66, 5; silicon dioxide 25.0-27.0; alumina 1.0-25.0; magnesium oxide 0.5-1.0 and sulfur 6.0-8.0. Welz is sent to hydrometallurgy processing and zinc, cadmium, lead and rare elements are recovered from nmx to commercial products. Waelz-clinker clinkers are polymetallic raw materials and are subject to further processing in order to extract copper, noble metals, and to further extract zinc, lead, and rare metals.

Наиболее близкой к предлагаемой  вл етс  шихта дл  переработки клинкера вельц-печей 2, содержаща ,%: клинкер вельц-печей 75|0; свинцовомедный штейн 7,0; медно-хлорный кек 3,0; флюс (кварцит + известн к) И,О и кокс 1,0-1,5. При плавке такой ши ты получают медный штейн, содержащи % медь 12,0-18,0; цинк 2,0-3,5; свинец 1,6-2,6; сера 18,0-22,0 и же лезо , возгоны, в которых содержитс , %: цинк 20, свинец 40,,0 и медь 1, и шлаки , содержащие, %. медь 0,22-0,26; цинк 1,6-2,0, свинец 0,,7; окись железа 28,0-32,0, окись кальци  12, 16,0, двуокись кремни  35,0-37,0 и окись алюмини  8,0-12,0. Удовлетворительные результаты при плавке кли кера вельц-печей получаютс  только при добавке в шихту 12,0-1,0 флюсо ( кварцит -f известн к), расход которых в общих затратах на передел сос тавл ет значительную величину. Недостатки переработки шихты так го состава в шахтной печи - необходимость добавл ть в шихту флюсы, чт удорожает плавку и большие потери меди, свинца и цинка со шлаками. До бавка флюсов в шихту не всегда обес печивает равный ход печи. Кроме того , дл  протекани  реакций шлакообразовани  из исходных флюсов вынуждены в шихту плавки добавл ть допол нительно кокс. Цель изобретени  - повышение сте пени извлечени  т желых цветных металлов и удешевление процесса переработки клинкера вельц-печей в шахт ной печи. Поставленна  цель достигаетс  тем, что шихта, содержаща  клинкер вельц-печей, полиметаллический штей медно-хлорный кек, восстановитель и флюсы, дополнительно содержит обо ротный шлак шахтной плавки при следующем соотношении компонентов, вес.: Полиметаллический штейн 8,0-10,0 Медно-хлорный кек2,0-3,0 Восстановитель 1,0-3,0 Флюсы (кварцит + + известн к) 6,0-7,0 Оборотный отвальный шлак . шахтной плавки 6,0-7,0 Клинкер вельц печей Остальное Частична  замена оборотным отвал ным шлаком шахтной плавки флюсов обусловлена тем, что при содержании в шихте 25,0 оборотного отвального шлака шахтной плавки от веса флюсов уже наблюдаетс  положительное вли ние его на ход печи, в зкость получаемых шлаков и разделение продуктов плавки; при содержании в шихте 50,0% оборотного отвального шлака шахтной плавки от веса флюсов получаютс  жидкотекучие шлаки, ровный и спокойный ход печи, хорошее разделение продуктов плавки, несколько повышаетс  проплав печи. При более высоком расходе оборотного отвального шлака наблюдаетс  увеличение в зкости получаемых шлаков и увеличиваетс  содержание меди в них. Поэтому замена большей, чем 50,0 части флюсов оборотным отвальным шлаком, как показала практика, технологически нецелесообразна, так как снижаютс  технико-экономические показатели процесса переработки клинкера вельц-печей в шахтных печах. Шихту предлагаемого состава плав т в шахтной печи. В результате плавки получают медный штейн, куда переход т из клинкера медь и благородные металлы и возгоны, где концентрируютс  цинк, свинец, редкие элементы и отвальный шлак. Каждый из полученных полупродуктов переработки предлагаемой шихты удовлетвор ет требовани м их последующей переработки при высокой степени комплексности использовани  полиметаллического сырь . Средний химический состав клинкера вельц-печей, %: цинк 0,95; свинец 0,0; медь 3,80; сера 7,77; окись железа 25,; окись кальци  6,55; ДВУ окись кремни  2б,4; окись алюмини  15,7; окись магни  0,58; углерод 13,70. Средний химический состав свинцово-медного штейна, %. свинец 15,30; медь 5,37; цинк 2,10; олово 0,17; сурьма 0,12; железо 55,0; сера 18,7; прочие 3,2. Средний химический состав меднохлорного кека, %: цинк 18,48; свинец 7,38; медь 25,12; кадмий 0,1; хлор Средний химический состав оборотного отвального шлака шахтной плавки, %: Zn 2,25; Pb 0,35; Си 0,26; FeO 30,42; CaO 11,51; SiOs 36,3; , 11,56; прочие 7,35. Испытаны шихты следующего состава (см. табл.1),Closest to the offer is the charge for processing Waelz kiln 2 clinker, containing,%: Waelz kiln clinker 75 | 0; lead matte 7.0; copper-chlorine cake 3.0; flux (quartzite + limestone) AND, O and coke 1.0-1.5. When this type of smelting is obtained, copper matte is obtained that contains 12.0–18.0% copper; zinc 2.0-3.5; lead 1.6-2.6; sulfur 18.0–22.0 and iron, sublimates containing,%: zinc 20, lead 40,, 0, and copper 1, and slags containing,%. copper 0,22-0,26; zinc 1.6-2.0, lead 0, 7; iron oxide 28.0-32.0, calcium oxide 12, 16.0, silicon dioxide 35.0-37.0 and alumina 8.0-12.0. Satisfactory results in melting the keel of Waelz furnaces are obtained only with addition of 12.0-1.0 flux (quartzite -f limestone) to the charge, whose total cost of redistribution is significant. The disadvantages of processing the mixture of the same composition in the shaft furnace is the need to add fluxes to the mixture to increase the cost of smelting and large losses of copper, lead and zinc with slags. The addition of fluxes to the charge does not always ensure an equal course of the furnace. In addition, to carry out slag formation from the initial fluxes, additionally coke is forced into the smelting charge. The purpose of the invention is to increase the degree of extraction of heavy non-ferrous metals and reduce the cost of the processing process of Waelz kiln clinker in a shaft furnace. The goal is achieved by the fact that the charge, containing clinker from Waelz kilns, polymetallic copper-chlorine cake, reducing agent and fluxes, additionally contains recycling slag from the smelting mine in the following ratio of components, weight .: Polymetallic matte 8.0-10.0 Copper - chlorine cake 2.0-3.0 Reducing agent 1.0-3.0 Fluxes (quartzite + + limestone) 6.0-7.0 Recyclable waste slag. Mine smelting 6.0-7.0 Clinker of the Waelz furnaces Else Partial replacement of the fluxes by the reusable dump slag of the mine melting is due to the fact that when the charge contains 25.0 recycle slag from the weight of the fluxes, the viscosity of the resulting slags and the separation of smelting products; when the content in the charge is 50.0% of the recycled waste slag from the smelting of the shaft, fluids are flowable from the weight of the fluxes, an even and quiet furnace course, good separation of the smelting products, and a slight increase in the furnace melt. With a higher consumption of recycled waste slag, an increase in the viscosity of the resulting slag is observed and the copper content in them increases. Therefore, replacing more than 50.0 parts of the fluxes with recycled waste slag, as practice has shown, is technologically inexpedient, since the technical and economic indicators of the clinker processing of Waelz kilns in shaft furnaces are reduced. The mixture of the proposed composition is melted in a shaft furnace. As a result of smelting, copper matte is obtained, where copper and precious metals and sublimates move from clinker, where zinc, lead, rare elements and waste slag are concentrated. Each of the obtained semi-products of processing of the proposed mixture satisfies the requirements of their subsequent processing with a high degree of complexity of using polymetallic raw materials. The average chemical composition of the Waelz furnace clinker,%: zinc 0.95; lead 0,0; copper 3.80; sulfur 7.77; iron oxide 25; calcium oxide 6.55; TLD silica 2b, 4; alumina 15.7; magnesium oxide 0.58; carbon 13.70. The average chemical composition of lead-copper matte,%. lead 15.30; copper 5.37; zinc 2.10; tin 0.17; antimony 0.12; iron 55.0; sulfur 18.7; other 3.2. The average chemical composition of copper chlorine cake,%: zinc 18.48; lead 7.38; copper 25.12; cadmium 0.1; chlorine The average chemical composition of recycled waste slag shaft smelting,%: Zn 2.25; Pb 0.35; Si 0.26; FeO 30.42; CaO 11.51; SiOs 36.3; 11.56; other 7.35. Tested mixture of the following composition (see table 1),

5 Т а5 T a

блица 1blitz 1

Содержание компонентов в шихтеДThe content of the components in the charge

8,08.0

3,5 10,53.5 10.5

3,03.0

75,075.0

Из таблицы 6 видно, что частична  замена флюсов отвальным оборотным шлаком шахтной плавки позвол ет получать практически такие же результаты , что и при использовании в качестве флюсов кварцита и известн ка . Практически не измен етс  состав получаемого медного штейна по содержанию меди, но снижаетс  содержание цинка и свинца в нем, что желательно, так как улучшаетс  кондиционность медного штейна как товарного полупродукта. Частична  замена оборотным отвальным шлаком шахтной плавки флюсов приводит к несколько повышенному, по сравнению с составом ранее получаемых шлаков, но практически допустимому содержанию в шлаках: окиси железа на 8,19, окиси алюмини  на 13,62 и допустимому снижению содержани  окиси кальци на 8,21% и двуокиси кремни  1,83%. Улучшаетс  чистота получаемого шлакFrom Table 6 it can be seen that partial replacement of the fluxes with waste dump slag from the smelting shaft allows to obtain practically the same results as when using quartzite and lime as fluxes. The composition of the resulting copper matte is practically unchanged in terms of the copper content, but the content of zinc and lead in it is reduced, which is desirable, since it improves the quality of the copper matte as a commercial intermediate. Partial replacement by recycle dump slag of flux melting in the mine results in a slightly higher, compared to the composition of previously obtained slags, but practically acceptable content in slags: iron oxide by 8.19, aluminum oxide by 13.62 and acceptable reduction in calcium oxide content by 8, 21% and silica 1.83%. The purity of the slag is improved.

08893 .08893.

Плавку шихт провод т в шахтной пеРй« имеющей сечение в области фурм 2,3н при следующих технологических параметрах: упругость дуть  100 - ПО мм рт.ст., расход воздуха мин, удельный проплав 2 т/м в сутки, температура отход щих газов 550-600 с. Продукты плавки с температурой 1100-1150 С The smelting of the charge is carried out in a mine front, having a section in the tuyere of 2.3 n with the following technological parameters: elasticity to blow 100 to software mm Hg, air consumption min, specific melt 2 t / m per day, exhaust gas temperature 550 -600 with. Melting products with a temperature of 1100-1150 С

to выпускают из пеми непрерывно в отстойник , где они раздел ютс  на два сло : шлак выпускают непрерывно из отстойника, а медный штейн по мере накоплени .to be released from the pemi continuously into a settling tank, where they are separated into two layers: slag is released continuously from the septic tank, and copper matte as it accumulates.

Результаты промышленных испытаний шихт, с частичной замен и ({шюсов оборотным отвальным шлаком шахтной плавки показаны в таблице 2 Таблица 2The results of industrial tests of the charge, with partial replacements and ({reusable recycle dump slag from the smelting of the shaft are shown in Table 2 Table 2

за счет снижени  содержани  прочих компонентов. Улучшение состава шлака и штейна наблюдаетс  уже при 25 -ной замене флюсов оборотным отвальным шлаком. Так, штейн получаетс  более кондиционным по содержанию цинка и свинца в нем и в шлаках снижаетс  содержание меди (до 0,25%) цинка (до 1,89) и свинца (до 0,).by reducing the content of other components. An improvement in the composition of the slag and matte is already observed when the flux is replaced by a reworked waste slag. Thus, matte is obtained more conforming to the content of zinc and lead in it and in slags the content of copper (to 0.25%) of zinc (to 1.89) and lead (to 0,) decreases.

Наилучшие результаты получены при замене флюсов сЛоротным отвальным шлаком. В получаемых отвальных шлаках содержание меди равно 0,23 против 0,26% по существующей технологии И несколько лучшие по составу медные штейны (цинк 1,88% против 2,0% и свинец 7,77% противThe best results were obtained when replacing the flux with the rotary waste slag. In the resulting slag dumps, the copper content is equal to 0.23 against 0.26% according to the existing technology. And the copper matte is slightly better in composition (zinc 1.88% versus 2.0% and lead 7.77% versus

8,17%).8.17%).

Claims (2)

Замена флюсов (кварцит, известн к ) оборотным отвальным шлаком шахтной плавки позвол ет снизить в зкость получаемых шлаков и лучше . 7908 раздел ть шлак от штейна, повысить извлечение ценных металлов (золото, серебро, медь, цинк, свинец, и др.) за счет равномерного распределени  шлакосоставл ющих компонентов в объеме шихты и за счет большего перехода в медный штейн извлекаемых металлов , вести процесс плавки более стабильно, уменьшить случаи подвисани  шихты в шахте печи, несколько повысить проплав печи за счет экономии времени на образование шлака из подаваемых в шихту флюсов и уменьшить затраты на ведение процесса плавки за счет экономии затрат на флюсы. Формула изобретени  Шихта дл  переработки полиметаллических материалов, содержаща  полиметаллический штейн, медно-хлорный кек, восстановитель, флюсы и клинкер вельц-печей, отличающа с  8 тем, что, с целью повышени  степени извлечени  т желых цветных металлов и удешевлени  процесса плавки, она дополнительно содержит оборотный отвальный шлак шахтной плавки при следующем соотношении компонентов, весД: Полиметаллический штейн 8,0-10,0 Медно-хлорный кек2, Восстановитель 1,0-3,0 Флюсы6,0-7.0 Оборотный отвальный шлак шахтной плавки 6,0-7,0 Клинкер вельцпечейОстальное Источники информации. прин тые во внимание при экспертизе 1. Лоскутов Ф.М. Металлурги  свинца и цинка, М., 1956, с.. Replacing the fluxes (quartzite, limestone) with a circulating waste slag from the smelting of the shaft makes it possible to reduce the viscosity of the resulting slags and better. 7908 to separate slag from matte, to increase the extraction of valuable metals (gold, silver, copper, zinc, lead, etc.) due to a uniform distribution of slag components in the bulk of the charge and due to a larger transition to recoverable metals in copper matte more stable, reduce cases of charge suspension in the furnace shaft, slightly increase the furnace melt by saving time for slag formation from the fluxes fed to the charge and reduce the costs of running the smelting process by saving costs for fluxes. Claims for processing polymetallic materials containing polymetallic matte, copper-chlorine cake, reducing agent, fluxes and wael-kiln clinker, characterized in 8 by the fact that, in order to increase the degree of extraction of heavy non-ferrous metals and reduce the cost of the smelting process, it additionally contains circulating dump slag of the smelting shaft in the following ratio of components, weightD: Polymetallic matte 8.0-10.0 Copper-chlorine cake 2, Reducing agent 1.0-3.0 Flux6.0-7.0 Revolving dump slag of the shaft smelting 6.0-7, 0 Clinker led etspechEyOstal Sources of information. taken into account in the examination 1. Flaps F.M. Metallurgists of lead and zinc, M., 1956, with .. 2. Цветна - металлурги . Извести  вузов 19б1, N 5, с.. .2. Tsvetna - metallurgists. Lime universities 19b1, N 5, with ...
SU802932918A 1980-06-04 1980-06-04 Charge for processing polymetallic materials SU908893A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802932918A SU908893A1 (en) 1980-06-04 1980-06-04 Charge for processing polymetallic materials

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802932918A SU908893A1 (en) 1980-06-04 1980-06-04 Charge for processing polymetallic materials

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU908893A1 true SU908893A1 (en) 1982-02-28

Family

ID=20899053

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU802932918A SU908893A1 (en) 1980-06-04 1980-06-04 Charge for processing polymetallic materials

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU908893A1 (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN100392123C (en) Recovery of non-ferrous metals from zinc residues
CN1040229C (en) Process for producing pig iron and cement clinker
RU2126455C1 (en) Method of producing high-grade nickel matte
SU908893A1 (en) Charge for processing polymetallic materials
CN85101919A (en) By contain tin and/reclaim the method for precious metals in the zinc raw material
FI71578C (en) Process for producing raw lead from sulfur-containing oxidic acid raw materials.
RU2592009C1 (en) Method of processing nonferrous metallurgy intermediate products containing lead, copper and zinc
SU996491A1 (en) Method for processing polymetallic copper-containing sulfide concentrates
CN207749159U (en) Combined Treatment antimony smelting blast furnace slag and lead slag-removed system
CA2565643C (en) Operation method of copper smelting
RU2820617C1 (en) Method of extracting metals from electronic scrap
RU2249055C1 (en) Method for pyrometallurgy reprocessing of copper-containing materials
SU469351A1 (en) Method of reprocessing tin-containing materials
US3524743A (en) Method of processing fly dusts containing sulphur,and smelter mixed oxides or other mixed oxides containing zinc and lead
JPH0152453B2 (en)
CN113584322B (en) Smelting method and smelting system for copper-lead-zinc containing concentrate
US4300949A (en) Method for treating sulfide raw materials
RU2025521C1 (en) Method to process refractory gold-bearing sulfide raw material
SU802387A1 (en) Method of combined processing of copper-lead mattes and clinker of rotary-kiln
US4076523A (en) Pyrometallurgical process for lead refining
SU908880A1 (en) Method for processing storage battery scrap
SU1498805A1 (en) Method of reprocessing storage-battery scrap
US1910286A (en) Process for recovering metals such as tin, lead, antimony, or the like
SU488872A1 (en) Fuel-reducing sulphidizer for pyrometallurgical processes
SU717920A1 (en) Method of processing tin-containing materials