UA70862A - A method for reprocessing secondary lead raw matera method for reprocessing secondary lead raw material ial - Google Patents

A method for reprocessing secondary lead raw matera method for reprocessing secondary lead raw material ial Download PDF

Info

Publication number
UA70862A
UA70862A UA20031213099A UA20031213099A UA70862A UA 70862 A UA70862 A UA 70862A UA 20031213099 A UA20031213099 A UA 20031213099A UA 20031213099 A UA20031213099 A UA 20031213099A UA 70862 A UA70862 A UA 70862A
Authority
UA
Ukraine
Prior art keywords
lead
furnace
charge
raw materials
slag
Prior art date
Application number
UA20031213099A
Other languages
Ukrainian (uk)
Original Assignee
Zaporizhia State Engineering A
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 Zaporizhia State Engineering A filed Critical Zaporizhia State Engineering A
Priority to UA20031213099A priority Critical patent/UA70862A/en
Publication of UA70862A publication Critical patent/UA70862A/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

A method for reprocessing secondary lead raw material involves agglomeration of fine secondary raw material with iron, limestone and silicate fluxes and subsequent shaft smelting mixture of lump secondary raw material and lead agglomerate with coke at consumption of air blast of 700-900 nm3 per 1 t of charge. Shaft smelting is performed at a height of charge embankment in the furnace of 6.0-6.2 m on the slag containing 18-20 % of calcium oxide and 17-20 % of iron protoxide.

Description

Опис винаходуDescription of the invention

Винахід відносити до області кольорової металургії, зокрема до способів переробки побічної свинцевої 2 сировини.The invention belongs to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to methods of processing secondary lead 2 raw materials.

За теперішнім часом основним способом переробки побічної свинцевої сировини є відновлювальна плавка Її в шахтній печі. Внаслідок такої переробки свинцевої сировини одержують чорновий свинець, шлак і мідно-свинцевий штейн. Загальне вилучення свинцю при шахтній плавці одержується 93-9495. До півтора відсотка свинцю із сировини переходить в мідно-свинцевий штейн, знижуючи при цьому на 1,0-1,5 відсотка загальне вилучення свинцю в товарний метал.At the present time, the main method of processing secondary lead raw materials is its regenerative smelting in a mine furnace. As a result of such processing of lead raw materials, rough lead, slag and copper-lead matte are obtained. The total extraction of lead during mine smelting is 93-9495. Up to one and a half percent of the lead from the raw material goes into the copper-lead matte, while reducing the total extraction of lead into the commercial metal by 1.0-1.5 percent.

До теперішнього часу не розроблена раціональна технологія переробки цього напівпродукту з одержанням мідного і свинцевого товарних напівпродуктів, придатних на мідних і свинцевих заводах для подальшої переробки.To date, no rational technology for processing this semi-product has been developed to obtain commercial copper and lead semi-products suitable for further processing at copper and lead plants.

Метою переробки побічної свинцевої сировини є більш високе вилучення свинцю в товарний продукт. Це 79 викликано тим, що технологія переробки свинцевої сировини шахтним методом не доскональна, не враховує специфічних властивостей і призначення застосованих флюсів і палива, зокрема вапняку, залізо складового флюсу і коксу. Наприклад, наявність в одержаному шлаку СаО, є одночасно терморегулятором температури в печі і виконує роль десульфуратора під час плавки. Доданий в процес кокс виконує одночасно роль теплоносія і реагенту, створюючого високу відновлювальну атмосферу в печі, як дуже важливі і необхідні умови роботи прийнятної технології.The purpose of the processing of by-product lead is a higher extraction of lead into a marketable product. This 79 is caused by the fact that the technology of processing lead raw materials by the mine method is not perfect, does not take into account the specific properties and purpose of the used fluxes and fuel, in particular limestone, iron component of the flux and coke. For example, the presence of CaO in the obtained slag is both a thermoregulator of the temperature in the furnace and acts as a desulfurizer during smelting. The coke added to the process performs both the role of a heat carrier and a reagent, creating a highly reducing atmosphere in the furnace, which are very important and necessary conditions for the operation of an acceptable technology.

Найбільш близьким, по сукупності ознак до заявленого є спосіб переробки побічної свинцевої сировини (а. с. СССР Мо1129259, 1983г.), який включає агломеруючий випал дрібної несортової свинцевої сировини з залізним і вапняковим флюсами, шахтну плавку кускової побічної сировини і агломерату з коксом при витратах повітря 700-90О0нм на 1т шихти. Шахтну плавку проводять з висотою стовпа шихти в печі 2,5-3,5м на шлак з 22 наявністю 20-2 95 оксиду кальцію і 22-269о закису заліза. «The method of processing by-product lead raw materials closest in terms of the set of features to the stated one (a.s. USSR Mo1129259, 1983), which includes sintering firing of fine unsorted lead raw materials with iron and limestone fluxes, mine smelting of lumpy by-product materials and agglomerate with coke at air consumption of 700-90O0nm per 1t of charge. Mine smelting is carried out with a height of the charge column in the furnace of 2.5-3.5 m for slag with 22 presence of 20-2 95 calcium oxide and 22-269o iron oxide. "

Відомий спосіб переробки свинець складових матеріалів має наступні недоліки: а) внаслідок зменшення висоти насипу з 6,2м до 2,5-3,5м зменшується час перебудування шихти в печі, отож не завершаться процеси відновлення свинець складових з'єднувань, не стануть завершуватися процеси шлакоутворення, порушаться умови проходження процесів штейноутворення, погіршаться умови розподілу с металів на продукти плавки і, як підсумок - знизиться ступінь вилучення свинцю в одержаний сплав; Ге) б) нормальна робота шахтної печі при запропонованих витратах повітря і висоті насипу в печі 2,5-3,5мМ неможлива, тому що в печі, внаслідок надлишку повітря, буде утворюватися окислювальна атмосфера замість со відновлювальної з відношенням СО:СО»-1:1; Га») в) робота шахтної печі для шлаків з наявністю Сас до 20-2290 обов'язково потребує збільшення вапнякового 3о флюсу і збільшення витрат металургійного коксу на його розкладення і розплавлення. Такі шлаки потрібно не в тільки перевести в рідкий стан, але й перегріти на 100-150". Збільшення вапнякового флюсу приведе до збільшення маси шлаку і, отож, до збільшення витрат свинцю з відвальними шлаками; г) зменшення висоти насипу в печі приведе до різкого зниження відновлювальної здібності шахтної печі, « отже, до зниження вилучення свинцю в товарний метал. Випадки роботи шахтних печей з насипом, зниженим на З 0 з-4м проти звичайного його рівня, і проведення форсованої плавки приведуть до одержання шлаку з підвищеним с вмістом розчиненого свинцю. з» В основу винаходу поставлено завдання створення способу переробки побічної свинцевої сировини, в якому за рахунок зміни речовинного складу флюсуючих добавок і режимів переробки, забезпечується підвищення ступеню витягнення свинцю з сировини, спрощення і зниження вартості технології переробки свинецьвмісних вудів сировини. 7 Для вирішення поставленого завдання в способі переробки побічної свинцевої сировини, який включає ав | агломерацію дрібної побічної свинцевої сировини з залізним, вапняковим і силікатним флюсами, наступну шахтну плавку суміші кускової побічної сировини і свинцевого агломерату з коксом при витратах повітряного со дуття 700-900нм З/м на шихту відповідно винаходу шахтну плавку ведуть на висоті насипу шихти в печі 6,0-6,2мThe known method of processing lead of component materials has the following disadvantages: a) due to the reduction of the height of the embankment from 6.2 m to 2.5-3.5 m, the time for rebuilding the charge in the furnace is reduced, so the processes of lead recovery of component connections will not be completed, the processes will not be completed slag formation, the conditions for the processes of matte formation will be violated, the conditions for the distribution of metals to smelting products will deteriorate and, as a result, the degree of extraction of lead into the resulting alloy will decrease; Ge) b) normal operation of the mine furnace with the proposed air consumption and the height of the embankment in the furnace of 2.5-3.5 mm is impossible, because in the furnace, due to excess air, an oxidizing atmosphere will be formed instead of a reducing one with a ratio of СО:СО»-1 :1; Ha») c) the operation of a mine furnace for slag with the presence of Sas up to 20-2290 necessarily requires an increase in limestone flux and an increase in the consumption of metallurgical coke for its decomposition and melting. Such slags must not only be transferred to a liquid state, but also overheated by 100-150". An increase in the limestone flux will lead to an increase in the mass of slag and, therefore, to an increase in the consumption of lead with fallen slags; d) a decrease in the height of the mound in the furnace will lead to a sharp decrease in the recovery capacity of the mine furnace, "thus, to a decrease in the extraction of lead into commodity metal. Cases of operation of mine furnaces with an embankment lowered by 0 z-4m compared to its usual level, and carrying out forced smelting will lead to the production of slag with an increased content of dissolved lead . z" The invention is based on the task of creating a method of processing secondary lead raw materials, in which, due to changes in the chemical composition of fluxing additives and processing modes, an increase in the degree of lead extraction from raw materials, simplification and reduction of the cost of the technology of processing lead-containing fishing rods of raw materials is ensured. 7 To solve the problem tasks in the method of processing secondary lead raw materials, which includes av | agglomeration of small secondary lead raw materials with iron, limestone and silicate fluxes, the following mine smelting of a mixture of lumpy secondary raw materials and lead agglomerate with coke at an air flow rate of 700-900 nm Z/m per charge according to the invention, mine smelting is carried out at the height of the charge embankment in furnace 6 ,0-6.2 m

Ге) 50 на шлак, який містить 18-2095 оксиду кальцію і 17-2095 закису заліза. "з Запропонований спосіб плавки побічної свинцевої сировини для шлаків показаного вище складу при висоті насипу 6,0-6,2м не потребує додаткових конструктивних і технологічних змін процесу, але дозволяє підвищити рівень вилучення свинцю в чорновий метал, зменшити витрати тугоплавкої складової шихти, як СаО, здешевіти одержані шлаки, а також знизити і здешевити процес за рахунок зниження витрат коксу, потрібного для 59 розплавлення зайвого Сас в шихті. в. Запропонований спосіб переробки побічної свинцевої сировини був випробуваний на промисловій шахтній печі.Ge) 50 per slag, which contains 18-2095 of calcium oxide and 17-2095 of iron oxide. "with The proposed method of smelting secondary lead raw materials for slags of the composition shown above at a height of 6.0-6.2m embankment does not require additional structural and technological changes to the process, but it allows to increase the level of extraction of lead into raw metal, reduce the consumption of refractory components of the charge, such as CaO , to reduce the cost of the obtained slags, as well as to reduce and reduce the cost of the process by reducing the cost of coke needed to melt excess Sas in the charge 59. The proposed method of processing secondary lead raw materials was tested in an industrial mine furnace.

Плавці в свинцевій шахтній печі з перерізом в області фурм 10м піддавали шихтоскладову із 4095 свинцевого агломерату і 6095 свинецьскладової великокускової сировини, хімічний склад яких приведено в табл.1, 2. бо Переробку шихти такого складу проводили при таких технологічних параметрах: 1. Витрати коксу були постійними і складали 10-1295 від рудної частини шихти. 2. Температура шлаку замірялась оптичним пірометром і коливалась в межах 1250-130076.The floaters in a lead mine furnace with a cross-section in the area of lances of 10 m were subjected to a charge composition of 4095 lead agglomerate and 6095 lead component of large lump raw materials, the chemical composition of which is given in Tables 1, 2. Because the processing of the charge of this composition was carried out with the following technological parameters: 1. Coke consumption was constant and made up 10-1295 of the ore part of the charge. 2. The slag temperature was measured with an optical pyrometer and ranged from 1250 to 130076.

З. Витрати повітря в ході досліджень міняли від бООнм3 до 1000нм? на переробку 1 т шихти. ве 4. Висоту свинцю в печі в залежності від витрат повітря міняли від 4,5-5,0 до 6,2-6,4м. 5. Плавку шихти проводили з метою отримати шлаки з наявністю в 90: 29-35 - БІО»; 19-25 - БРеО; 19-22 -Q. In the course of research, did the air consumption change from bOOnm3 to 1000nm? for processing 1 ton of charge. ve 4. The height of the lead in the furnace, depending on the air consumption, was changed from 4.5-5.0 to 6.2-6.4 m. 5. Smelting of the charge was carried out in order to obtain slags with the presence of 90: 29-35 - BIO"; 19-25 - BReO; 19-22 -

Са; 13-16 - АьОз.Sa; 13-16 - AiOz.

В ході досліджень контролювати кількість проплавленої шихти, вихід шлаку і вміст в ньому свинцю.In the course of research, control the amount of melted charge, the output of slag and the content of lead in it.

Результати досліджень представлено в табл.3.The results of the research are presented in Table 3.

Аналіз одержаних результатів від досліджень показав, що на результати переробки побічної свинцевої сировини впливає висота свинцю в печі. Отож, при зменшенні висоти свинцю з 5,0-5,6 до 4,5-5,0м при витратах повітря 600-700нм З/1т шихти спостерігається нерівномірний схід шихти в шахті печі, спостерігається підвищення шихти в перерізі печі, наявність продувів газів, що і зумовлює підвищення температури на колоснику печі до 500-5507С, що дуже небажано. Внаслідок такої роботи печі знижується її відновлювальна здібність і, як 70 наслідок, спостерігається зменшення проплаву печі до 4,5-4,7т/м 2 за добу і, відповідно, вихід шлаку зменшується до 22-2595 замість оптимального його виходу в середньому 3095. Через не вистачання повітря, частина свинцю в шихті не відновлюється до металевого стану і через це шлаки одержують з вмістом свинцю 2,5-3,596 і більше при витратах повітря бООнм3 і 2,0-3,096 при витратах повітря 70О0нм. Значно кращі результати по переробці свинцевої сировини одержують при висоті свинцю в печі 5,5-6,0м (третя серія досліджень) і 6,0-6,2м (4-а серія досліджень). В цьому випадку шахтна піч працює в оптимальному режимі - проплав досягає 55-БОт/м? на добу (на практиці він складає 57т/м? на добу), вихід шлаку складає 28-3095 від маси переробленої шихти. Шахтна піч працює в цих режимах спокійно, без провисання з рівномірним розподілом відхідних газів на усьому перерізі печі і вміст свинцю в одержаних шлаках коливається від 0,9-1,5965, що оптимально для даного виду плавки.The analysis of the results obtained from the research showed that the results of the processing of secondary lead raw materials are affected by the height of the lead in the furnace. So, when the height of the lead is reduced from 5.0-5.6 to 4.5-5.0m with air consumption of 600-700nm Z/1t of charge, an uneven rise of the charge in the furnace shaft is observed, an increase in the charge is observed in the cross section of the furnace, the presence of gas blowing , which causes the temperature on the grate of the furnace to rise to 500-5507C, which is very undesirable. As a result of such operation of the furnace, its regenerative capacity decreases and, as a consequence, a decrease in the furnace throughput is observed to 4.5-4.7t/m 2 per day and, accordingly, the slag output decreases to 22-2595 instead of the optimal output of 3095 on average. Due to the lack of air, part of the lead in the charge is not restored to the metallic state, and because of this, slags are obtained with a lead content of 2.5-3.596 and more at air consumption bOOnm3 and 2.0-3.096 at air consumption 70О0nm. Significantly better results in the processing of lead raw materials are obtained when the height of the lead in the furnace is 5.5-6.0m (the third series of studies) and 6.0-6.2m (the 4th series of studies). In this case, the mine furnace works in optimal mode - does the flow reach 55-BOt/m? per day (in practice it is 57t/m? per day), the slag yield is 28-3095 of the mass of the processed charge. The mine furnace operates in these modes calmly, without sagging, with a uniform distribution of waste gases over the entire cross-section of the furnace, and the lead content in the obtained slag ranges from 0.9-1.5965, which is optimal for this type of smelting.

Збільшення проплаву печі до 60-61т/м2 на добу з одночасним збільшенням свинцю в печі до 6,2-6,4м при витратах повітря 100Он/м на переробку 1т шихти погіршує техніко-економічні показники процесу, хоч вихід шлаку не значно збільшився від 28-3095 до 31-3295, але надмірний кисень дуття зменшує відновлюючи здібність печі і через це спостерігається збільшення кількості свинцю в шлаках з 0,9-1,595 при витратах повітря 800-900нм З на 1т шихти до 1,2-1,7956 при витратах повітря 100О0нм З | висоті свинцю 6,2-6,4м спостерігається тенденція подальшого збільшення кількості свинцю в одержаному шлаку. «An increase in the flow rate of the furnace to 60-61t/m2 per day with a simultaneous increase in lead in the furnace to 6.2-6.4m with an air consumption of 100On/m for the processing of 1t of charge worsens the technical and economic indicators of the process, although the slag output did not significantly increase from 28 -3095 to 31-3295, but excessive blowing oxygen reduces the restoring ability of the furnace, and because of this, an increase in the amount of lead in the slag is observed from 0.9-1.595 at air consumption of 800-900nm Z per 1 ton of charge to 1.2-1.7956 at consumption air 100O0nm Z | at a lead height of 6.2-6.4 m, there is a tendency to further increase the amount of lead in the obtained slag. "

З одержаних результатів досліджень дійшли до висновку; кращих результатів по переробці побічної свинцевої сировини досягають при умовах, якщо висота свинцю в печі 6,0-6,2м і витрати повітря 700-900н/м З на 1т шихти. Піч працює при цих параметрах спокійно з рівномірним сходом шихти в печі за часом і одержують с задовільні результати по проплаву печі (50-59т/м2 печі на добу), по виходу шлаку (27-3095 і кількістю свинцю в ньому (0,9-1,5965), що повністю відповідає плановим показникам. оFrom the obtained research results, we came to the conclusion; the best results in the processing of secondary lead raw materials are achieved under the conditions, if the height of the lead in the furnace is 6.0-6.2m and the air consumption is 700-900n/m З per 1t of charge. The furnace works under these parameters calmly with a uniform rise of the charge in the furnace over time and satisfactory results are obtained in terms of furnace throughput (50-59t/m2 of the furnace per day), slag output (27-3095 and the amount of lead in it (0.9- 1.5965), which fully corresponds to the planned indicators

Після визначення оптимальних умов шахтної свинцевої плавки (висота свинцю в печі при постійному складі ее) шихти і витратах дуття), проводили дослідження способу переробки побічної свинцевої сировини з різним складом шлаків. Для цього плавлення проводили на шлаках змінного складу: збільшували наявність Гео в о шлаках з 1595 до 3095, при цьому збільшуючи наявність СаО в шлаках з 12 до 2495. Оскільки зміна наявності ЗО» і АІ2О3 в шлаці, як з'ясувалось, із завчасно проведеного кореляційного аналізу, не впливає на склад шлаку, тому і їх вплив на вміст свинцю в шлаці не вивчався.After determining the optimal conditions for mine lead smelting (height of lead in the furnace at a constant composition of charge and blowing costs), research was carried out on the method of processing secondary lead raw materials with different composition of slags. For this purpose, melting was carried out on slags of variable composition: the presence of Geo in the slags was increased from 1595 to 3095, while increasing the presence of CaO in the slags from 12 to 2495. Since the change in the presence of ЗО» and AI2O3 in the slag, as it turned out, from the previously conducted correlation analysis, does not affect the composition of the slag, therefore their influence on the content of lead in the slag was not studied.

В ході досліджень даного способу було відібрано 780 проб промислових шлаків, які піддали аналізу на вміст «In the course of studies of this method, 780 samples of industrial slag were selected, which were analyzed for the content of

ЕеО, Сад і свинцю.EeO, Garden and lead.

Дані вибірки розбили на інтервальні рядки: у - Че), де У - вміст свинцю у шлаці, х; - відносно вміст СаО і й с БеО в шлаці. За допомогою регресивного аналізу виявили ступінь залежності наявного свинцю в шлаці від "» шлакоскладових, шляхом розрахунку коефіцієнтів кореляції для кожного інтервалу в відповідному інтервальному " рядку (табл.4, 5) і побудови емпіричних ліній регресії (фіг.1, 2).These samples were divided into interval rows: y - Che), where У is the lead content in the slag, x; - relative to the content of CaO and BeO in the slag. With the help of regression analysis, the degree of dependence of the available lead in the slag on the "" slag components was determined by calculating the correlation coefficients for each interval in the corresponding interval " row (Tables 4, 5) and constructing empirical regression lines (Figs. 1, 2).

Внаслідок обробки одержаних проб шлаків було встановлено, що емпіричні лінії регресії мають яскраво виявлену нелінійність. На фіг. 1 видно, що із збільшенням кількості СаО в шлаці збитки свинцю зі шлаками ш- зменшуються. Найбільш різко спостерігається їх зниження у випадку, коли кількість СаО в шлаках дорівнює о 15-2195 і залежність між ними близька до лінійної. Одержані дані по оптимальному вмісту СаО в шлаках показують, що кращі результати по вмісту свинцю в шлаках можуть бути одержані, коли буде менший вміст СаО со в шлаках.As a result of the processing of the obtained slag samples, it was established that the empirical regression lines have a pronounced nonlinearity. In fig. 1 shows that with an increase in the amount of CaO in the slag, the loss of lead with slags decreases. Their decrease is most sharply observed in the case when the amount of CaO in the slag is equal to 15-2195 and the relationship between them is close to linear. The obtained data on the optimal content of CaO in slags show that better results on the content of lead in slags can be obtained when there is a lower content of CaO in slags.

Ге» 20 Емпірична лінія регресії збитків свинцю зі шлаками від наявності в них ГеО характеризується мінімум, якщо кількість цього оксиду дорівнює 2095. При підвищенні кількості оксиду понад 2495 в шлаках спостерігається г» тенденція до зросту збитків свинцю (фіг. 2).Ge» 20 The empirical line of regression of losses of lead with slags due to the presence of GeO in them is characterized by a minimum if the amount of this oxide is equal to 2095. When the amount of oxide exceeds 2495 in the slags, there is a tendency to increase losses of lead (Fig. 2).

Було визначено, що при переробці побічної свинцевої сировини на шлаки з наявністю СаО 18-2095 і Гео 17-2095 при витратах зниження збитків свинцю з відвальними шлаками на 2790.It was determined that during the processing of secondary lead raw materials into slags with the presence of CaO 18-2095 and Geo 17-2095 at the expense of reducing lead losses with waste slags by 2790.

Впровадження запропонованого способу переробки побічної свинцевої сировини в виробництво дозволяє: вн 1. Підвищити ступінь витягнення свинцю в товарний продукт на 2795 (відносно). 2. Підвищити загальне вилучення свинцю при переробці побічної свинцевої сировини. 3. Здешевіти технологію переробки свинецьскладової сировини за рахунок зменшення витрат вапнякового і залізного флюсів. 6о 4. Знизити витрати дорогого і дефіцитного коксу за рахунок зменшення витрат вапнякового і залізного флюсів. 5. Підвищити продуктивність дільниці шахтної печі по переробці побічної свинцевої сировини за рахунок виводу із процесу непотрібних вапнякового і залізного флюсів. 6. Покращити на дільниці шахтної печі в прилеглих регіонах екологічні умови. б5Implementation of the proposed method of processing secondary lead raw materials into production allows: 1. To increase the degree of extraction of lead into a commercial product by 2795 (relatively). 2. To increase the total recovery of lead during the processing of secondary lead raw materials. 3. To reduce the cost of lead processing technology by reducing the consumption of limestone and iron fluxes. 6o 4. To reduce costs of expensive and scarce coke due to reduction of costs of limestone and iron fluxes. 5. To increase the productivity of the mine furnace section for the processing of secondary lead raw materials due to the removal of unnecessary limestone and iron fluxes from the process. 6. To improve the environmental conditions at the site of the mine furnace in the adjacent regions. b5

Таблиця 1.Table 1.

Ре|8ь си|вп/ 8 |гео/сао віз АіоО в Другі, б о» вв |еоісзо|во лось зн | 5 (Деу 5 ол АНІ 2 Витетмдитяниттшики 085Ю0007000воо 09000100 бедшаюіт 00000100 зв ч см зо ФRe|8' sy|vp/ 8 |geo/sao viz AioO in Druga, b o» vv |eoiszo|vo los zn | 5 (Deu 5 ol ANI 2 Vitetmdytianittshiky 085Ю0007000voo 09000100 bedshayuit 00000100 zv h cm zo F

Г» в) о я е « й - ес 24|21 1 в | от) 04 | овее | оолоє | лоза | бився оиввз | моз :з» 7G» c) o i e « y - es 24|21 1 c | ot) 04 | ovee | ooloye | vine | fought oivvz | Moz:z" 7

Ф со 21|22|69 28 05 | 1225 олт6ов2 ооо 000282 00006 отоF so 21|22|69 28 05 | 1225 olt6ov2 ooo 000282 00006 oto

Ф го е|ов|во026 0005 0 12збо 0 022ою олтагт сообБі 00000600F ho e|ov|vo026 0005 0 12zbo 0 022oi oltagt soobBi 00000600

Р» бо б5 що 250.R" because b5 that 250.

БЕBE

В 2 бIn 2 b

В ще га ! 5 : 5 то 7 є 1 тю 050. ! 000. 12,00 15,00 18,00 21,00 24,00In more ha! 5 : 5 then 7 is 1 tyu 050. ! 000. 12.00 15.00 18.00 21.00 24.00

Вміст СаО в шлаці, 90CaO content in slag, 90

Фіг.1 Спосіб переробки побічної свинцевої сировини. 2,50 т я 2.00Fig. 1 Method of processing secondary lead raw materials. 2.50 t i 2.00

Я ію.I'm going

Е 1,50 т 5 іо 29 в 1,00 -к « о йо 050 а ! х ІE 1.50 t 5 io 29 in 1.00 -k « o yo 050 a ! x I

ТТ оо. Бик ! ! сч зо 200. рр ння с ж ши и ж НЕ (Се) те еяалхнк а зTT Ltd. Bull! ! from 200

І (ее)And (uh)

Вміст ЕеО в шлаці, 905 оEeO content in slag, 905 o

Фіг.2 Спосіб переробки побічної свинцевої сировини. і -Fig. 2 Method of processing secondary lead raw materials. and -

Claims (1)

Формула винаходу Спосіб переробки побічної свинцевої сировини, що включає агломерацію дрібної побічної сировини з З т0 залізним, вапняковим і силікатним флюсами, наступну шахтну плавку суміші кускової побічної сировини і с свинцевого агломерату з коксом при витратах повітряного дуття 700-900 нм 7 на 1 т шихти, який відрізняється :з» тим, що шахтну плавку ведуть при висоті насипу шихти в печі 6,0-6,2 м на шлак, який містить 18-20 95 оксиду кальцію і 17-20 9о закису заліза. - 15 Офіційний бюлетень "Промислоава власність". Книга 1 "Винаходи, корисні моделі, топографії інтегральних мікросхем", 2004, М 10, 15.10.2004. Державний департамент інтелектуальної власності Міністерства освіти і (ав) науки України. (ее)The formula of the invention is the method of processing secondary lead raw materials, which includes the agglomeration of small secondary raw materials with C t0 iron, limestone and silicate fluxes, the following mine melting of a mixture of lumpy secondary raw materials and c lead agglomerate with coke at air blast rates of 700-900 nm 7 per 1 ton of charge , which differs in that mine smelting is conducted at a height of the charge mound in the furnace of 6.0-6.2 m on slag containing 18-20 95% calcium oxide and 17-20 9% iron oxide. - 15 Official Bulletin "Industrial Property". Book 1 "Inventions, useful models, topographies of integrated microcircuits", 2004, M 10, 15.10.2004. State Department of Intellectual Property of the Ministry of Education and Science of Ukraine. (uh) (о) Ко)(o) Co) 60 б560 b5
UA20031213099A 2003-12-30 2003-12-30 A method for reprocessing secondary lead raw matera method for reprocessing secondary lead raw material ial UA70862A (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
UA20031213099A UA70862A (en) 2003-12-30 2003-12-30 A method for reprocessing secondary lead raw matera method for reprocessing secondary lead raw material ial

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
UA20031213099A UA70862A (en) 2003-12-30 2003-12-30 A method for reprocessing secondary lead raw matera method for reprocessing secondary lead raw material ial

Publications (1)

Publication Number Publication Date
UA70862A true UA70862A (en) 2004-10-15

Family

ID=34513779

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
UA20031213099A UA70862A (en) 2003-12-30 2003-12-30 A method for reprocessing secondary lead raw matera method for reprocessing secondary lead raw material ial

Country Status (1)

Country Link
UA (1) UA70862A (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102586618B (en) Process of smelting iron pyrite
Errington et al. The ISA-YMG lead smelting process
BE1027795B1 (en) Improved copper smelting process
US4005856A (en) Process for continuous smelting and converting of copper concentrates
KR900001888B1 (en) Method for adjusting chemical composition of molten pig iron tapped from blast furnace
CN111334671A (en) Short-process high-recovery-rate smelting method for chalcocite
Ibragimov et al. Using Oxygen-Enriched Blast During the Operation of Shaft Furnaces of the Mednogorsk Copper–Sulfur Combine LLC
UA70862A (en) A method for reprocessing secondary lead raw matera method for reprocessing secondary lead raw material ial
AU594370B2 (en) Recovery of volatile metal values from metallurgical slags
US3715202A (en) Method for desulphurizing pig iron
Besta et al. Alkaline carbonates in blast furnace process
CN111041225A (en) Oxygen-enriched side-blown smelting method for lean high-silicon copper concentrate
US1951935A (en) Process for sintering fine ores or the like
CN113891946A (en) Smelting method of metal-containing raw material
JP2682637B2 (en) Operation method of flash furnace
SE406929B (en) PROCEDURE FOR THE MANUFACTURE OF IRON SULFID-CONTAINING RAILS
US210020A (en) Improvement in working nickel ores and manufacture of nickel
US1259467A (en) Smelting copper and like ores.
UA82034C2 (en) Method for refining of scrap of copper alloys
JP2679105B2 (en) Method of smelting metal sulfide ore
US2799574A (en) Electric smelting process for manganese ores
US1102339A (en) Process for treatment of minerals and extracting metal.
Greenwood A manual of metallurgy
SU1097698A1 (en) Method for processing tin bearing materials
RU2618030C1 (en) Control method of the romelt liquid phase recovery process for processing iron bearing materials of high oxidation degree