RU2086681C1

RU2086681C1 - Method of processing lead cakes

Info

Publication number: RU2086681C1
Application number: RU95109083A
Authority: RU
Inventors: Л.А. Казанбаев; П.А. Козлов; А.В. Колесников; С.А. Лазарев
Original assignee: Акционерное общество "Челябинский электролитный цинковый завод"
Priority date: 1995-06-01
Filing date: 1995-06-01
Publication date: 1997-08-10
Also published as: RU95109083A

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: method involves sintering, mixing with sodium-containing flux and reducing agent, and electrical fusion of obtained mix. Sintering is performed at 750-800 C. EFFECT: enhanced efficiency of process. 2 cl, 2 tbl

Description

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, в частности, к методам переработки свинцовых кеков гидрометаллургического производства цинка. The invention relates to the metallurgy of non-ferrous metals, in particular, to methods for processing lead cakes of hydrometallurgical zinc production.

Известен способ переработки свинцовых кеков цинкового производства путем подачи их на агломерацию в шихту со свинцовыми концентратами, флюсами с дальнейшей плавкой агломерата в шахтной печи с получением чернового свинца (В. Я. Зайцев, Е.В. Маргулис: Металлургия свинца и цинка. М. Металлургия, 1985 г. ). Недостатком указанного способа является низкое извлечение свинца в черновой металл 75% и ограничение дозировки свинцовых кеков в шихту агломерации не более 3-5% в связи с ухудшением качества агломерата. A known method of processing lead cakes of zinc production by feeding them for sintering to a mixture with lead concentrates, fluxes with further sintering in a shaft furnace to produce crude lead (V. Ya. Zaitsev, EV Margulis: Metallurgy of lead and zinc. M. Metallurgy, 1985). The disadvantage of this method is the low recovery of lead in the base metal of 75% and the dosage limit of lead cakes in the sinter mixture is not more than 3-5% due to the deterioration of the quality of the sinter.

Известен способ щелочного выщелачивания свинцовых кеков. Недостатком указанного способа является низкое извлечение свинца в черновой свинец 65-75% и высокий расход едкого натрия до 150% к весу свинцового кека. A known method of alkaline leaching of lead cakes. The disadvantage of this method is the low recovery of lead in rough lead 65-75% and high consumption of sodium hydroxide up to 150% by weight of lead cake.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к изобретению является способ электроплавки свинцовых продуктов, в том числе свинцовых кеков с натрийсодержащими флюсом и с добавкой коксика [1]
Недостатком известного способа является невысокое извлечение свинца в черновой свинец при переработке свинцовых кеков, повышенный расход щелочи, кальцинированной соды до 15-20% к весу кека на плавку. Низкая комплексность использования сырья и большой выход отходов. Так, в растворы, получаемые после переработки щелочных сплавов, переходит значительное количество сульфатов натрия, утилизация которых проблематична.The closest in technical essence and the achieved result to the invention is a method of electrofusion of lead products, including lead cakes with sodium-containing flux and with the addition of coke [1]
The disadvantage of this method is the low extraction of lead into rough lead during the processing of lead cakes, the increased consumption of alkali, soda ash up to 15-20% by weight of the cake for melting. Low complexity of the use of raw materials and a large yield of waste. Thus, a significant amount of sodium sulfate is transferred to the solutions obtained after processing alkaline alloys, the disposal of which is problematic.

Предложен способ переработки свинцовых кеков, включающий стадии прокалки свинцового кека, смешения его с натрийсодержащим флюсом и восстановителем, электроплавки смеси. A method for processing lead cakes is proposed, including the steps of calcining lead cake, mixing it with a sodium-containing flux and a reducing agent, and melting the mixture.

Отличием является то, что прокалку осуществляют при температуре 750-800^oC.The difference is that the calcination is carried out at a temperature of 750-800 ^o C.

Предложенный способ испытан в укрупненно-лабораторных условиях. Испытания показали, что при электроплавке свинцовых кеков, предварительно прокаленных при температурах 750-800^oC, возрастает извлечение свинца в черновой свинец по сравнению с известным способом, снижается расход дорогостоящего натрийсодержащего флюса кальцинированной соды на плавку, а полученные промпродукты утилизируются в действующем цинковом производстве, т.е. повышается комплексность использования сырья и создается безотходная технология переработки свинцовых кеков.The proposed method was tested in enlarged laboratory conditions. Tests have shown that during the electrofusion of lead cakes previously calcined at temperatures of 750-800 ^o C, the lead recovery in blister lead increases compared to the known method, the consumption of expensive sodium-containing flux of soda ash for smelting is reduced, and the obtained by-products are disposed of in the existing zinc production, those. the complexity of the use of raw materials increases and a waste-free technology for processing lead cakes is created.

Проверку способа осуществляют следующим образом: свинцовый кек остаток сернокислотного выщелачивания вельц-окиси состава, мас. свинец 25-45, цинк - 6-15, медь 2-4, индий 0,01-0,03, кадмий 0,2-0,5, серебро 100-1500 г/м, сера общая 10-16, сера сульфатная 6-12, сера сульфидная 4-8, прокаливается в футерованной трубчатой печи при температуре 750-800^oC.The verification of the method is as follows: lead cake residue of sulfuric acid leaching of Waelz oxide composition, wt. lead 25-45, zinc - 6-15, copper 2-4, indium 0.01-0.03, cadmium 0.2-0.5, silver 100-1500 g / m, total sulfur 10-16, sulfate sulfur 6-12, sulfide sulfur 4-8, is calcined in a lined tubular furnace at a temperature of 750-800 ^o C.

Прокалочная печь обогревается за счет сжигания природного газа или мазута. Отходящие газы, содержащие около 2 об. серного (SO₃) и 0,02 об. сернистого ангидрида (SO₂), проходят через скруббер, орошаемый пульпой вельц-окиси.The calcining furnace is heated by burning natural gas or fuel oil. Exhaust gases containing about 2 vol. sulfuric (SO ₃ ) and 0.02 vol. sulfur dioxide (SO ₂ ), pass through a scrubber irrigated with Waelz oxide pulp.

Оксиды цинка, входящие в состав вельц-окиси, поглощают из газового потока ангидриды, при этом получаемый концентрированный раствор сульфата цинка (ZnO+SO₃= ZnSO₄) направляется в основной гидрометаллургический цикл или на получение цинкового купороса. Прокаленный продукт собирается в контейнеры и поступает в бункера на смешение и загрузку в электропечь.Zinc oxides, which are part of Waelz oxide, absorb anhydrides from the gas stream, and the resulting concentrated zinc sulfate solution (ZnO + SO ₃ = ZnSO ₄ ) is sent to the main hydrometallurgical cycle or to obtain zinc sulfate. The calcined product is collected in containers and fed to the hopper for mixing and loading into an electric furnace.

При осуществлении прокалки ниже температуры 750^oC снижается степень десульфуризации кека, а при температурах выше 800^oC возможно образование легкоплавких фаз в свинцовых кеках, способствующих образованию настылей в прокалочных печах.When calcining below 750 ^o C, the degree of desulfurization of the cake is reduced, and at temperatures above 800 ^o C the formation of low-melting phases in lead cakes is possible, contributing to the formation of crusts in calcining furnaces.

В электропечь вместе с прокаленным свинцовым кеком загружается коксик, кальцинированная сода и оборотный продукт, образующийся при выпаривании щелочного раствора от переработки шлако-штейного расплава по технологии, описанной в [1]
При электроплавке образуется черновой свинец, шлако-штейновый расплав и цинк-свинецсодержащие возгоны. Температура расплава при выпуске достигает 950-1050^oC. Отходящие газы практически не содержат серного и сернистого ангидрида, поэтому пыль может быть уловлена на рукавных фильтрах без специальной очистки от газов. Шлако-штейновый расплав гранулируют водой при Ж: Т= 5^oC10:1 и при этом до 92% натрия в основном в виде NaOH переходят в раствор. Соотношение в растворе соединений NaOH: Na₂S:Na₂SO₄=1:0,15:0,003, а после каустификации с цинковым огарком удается практически всю сульфидную серу перевести из раствора в твердое и на выпаривание направить раствор, содержащий основное соединение NaOH. После упарки щелочь направляется в электропечь вместе с кальцинированной содой. Сульфидированный огарок, полученный на стадии каустификации, направляется на обжиг вместе с цинковыми концентратами.Together with calcined lead coke, coke, calcined soda and a circulating product formed during evaporation of an alkaline solution from processing slag and mat melt are loaded into an electric furnace using the technology described in [1]
During electric melting, draft lead, slag-matte melt and zinc-lead sublimates are formed. The temperature of the melt at the outlet reaches 950-1050 ^o C. The exhaust gases practically do not contain sulfur and sulfur dioxide, so dust can be trapped on bag filters without special cleaning from gases. The slag-matte melt is granulated with water at W: T = 5 ^° C10: 1 and at the same time up to 92% of sodium is mainly transferred into solution in the form of NaOH. The ratio of the NaOH: Na ₂ S: Na ₂ SO ₄ = 1: 0.15: 0.003 compounds in the solution, and after caustification with zinc cinder, almost all sulfide sulfur can be transferred from the solution to solid and the solution containing the basic NaOH compound can be sent to evaporation. After evaporation, the alkali is sent to the electric furnace along with soda ash. The sulphided cinder obtained in the causticization stage is sent for firing along with zinc concentrates.

Остаток после водной обработки шлако-штейнового расплава перерабатывается вельц-прессом совместно с цинковыми кеками и при этом из него извлекают в возгоны цинк, индий, свинец, а медь в клинкер. The residue after water treatment of the slag-matte melt is processed by the Waelz press together with zinc cakes and at the same time zinc, indium, lead are extracted from it into sublimates, and copper is clinker.

В табл. 1,2 приведены несколько вариантов способа переработки свинцовых кеков и для сравнения известный способ. In the table. 1.2 shows several options for the processing of lead cakes and for comparison, the known method.

Как видно из табл. 2, при использовании способа возрастает извлечение свинца в черновой свинец на 4,3-4,4% снижается расход дорогостоящего натрийсодержащего флюса. 75-80% серы при прокалке переходит в газовую фазу и связывается с окисью цинка с получением сульфата цинка. Остальная сера при электроплавке практически на 100% переходит в шлако-штейновый расплав и при дальнейшей переработке переходит в клинкер (70-80%) и 15-30% после каустификации водного щелочного раствора поступает на обжиг цинковых концентратов. As can be seen from the table. 2, when using the method, the extraction of lead in rough lead increases by 4.3-4.4%, the consumption of expensive sodium-containing flux is reduced. 75-80% of sulfur during calcination goes into the gas phase and binds to zinc oxide to produce zinc sulfate. The remaining sulfur during electrofusion is almost 100% converted to slag and matte melt and, after further processing, is converted to clinker (70-80%), and 15-30% after causticization of the aqueous alkaline solution, goes to the roasting of zinc concentrates.

В то же время при водной грануляции шлако-штейнового расплава, полученного по известной технологии, сульфаты натрия переходят в раствор, утилизация которых в действующем производстве не представляется возможной. At the same time, during water granulation of the slag-matte melt obtained by a known technology, sodium sulfates go into solution, the utilization of which in the current production is not possible.

Claims

1. A method of processing lead cakes, including mixing them with a sodium-containing flux and a reducing agent, electrofusing the resulting mixture, characterized in that the lead cake is calcined before mixing.

2. The method according to claim 1, characterized in that the calcination is carried out at 750 - 800 ^o C.