SU996491A1 - Method for processing polymetallic copper-containing sulfide concentrates - Google Patents
Method for processing polymetallic copper-containing sulfide concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- SU996491A1 SU996491A1 SU813337068A SU3337068A SU996491A1 SU 996491 A1 SU996491 A1 SU 996491A1 SU 813337068 A SU813337068 A SU 813337068A SU 3337068 A SU3337068 A SU 3337068A SU 996491 A1 SU996491 A1 SU 996491A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- copper
- coke
- zone
- sublimates
- charge
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
1one
Изобретение относитс к цветной металлургии и может быть использовано при электроппавке попиметалпических медьсодержащих сульфидных концентратов.The invention relates to non-ferrous metallurgy and can be used in electropavage of copper-containing copper-containing sulphide concentrates.
Известен способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов электроплавкой с подачей известн ка, конвертерного шлака, пирита и коксика в восстановительной атмосфере. Способ предусматривает снижение потерь цветных металлов со шлаками путем загрузки в шлаковый торец печи пиритной , руды или-пиритного концентрата 1.There is a method of processing polymetallic copper-containing sulfide concentrates by electrofusion with the supply of lime, converter slag, pyrite, and coke in a reducing atmosphere. The method involves reducing the loss of non-ferrous metals with slags by loading into the slag end of the furnace pyrite, ore or pyrite concentrate 1.
Недостатком этого способа вл етс низкое извлечение РЪ и Zn в возгоны. The disadvantage of this method is the low extraction of Pb and Zn in sublimates.
Наиболее близким к изобретению вл -етс способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов элёктроплавкой с подачей конвертерного шлака, известн ка и кокса, при 20 соотношении известн к: кокс равном 23:1 2.The closest to the invention is a method of processing polymetallic copper-containing sulphide concentrates by electrofusion with supply of converter slag, limestone and coke, with a ratio of 20 limestone to coke equal to 23: 1 2.
Основной недостаток этого способа заключаетс в низком извпечении РЪ иThe main disadvantage of this method is the low output of Pb and
Zh в возгоны, соответственно 8,5О% и - 9,80%. При конвертировании полученного штейна всего около 5О% CMiHua извлекаетс в возгоны, 25-30% свинцу переходит в шлаки первого периода ивозвра- щаетс обратно в электропечь, остальна часть 2О-25% остаетс в белом матте. При последующей продувке белого магта металлический свиней концентрируетс в меди, некотора часть его окисл етс и переходит в шлаки второго периода. Дтш, получени качественной черновой меди производ т передув меди, при этом происходит дополнительное окисление и ошла кование свинца, сопровождаемого значитель№1М окислением меди. Цинк в количестве 75-80% переходит в шлаки периода, и возвращаетс обратно в электропечь и только 20-25% от общего количества в штейне переходит в возгоны.Zh in sublimates, respectively 8,5О% and - 9,80%. When converting the obtained matte, only about 5% of CMiHua is extracted into sublimates, 25-30% of lead goes into slags of the first period and is returned back to the electric furnace, the remaining part of 2O-25% remains in white matte. During the subsequent purging of white magta, the metal of the pigs concentrates in copper, some of it is oxidized and goes into slags of the second period. The production of high-quality rough copper is carried out by overproduction of copper, in which case additional oxidation and separation of lead occurs, followed by significant copper oxidation. Zinc in the amount of 75-80% goes into slags of the period, and returns back to the electric furnace, and only 20-25% of the total amount in the matte turns into sublimates.
Цель изобретени - повышение извлечени свинца И цинка в возгоны. The purpose of the invention is to increase the recovery of lead and zinc in sublimates.
Поставленна цель достигаетс тем, что электроплавку полиметаллических мвдьсодер: {ащих сульфидных концентратов с подачей известн ка, кокса и конвертер ного шлака ведут с разделением ванны расплава на зону плавлени и зону восстановлени , причем в последнюю подают кокс и известн к послойно в соотношении 1:(4-8). Процесс осуществл ют в электропечи разделенной вертикальной перегородкой, не доход щей до наклонного пода на шве части. В большей части ее - зоне плавлени происходит расплавле1ше концентра та и накопление штейна, а в меньшей части - зоне восстановлени да расплавленный концентрат послойно загружают кокс и известн к. При этом, вначале загружают кокс, на него опускают элек троды, а затем подают известн к. Это позвол ет в районе электродов в зоне восстановлени получить температуру 2000с. В ЭТИХ услови х из восстанови тельной шихты (коксик и известн к) пол чаетс карбид кальци . Взаимодействие непрерывно образующегос карбида кальци с компонентами расплава приводит к восстановлению окислов свиниа, цинка, меди и железа, свинец и цинк возгон ютс . Образующеес металлическое желе зо, проход через слой расплава, взаимо действует с неуспевшими восстановитьс окислами цветных металлов. В результате чего восстановленные свинец и цинк возгон ютс в газовую фазу, а медь и металлическое железо по наклонному поду стекают в зону плавлени . При этом раствор сь в штейне они металлизируют его. В металлизированном штейне протекают реакции способствующие вытеснению свинца и цинка и шлак. Вытесненные из штейна в зоне плавлени свинец и цинк переход т в шлак и в зону восстановлени , где они возгон ютс . Таким образом, в этих услови х осуществл етс максимальное извлечение свинца и цинка в возгоны. Нижний предел восстановительной шихты, соотношение кокса и известн ка 1:4, примен етс при минимальном наличии в исходной шихте окислов железа или при минимальной подаче конвертерно го шлака. При наличии в исходной шихте большого количесгва окислов железа или при максимальной подаче конвертерного шлака необходимо работать на верхнем пределе восстановительной шихты, соотношение кокса и известн ка 1:8. 9 14 Способ позвол ет за счет лучшей от.- онки свинца и цинка в возгоны и восстас«лени меди из шлака и удалени ее зону плавлени , получать отвальные лаки бед№1е по uBeriaJM металлам и оэтому пригодные дл изготовлени троительных материалов и литых изделий. Способ опробован в укрупненй -лабораторных услови х на шестиэлектродной ечи с наклонным подом и разделенной вертикальной перегородкой на две зоны. Пример 1. Исходный концентрат в количестве 100 кг плав т в электропечи с добавкой 31,5 кг конвертерного шлака. На расплавленную до 12ОО°С шихту в зоне восстановлени загружают 2 кг кокса и на него опускают электроды, затем сверху загружают 8 кг извести .ка (соотношение кокс: известн к равно 1:4). Процесс ведут до полного выгорани восстановительной шихты. Получаетс : штейн в количестве 65,6кг; шлак - 6О,8 кг; возгоны - 9,1 кг. Извлечение в возгоны составл ет: Pt - 88,07 и In - 86,94. Пример 2. Исходный концентрат в количестве 86 кг плав т в электропечи с добавкой 44,5 кг конвертерного шлака. На расплавленную до.1200°С шихту в зоне восстановлени загружают 4 кг кокса и на него опускают электроды , затем сверху загружают 24 кг известн ка (соотношение кокс:известн к равно 1:6); Процесс ведут до полного выгорани восстановительной шихты. Получаетс : штейн в количестве 59,7кг шлак - 71,8кг; воагоны - 12 кг. Извлечение в возгоны составл ет: Pt).- 96,4 и Zn- 92,4. П р И|М ер 3. Исходный концентрат в количество 1ОО кг плав т в электропечи с добавкой 31,5 кг конвертерного шлака. На расплавленную до 1200 шихту в зоне восстановлени загружают 6 кг кокса и на него опускают электроды , затем сверху загружают 48 кг известн ка (соотношение коксик : известн к равно 1:8). Процесс ведут до полного выгорани восстановительной шихты. Получаетс : штейн в количестве 58,7 кг; шлак - 83,1 кг; возгоны 13 ,7 кг. Извлечение в возгоны составл ет: РЪ - 96,4% и Zn - 96,06%. Таким образом, данный способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидньхх концентратов позвол ет: полно отогнать свинец и цинк на стадии . 59S64 электроплавки в всхзгоны {извлечение свинца в возгоны 88,07-96,4%, извлечение Zn - 86,94-96,06%); получить отвальные шлаки пригодные дл получени литых изделий и строительных материа- s пов; получить металдвёировакный штейн, чтЬ улучшает послед ощую его перера- 14ботку; улучшить качество черново|| меав после конвертировани ; обеспечить ёезотвальную переработку концентратов. В таблице приведен сравнительный расчет эффективности переработкиЮООООт концентрата.The goal is achieved by the fact that the electric smelting of polymetallic steel: {common sulfide concentrates with limestone, coke, and converter slag feed lead to the separation of the molten bath into the melting zone and the reduction zone, the latter being fed coke and limestone in layers in a ratio of 1 :( 4-8). The process is carried out in an electric furnace with a divided vertical partition that does not reach the inclined hearth on the seam of the part. In the greater part of it, the melting zone, the concentrate melts and accumulates matte, and in the smaller part, the zone of reduction and the molten concentrate load coke and limestone in layers. At the same time, coke is loaded first, electrons are lowered onto it, and This makes it possible to obtain a temperature of 2000 s near the electrodes in the recovery zone. Under these conditions, calcium carbide is obtained from a reducing mixture (coking and limestone). The interaction of continuously forming calcium carbide with the components of the melt leads to the reduction of oxides of pig, zinc, copper and iron, lead and zinc are sublimated. The metal jelly formed, the passage through the melt layer, interacts with the failed to reduce with the oxides of non-ferrous metals. As a result, the recovered lead and zinc are sublimated into the gas phase, and copper and metallic iron flow down an inclined bed to the melting zone. When this is dissolved in matte, they metallize it. In the metallized matte, reactions occur that promote the displacement of lead and zinc and slag. Lead and zinc expelled from the matte in the smelting zone are transferred to the slag and to the reduction zone, where they are sublimated. Thus, under these conditions, maximum extraction of lead and zinc is carried out in sublimates. The lower limit of the reducing charge, the ratio of coke and lime, is 1: 4, applied with minimal presence of iron oxides in the initial charge or with minimal supply of converter slag. If there is a large amount of iron oxides in the initial charge, or at the maximum supply of converter slag, it is necessary to work at the upper limit of the reduction charge, the ratio of coke and lime is 1: 8. 9 14 The method allows, due to better ole of lead and zinc in sublimates and recovery of copper from slag and removal of its melting zone, to obtain waste varnish poor for uBeriaJM metals and therefore suitable for making construction materials and cast products. The method was tested in enlarged laboratory conditions on a six-electrode furnace with an inclined hearth and a divided vertical partition into two zones. Example 1. The initial concentrate in the amount of 100 kg is melted in an electric furnace with the addition of 31.5 kg of converter slag. 2 kg of coke is loaded into the charge molten to 12OO ° C in the reduction zone and electrodes are lowered onto it, then 8 kg of lime are loaded from above (the ratio of coke: limestone to 1: 4). The process is carried out until complete burnout of the reducing mixture. It turns out: matte in the amount of 65.6 kg; slag - 6O, 8 kg; sublimates - 9.1 kg. Extraction to sublimates is: Pt — 88.07 and In — 86.94. Example 2. The initial concentrate in the amount of 86 kg is melted in an electric furnace with the addition of 44.5 kg of converter slag. 4 kg of coke are loaded into the molten mixture to 1200 ° C in the reduction zone and electrodes are lowered onto it, then 24 kg of lime is charged from above (the ratio of coke: lime to 1: 6); The process is carried out until complete burnout of the reducing mixture. It turns out: matte in the amount of 59.7 kg of slag - 71.8 kg; cars - 12 kg. Extraction into sublimates is: Pt) .- 96.4 and Zn- 92.4. P p | I M 3. The initial concentrate in the amount of 1OO kg is melted in an electric furnace with the addition of 31.5 kg of converter slag. 6 kg of coke is loaded onto the molten mixture up to 1200 in the reduction zone and electrodes are lowered onto it, then 48 kg of lime are charged from above (the ratio of coking: limestone to 1: 8). The process is carried out until complete burnout of the reducing mixture. It turns out: matte in the amount of 58.7 kg; slag - 83.1 kg; sublimates 13, 7 kg. Recovery to sublimates is: Pb — 96.4% and Zn — 96.06%. Thus, this method of processing polymetallic copper-containing sulphide concentrates allows: lead and zinc to be completely distilled off at the stage. 59S64 electric smelting in all springs {lead extraction in sublimates 88.07-96.4%, extraction of Zn - 86.94-96.06%); obtain waste slags suitable for the production of cast products and building materials; get a metal matte matte, which improves the after-effects of tweaking its processing; improve quality rough || meav after converting; provide tailing processing concentrates. The table shows a comparative calculation of the efficiency of processing of the OOOOOt concentrate.
.1ООООО.1OOOOOOO
1 80О 1 7ОО 5ОО1 80О 1 7ОО 5ОО
12 ООО Кокс4 5ОО12 Cox4 LLC LLC
2424
12 ООО Итого Как видно из таблицы затраты при электроплавке по предлагаемому способу превышают затраты при базовом способе иа 96000 руб., при цене коксика 24руб/т: Однако количество свинца и цинка при электроплаэке по предлагаемому способу получаетс в денежном выражении брльЗатрачено:12 LLC Total As can be seen from the table, the costs for electric smelting by the proposed method exceed the costs for the basic method of 96,000 rubles, at a price of coke 24 rubles / t: However, the amount of lead and zinc in electric furnace according to the proposed method is obtained in monetary terms Blurred:
Шихта1ОООООShihta1OOOOOO
в ней 1,8%1 8ООIt has 1.8% 1 8OO
1,7%1 7001.7% 1,700
10в 000 10b 000
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU813337068A SU996491A1 (en) | 1981-06-05 | 1981-06-05 | Method for processing polymetallic copper-containing sulfide concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU813337068A SU996491A1 (en) | 1981-06-05 | 1981-06-05 | Method for processing polymetallic copper-containing sulfide concentrates |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU996491A1 true SU996491A1 (en) | 1983-02-15 |
Family
ID=20976431
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU813337068A SU996491A1 (en) | 1981-06-05 | 1981-06-05 | Method for processing polymetallic copper-containing sulfide concentrates |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU996491A1 (en) |
-
1981
- 1981-06-05 SU SU813337068A patent/SU996491A1/en active
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US3890139A (en) | Continuous process for refining sulfide ores | |
ES2075347T3 (en) | PROCEDURE TO RECOVER VALUABLE METALS FROM A ZINC CONTAINING DUST. | |
CN100392123C (en) | Recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
US4072507A (en) | Production of blister copper in a rotary furnace from calcined copper-iron concentrates | |
US4741770A (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
CA1279198C (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
CN86104384A (en) | The dc arc furnace method | |
US4571260A (en) | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc | |
US10428404B2 (en) | Method of converting copper containing material | |
RU2126455C1 (en) | Method of producing high-grade nickel matte | |
US4388110A (en) | Method for recovering the metal content of complex sulphidic metal raw materials | |
SU996491A1 (en) | Method for processing polymetallic copper-containing sulfide concentrates | |
US3666441A (en) | Process for decopperizing lead | |
GB2196649A (en) | Smelting complex sulphidic materials containing lead, zinc and optionally copper | |
CN85101919A (en) | By contain tin and/reclaim the method for precious metals in the zinc raw material | |
EP0185004B1 (en) | A method for processing of secondary metallic copper-containing smelt materials | |
US1896807A (en) | Process for the recovery of platimum and its bymetals from mattes | |
US4515631A (en) | Method for producing blister copper | |
AU594370B2 (en) | Recovery of volatile metal values from metallurgical slags | |
US4274867A (en) | Method for producing low-carbon steel from iron ores containing vanadium and/or titanium | |
EP0126053B1 (en) | A method for producing lead from sulphidic lead raw material | |
RU2592009C1 (en) | Method of processing nonferrous metallurgy intermediate products containing lead, copper and zinc | |
SU908893A1 (en) | Charge for processing polymetallic materials | |
SU1073311A1 (en) | Method of processing polymetallic sulphide raw materils | |
SU1116733A1 (en) | Method of treating tin-containing leaden industrial products |