RU2001137C1

RU2001137C1 - Method of processing of sulpnide copper-zink raw materials

Info

Publication number: RU2001137C1
Authority: RU
Inventors: Сергей Борисович Ломов; Андрей Владимирович Тарасов
Original assignee: Сергей Борисович Ломов; Андрей Владимирович Тарасов
Priority date: 1991-12-26
Filing date: 1991-12-26
Publication date: 1993-10-15

Abstract

Использование: цветна металлурги переработка сульфидного медно-цинкового сырь Сущность: в зону плавлени загружают сырье, получают штейно-шлаковый расплав, штейн перевод т в отдельную емкость и продувают смесью окислител с восстановителем при а « 0.8 - 0.95 с интенсивностью 2-25 нм на 1 т штейна в минуту.Usage: non-ferrous metallurgy processing sulfide copper-zinc raw materials Essence: raw materials are loaded into the melting zone, matte-slag melt is obtained, matte is transferred to a separate container and blown with a mixture of oxidizing agent with a reducing agent at a «0.8 - 0.95 with an intensity of 2-25 nm per 1 t matte per minute.

Description

Изобретение относитс к цветной металлургии , в частности к переработке сульфидного медного цинксодержащего сырь .The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to the processing of sulfide copper zinc-containing raw materials.

Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому вл етс способ переработки сульфидного медного сырь , включающий загрузку его в зону плавлени , подачу в нее кислородсодержащего дуть с получением штейна и шлака, перевод штейна во внутренний горн печи дл последующей ., обработки кислородсодержащим дутьем.Closest to the technical nature of the present invention is a method for processing sulfide copper raw materials, including loading it into the melting zone, supplying it with an oxygen-containing blow to produce matte and slag, transferring the matte to the inner furnace for subsequent processing, and treating with oxygen-containing blast.

Недостатком способа вл етс то, что при переработке сульфидных медных цинк- содержащих материалов во внутренний горн поступает не чисто штейн, а богата штейно-шлакова масса, что сильно снижает скорость отгонки цинка, нет открытой штейновой поверхности.The disadvantage of this method is that when processing sulfide zinc-containing copper materials, it is not pure matte that enters the inner furnace, but a rich matte slag mass, which greatly reduces the rate of zinc stripping, there is no open matte surface.

Целью изобретени вл етс ускорение и увеличение отгонки цинка.The aim of the invention is to accelerate and increase the distillation of zinc.

Поставленна цель достигаетс тем, что в способе переработки сульфидного медно- цинкового сырь , включающем загрузку его в зону плавлени с получением штейно-шла- кового расплава, перевод штейна в емкость дл последующей обработки продувкой, согласно за вленному техническому решению, продувку штейна ведут смесью окислител с восстановителем при а 0,8-0,95 с интенсивностью 2-25 нм на 1 т штейна в минуту.This goal is achieved in that in a method for processing sulfide copper-zinc raw materials, including loading it into the melting zone to produce a matte-slag melt, transferring the matte into a tank for subsequent processing by purging, according to the claimed technical solution, the matte is purged with an oxidizing agent mixture with a reducing agent at a 0.8-0.95 with an intensity of 2-25 nm per 1 ton of matte per minute.

Способ осуществл етс следующим образом ,The method is as follows

В плавильной зоне печи перерабатывают цинксодержащие материалы на штейн с содержанием 35-55% меди. Содержание цинка зависит от содержани его в исходной шихте. Получаемый в плавильной зоне штейн по каналу посто нно поступает в емкость , где продуваетс смесью окислител и восстановител с а- 0,8-0,95 и интенсивностью 2-25 нм3 на 1 т штейна в минуту, благодар чему происходит интенсивное диссоциативное испарение сульфида цинка из штейна.In the melting zone of the furnace zinc-containing materials are processed into matte with a content of 35-55% copper. The zinc content depends on its content in the initial charge. The matte obtained in the melting zone through the channel constantly enters the tank, where it is blown with a mixture of oxidizing agent and reducing agent with a-0.8-0.95 and an intensity of 2-25 nm3 per 1 ton of matte per minute, due to which intense dissociative evaporation of zinc sulfide occurs from matte.

При а 0,8 будет иметь место неоправданный перерасход восстановител , а при а 0,95 начинаетс окисление штейна, такAt a 0.8, there will be an unjustified overspending of the reducing agent, and at a 0.95 the matte oxidation begins, so

как топливо сгорает не полностью, и, следовательно , в емкости дл последующей обработки штейна по вл етс шлак, который придетс удал ть.as the fuel does not burn completely, and therefore, slag appears in the tank for the subsequent processing of the matte, which will have to be removed.

При содержании меди в штейне менееWith matte less than copper

35% или более 55% замедл етс скорость перераспределени цинка между шлаком и штейном, и процесс становитс менее эффективным .With 35% or more than 55%, the redistribution of zinc between the slag and matte slows down, and the process becomes less efficient.

Интенсивность дуть менее 2 нм2/тIntensity of blowing less than 2 nm2 / t

штейна ведет к резкому снижению выходаmatte leads to a sharp decrease in yield

цинка в газовую фазу, одновременно приzinc in the gas phase, simultaneously with

интенсивности дуть выше 25 нм3/т штейнаintensities blow above 25 nm3 / t matte

возможен так называемый пробой ванны.possible so-called breakdown of the bath.

Пример (осуществление процесса).Example (process implementation).

В печь Ванюкова дл непрерывной плавки сульфидных материалов подают сырье следующего состава, мас.%: Си 8,94: Zn 15,5: S37.5: Fe25.4: 5Ю24.3: прочие 8.36.Raw materials of the following composition, wt.%: Cu 8.94: Zn 15.5: S37.5: Fe25.4: 5X24.3: other 8.36, are fed to the Vanyukov furnace for continuous melting of sulfide materials.

в качестве флюсов используют кварц, содержащий , %: Fe - 2.8; Si02 - 82,6, и известн к , содержащий.%: Fe - 0,2; Si02 - 5.6: CaO - 50. Всего в печь загружают 1.5 т/ч шихты. Плавку ведут на штейн с содержаниемas fluxes use quartz, containing,%: Fe - 2.8; Si02 is 82.6, and is known to contain.%: Fe - 0.2; Si02 - 5.6: CaO - 50. In total, 1.5 t / h of charge are loaded into the furnace. Melting lead to matte with content

50.0% Си; 5,8% Zn. 24,7% S. 23.0% Fe. 1,1% О. Расчетное количество получаемого штейна 228 кг/ч.50.0% C; 5.8% Zn. 24.7% S. 23.0% Fe. 1.1% O. The estimated amount of matte obtained is 228 kg / h.

Продувку штейна в емкости ведут с « 0,9 и удельным расходом газо-воздушногоThe matte is purged in the tank with "0.9 and the specific consumption of gas-air

дуть 10 нм /т в минуту. Интенсивный бар- ботаж штейновой ванны обеспечивает быстрый переход цинка в газовую фазу.blow 10 nm / t per minute. The intensive bubbling of the matte bath ensures a quick transition of zinc to the gas phase.

Остаточное содержание цинка в шлаке составит до 0,7%, а в штейне - до 0.01 %.The residual zinc content in the slag will be up to 0.7%, and in matte - up to 0.01%.

Аналогично были проведены эксперименты дл граничных параметров, указанных в формуле изобретени . Полученные данные были близки к ожидаемым.Similarly, experiments were carried out for the boundary parameters indicated in the claims. The data obtained were close to expected.

Использование данного техническогоUse of this technical

решени (по сравнению с прототипом) позволит:solutions (compared with the prototype) will allow:

сделать экономически выгодным извлечение цинка из шлаков, содержащих 2-3% цинка;make it economically feasible to extract zinc from slags containing 2-3% zinc;

получать чистый сульфид цинка:receive pure zinc sulfide:

ликвидировать передел по дополнительному извлечению цинка из шлаков печи и конвертерных шлаков. (56) Авторское свидетельство СССРeliminate redistribution for additional extraction of zinc from furnace slag and converter slag. (56) Copyright certificate of the USSR

№ 159036, кл. С 22 В 15/02. 1963.No. 159036, class C 22 V 15/02. 1963.