RU2154682C1 - Method of recovery of non-ferrous metals from copper-and-lead wastes containing tin and antimony - Google Patents
Method of recovery of non-ferrous metals from copper-and-lead wastes containing tin and antimony Download PDFInfo
- Publication number
- RU2154682C1 RU2154682C1 RU99108829A RU99108829A RU2154682C1 RU 2154682 C1 RU2154682 C1 RU 2154682C1 RU 99108829 A RU99108829 A RU 99108829A RU 99108829 A RU99108829 A RU 99108829A RU 2154682 C1 RU2154682 C1 RU 2154682C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- lead
- matte
- antimony
- alloy
- Prior art date
Links
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 38
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 37
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 37
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 36
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 27
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 27
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 24
- 239000002699 waste material Substances 0.000 title claims abstract description 17
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title description 10
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 53
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 53
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 52
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 42
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 42
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 claims abstract description 35
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 21
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 14
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 10
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 9
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims abstract description 9
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 9
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 8
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 8
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 15
- WIKSRXFQIZQFEH-UHFFFAOYSA-N [Cu].[Pb] Chemical compound [Cu].[Pb] WIKSRXFQIZQFEH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 10
- 229910000978 Pb alloy Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 claims description 4
- 238000000151 deposition Methods 0.000 claims description 3
- 239000000543 intermediate Substances 0.000 claims description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 abstract description 17
- 239000002893 slag Substances 0.000 abstract description 10
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 229910000906 Bronze Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 abstract description 2
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 238000005275 alloying Methods 0.000 abstract 1
- 239000010974 bronze Substances 0.000 abstract 1
- KUNSUQLRTQLHQQ-UHFFFAOYSA-N copper tin Chemical compound [Cu].[Sn] KUNSUQLRTQLHQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 abstract 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 52
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 33
- 239000011135 tin Substances 0.000 description 31
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 23
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 16
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 11
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 10
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 9
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 7
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 7
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 6
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 5
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 5
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 4
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 4
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 description 4
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 4
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 4
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 4
- 229910000753 refractory alloy Inorganic materials 0.000 description 4
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 3
- FRWYFWZENXDZMU-UHFFFAOYSA-N 2-iodoquinoline Chemical compound C1=CC=CC2=NC(I)=CC=C21 FRWYFWZENXDZMU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001245 Sb alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 2
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 2
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 2
- 239000002140 antimony alloy Substances 0.000 description 2
- LTPBRCUWZOMYOC-UHFFFAOYSA-N beryllium oxide Inorganic materials O=[Be] LTPBRCUWZOMYOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 description 2
- APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N indium atom Chemical compound [In] APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Chemical compound O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002006 petroleum coke Substances 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 2
- 238000005204 segregation Methods 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 239000005749 Copper compound Substances 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- FXYGHKTWVGLQJG-UHFFFAOYSA-N [Sb].[Cu].[Sn] Chemical compound [Sb].[Cu].[Sn] FXYGHKTWVGLQJG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 1
- 150000001880 copper compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910052955 covellite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 229910000765 intermetallic Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 1
- 239000006253 pitch coke Substances 0.000 description 1
- 229940072033 potash Drugs 0.000 description 1
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Substances [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000015320 potassium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000003672 processing method Methods 0.000 description 1
- 238000012958 reprocessing Methods 0.000 description 1
- 235000015598 salt intake Nutrition 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007921 spray Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 238000013517 stratification Methods 0.000 description 1
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 description 1
- 101150051314 tin-10 gene Proteins 0.000 description 1
- 230000004580 weight loss Effects 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Способ относится к цветной металлургии, в частности к способам переработки отходов в виде медно-свинцового штейна, шликеров и шпейзы, получающихся при шахтной и электротермической плавке руд, и отходов свинца и меди, при огневом рафинировании свинца от меди, олова и сурьмы. The method relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods for processing wastes in the form of copper-lead matte, slips and speys obtained from mine and electrothermal smelting of ores, and waste from lead and copper, by refining lead from copper, tin and antimony.
Известен способ бессемерования медно-свинцовых штейнов, содержащих цинк с присадкой кварца и без присадки его (1). При первом способе большая часть свинца переходит в шлак, а при втором - свинец улетучивается почти полностью вместе с цинком. A known method of semerizing copper-lead mattes containing zinc with an additive of quartz and without its additive (1). In the first method, most of the lead goes into slag, and in the second, lead disappears almost completely with zinc.
К недостаткам способа относится также потеря таких ценных компонентов как сурьма и олово. При бессемеровании штейна с добавлением кварца около 45% свинца и 90% Zn переходит в шлак, а олово образует силикаты. Сурьма как более летучая будет удаляться вместе с отходящими газами. Таким образом, вместо одного продукта получается три: черновая медь, шлаки с переменным составом окислов свинца, олова, сурьмы и пыли переменного состава. The disadvantages of the method also include the loss of such valuable components as antimony and tin. When the matte is baked without quartz, about 45% of lead and 90% of Zn are converted to slag, and tin forms silicates. Antimony as more volatile will be removed together with the exhaust gases. Thus, instead of one product, three is obtained: blister copper, slags with a variable composition of lead, tin, antimony and dust of variable composition.
Известен способ совместной переработки медно-свинцовых штейнов и клинкера вельц-печей (2) путем шахтной плавки в присутствии флюса и углеродсодержащего восстановителя, отличающийся тем, что с целью повышения селективности разделения и извлечения свинца в самостоятельную фазу, в шихту дополнительно вводят двуокись марганца в количестве 2-5% от веса шихты. A known method for the joint processing of copper-lead matte and clinker of Waelz kilns (2) by shaft smelting in the presence of flux and a carbon-containing reducing agent, characterized in that in order to increase the selectivity of separation and extraction of lead into an independent phase, manganese dioxide is additionally introduced into the charge in an amount 2-5% of the weight of the charge.
Недостатком описанного способа является неполное извлечение свинца в готовый продукт, образование медного штейна, потеря всех сопутствующих элементов. The disadvantage of the described method is the incomplete extraction of lead in the finished product, the formation of copper matte, the loss of all associated elements.
Известен способ переработки конвертерной пыли (3). A known method of processing converter dust (3).
Пыли по содержанию серы близки к штейнам, однако по содержанию сурьмы, олова и железа они намного беднее. Dusts are close to matte in terms of sulfur, but in terms of antimony, tin and iron, they are much poorer.
По данному способу шихта, составленная из конвертерной пыли (примерно половина порции), натриевой щелочи и восстановителя, подвергается плавке, к расплаву добавляется оставшаяся часть порции конвертерных пылей (без добавки флюса и восстановителя). При этом извлечение свинца составляет 92-99% в оставшемся щелочном шлаке концентрируется мышьяк, индий и другие металлы. According to this method, a mixture composed of converter dust (about half a portion), sodium alkali and a reducing agent is melted, the remaining portion of a converter dust is added to the melt (without the addition of a flux and a reducing agent). In this case, lead recovery is 92-99% in the remaining alkaline slag, arsenic, indium and other metals are concentrated.
В приведенном примере показано: конвертерная пыль в количестве 2500 кг, имеющая состав (в % вес.): свинец 60,5; медь 1,61; мышьяк 3,35; цинк 1,12; сурьма 1,77; сера 8,10; железо 0,51; серебро 121 г/т, индий 87 г/т, подвергается плавке с 1250 кг NaOH и 400 кг кокса в короткобарабанной печи, к расплаву добавляют 2500 кг пылей. В результате плавки получают 3000 кг чернового свинца, содержащего 95,55% свинца и 3300 кг шлака. The following example shows: converter dust in an amount of 2500 kg, having a composition (in% by weight): lead 60.5; copper 1.61; arsenic 3.35; zinc 1.12; antimony 1.77; sulfur 8.10; iron 0.51; silver 121 g / t, indium 87 g / t, is melted with 1250 kg of NaOH and 400 kg of coke in a short-drum furnace, 2500 kg of dust are added to the melt. As a result of smelting, 3000 kg of crude lead containing 95.55% lead and 3300 kg of slag are obtained.
Потери веса составляют 350 кг, а свинца 158,5 кг. Weight loss is 350 kg, and lead 158.5 kg.
Извлечение свинца в черновой сплав составило 94,76%. The lead recovery in the rough alloy was 94.76%.
Указанный способ имеет следующие недостатки:
- применяется дорогая щелочь, она при высоких температурах 800-900oC летит, разъедает футеровку печи;
- достаточно большое количество потерь свинца - 5,2% в указанном примере;
- не извлекается сурьме, медь, олово в отдельный продукт;
- получается большое количество шлаков, требующих громоздкой и экологически небезопасной гидрохимической переработки.The specified method has the following disadvantages:
- expensive alkali is used, it flies at high temperatures 800-900 o C, corrodes the lining of the furnace;
- a sufficiently large number of lead losses - 5.2% in this example;
- Antimony, copper, tin are not extracted into a separate product;
- a large amount of slag is obtained, requiring cumbersome and environmentally unsafe hydrochemical processing.
Наиболее близким по технической сущности является патент (4), в котором описан способ переработки отходов свинца, содержащих сурьму, олово и медь, включающий загрузку материала вместе с восстановителем, например с древесным углем, нефтяным коксом, в расплав карбонатов щелочных и щелочно-земельных металлов при непрерывном восстановлении свинца и примесей. Процесс ведется до накопления суммы всех тяжелых металлов (свинца, сурьмы, олова и меди) 28-38% от массы расплава карбонатов, или до достижения в расплаве 20-21% меди, после чего загрузку сырья прекращают, добавляют 25-30% углерода от массовой доли тяжелых цветных металлов и плавят до снижения концентрации меди в расплаве 1-2%, после чего цикл повторяют, т.е. снова загружают отходы свинца и восстановитель. The closest in technical essence is the patent (4), which describes a method for processing lead wastes containing antimony, tin and copper, which includes loading the material together with a reducing agent, for example, charcoal, petroleum coke, into a melt of alkali and alkaline earth metal carbonates with continuous recovery of lead and impurities. The process is carried out until the accumulation of the sum of all heavy metals (lead, antimony, tin and copper) is 28-38% of the mass of the carbonate melt, or until 20-21% of copper is reached in the melt, after which the feed is stopped, 25-30% of carbon from mass fraction of heavy non-ferrous metals and melt to a decrease in the concentration of copper in the melt 1-2%, after which the cycle is repeated, i.e. reload the lead waste and reducing agent.
Для снижения содержания меди в получаемом сплаве вместе с окисленными отходами свинца, содержащими олово, сурьму и медь загружают пыль шахтных печей в соотношении 1:1 по массе. To reduce the copper content in the resulting alloy, together with oxidized lead wastes containing tin, antimony and copper, the dust of shaft furnaces is charged in a ratio of 1: 1 by weight.
Для получения сплава с наименьшим содержанием примесей олова, меди и сурьмы плавку ведут при температуре ниже 950oC, а содержание углерода в шихте не более 6-8% от веса отходов до накопления суммы тяжелых цветных металлов 28-38%, после чего свинцовый сплав извлекают а в расплав добавляют 25-30% углерода от весовой доли тяжелых цветных металлов, и процесс ведут до снижения концентрации меди в расплаве 1-2%.To obtain an alloy with the lowest content of tin, copper and antimony impurities, melting is carried out at a temperature below 950 o C, and the carbon content in the charge is not more than 6-8% of the weight of the waste until the amount of heavy non-ferrous metals accumulates 28-38%, after which the lead alloy removed and 25-30% of carbon of the weight fraction of heavy non-ferrous metals is added to the melt, and the process is conducted until the copper concentration in the melt is reduced to 1-2%.
После извлечения богатого сурьмой, оловом и медью сплава из печи, его медленно охлаждают с 950-980oC до 380-400oC при непрерывном удалении с поверхности богатых медных съемов.After extraction of the alloy rich in antimony, tin and copper from the furnace, it is slowly cooled from 950-980 o C to 380-400 o C with the continuous removal of rich copper strippers from the surface.
При этом получаются съемы, содержащие медь 40-50%, а олова и сурьмы 15-25% каждого, которые являются приготовительным сплавом для получения баббитов или бронз. This results in extracts containing copper 40-50%, and tin and antimony 15-25% each, which are a preparatory alloy for producing babbits or bronzes.
Оставшийся сплав содержит по 0,5-3% меди, олова и сурьмы и является типичным черновым свинцом, пригодным для получения из него марочных сплавов свинца. The remaining alloy contains 0.5-3% of copper, tin and antimony and is a typical rough lead, suitable for obtaining from it lead alloys.
Недостатком указанного способа является двухстадийность процесса: сначала накапливают медь до 20-21% и извлекают комплексный сплав, а затем в оставшийся расплав добавляют избыток углерода и ведут процесс до обеднения расплава по меди до 1-2%. The disadvantage of this method is the two-stage process: first, copper is accumulated up to 20-21% and the complex alloy is extracted, and then excess carbon is added to the remaining melt and the process is carried out until the melt is depleted in copper to 1-2%.
Кроме того, этот процесс необходимо проводить при жестком контроле химического состава расплава солей и металла. Для снижения температуры плавления комплексного сплава добавляют пыль шахтных печей бедную по меди, олову и сурьме. In addition, this process must be carried out with tight control of the chemical composition of the molten salts and metal. To reduce the melting temperature of the complex alloy, the dust of mine furnaces is added, which is poor in copper, tin, and antimony.
Охлаждение сплава до 380-400oC связано с потерей тепла, которое надо потом восполнять при повторной переработке полупродуктов.Cooling the alloy to 380-400 o C is associated with heat loss, which must then be replenished during the reprocessing of intermediates.
Техническая задача данного изобретения состоит в создании способа комплексной переработки медно-свинцовых отходов, в частности штейна, позволяющем за одну стадию извлечь сурьму, олово, медь и никель в свинцовый сплав, снизить количество шлаков, получить черновой свинец и богатый по меди, олову, сурьме сплав, пригодный для получения сплавов типа баббитов и бронз. The technical task of this invention is to create a method for the integrated processing of copper-lead waste, in particular matte, which allows to extract antimony, tin, copper and nickel into a lead alloy in one step, reduce the amount of slag, get rough lead and rich in copper, tin, antimony an alloy suitable for producing alloys such as babbits and bronzes.
Способ извлечения цветных металлов из медно-свинцовых отходов, содержащих олово и сурьму, включающий загрузку материала с углеродистым восстановителем в расплаве солей щелочных и щелочно-земельных металлов, плавление с восстановлением тяжелых цветных металлов, осаждение их в медно-свинцовый сплав и получение чернового свинца и лигатуры, богатой медью, оловом, сурьмой, отличающийся тем, что в качестве медно-свинцовых отходов используют медно-свинцовый штейн, содержащий олово и сурьму, который измельчают и загружают в карбонатный расплав щелочных и щелочно-земельных металлов, восстанавливают при температуре 890-950oC, затем комплексный сплав, содержащий цветные металлы отделяют от расплава карбонатов и охлаждают до температуры 700-715oC с получением полупродуктов в виде чернового свинца и лигатуры на основе меди, при этом после извлечения комплексного сплава процесс загрузки шихты периодически повторяют.A method for extracting non-ferrous metals from copper-lead wastes containing tin and antimony, comprising loading material with a carbon reducing agent in a melt of alkali and alkaline earth metal salts, melting with the reduction of heavy non-ferrous metals, depositing them in a copper-lead alloy and producing crude lead and ligatures rich in copper, tin, antimony, characterized in that copper-lead matte containing tin and antimony is used as copper-lead waste, which is ground and loaded into a carbonate melt alkali and alkaline-earth metal is reduced at a temperature of 890-950 o C, then the complex alloy containing ferrous metals is separated from the molten carbonates and cooled to the temperature of 700-715 o C to obtain intermediates in the form of a crude lead and copper based master alloy, with after extraction of the complex alloy, the charge loading process is periodically repeated.
Способ, отличающийся тем, что количество восстановителя составляет 5-10% от массы штейна. The method, characterized in that the amount of reducing agent is 5-10% by weight of matte.
Способ, отличающийся тем, что штейн измельчают до крупности 0,01-8,0 мм, а масса штейна за одну загрузку составляет 0,15-0,25 от массы расплава карбонатов. The method, characterized in that the matte is crushed to a particle size of 0.01-8.0 mm, and the matte mass per load is 0.15-0.25 of the mass of the carbonate melt.
Штейн, как продукт переработки, имеет следующий химический состав (в % вес. ): Cu 32,61, Pb 13,94, S 17,69, Fe 24,1, Ni 2,0, Zn 0,17, Sb 8,0, Sn 2,5, As 1,5, Bi 6,3•10-3. Фазовый анализ показал наличие металлической фазы Pb и Zn, CuS, FeS и Si.Matte, as a processed product, has the following chemical composition (in wt%): Cu 32.61, Pb 13.94, S 17.69, Fe 24.1, Ni 2.0, Zn 0.17,
Количество серы достаточно, чтобы связать всю медь и часть железа в сульфид, но недостаточно, чтобы весь свинец, цинк, медь и железо связать в сульфиды. The amount of sulfur is enough to bind all copper and part of iron to sulfide, but not enough to bind all lead, zinc, copper and iron to sulfides.
Процесс ведут следующим образом. Штейн, содержащий медь, свинец, железо серу, никель, сурьму, олово и мышьяк измельчают до размеров 0,01-8,0 мм и загружают непрерывно или периодически вместе с восстановителем, например с древесным углем, нефтяным или пековым коксом, в расплав карбонатов щелочных и щелочно-земельных металлов при непрерывном накоплении комплексного свинцово-медно-сурьмяного сплава до слоя, достаточного для его извлечения. В расплав загружают очередную порцию шихты из штейна и восстановителя, периодически добавляя смесь карбонатов для восполнения их потерь. Загрузку штейна ведут порциями составляющими 0,15-0,25 от массы расплава карбонатов, а восстановителя 5-10% от массы штейна. The process is conducted as follows. A matte containing copper, lead, iron, sulfur, nickel, antimony, tin and arsenic is ground to a size of 0.01-8.0 mm and loaded continuously or periodically with a reducing agent, for example charcoal, petroleum or pitch coke, into the carbonate melt alkali and alkaline earth metals with continuous accumulation of complex lead-copper-antimony alloy to a layer sufficient to extract it. The next portion of the mixture from matte and reducing agent is loaded into the melt, periodically adding a mixture of carbonates to make up for their losses. The matte is loaded in portions of 0.15-0.25 of the mass of the carbonate melt, and the reducing agent is 5-10% of the matte mass.
Процесс восстановления ведут при температурах 890-950oC, а комплексный сплав медленно охлаждают до 700-715oC, после чего отделяют жидкотекучую часть в виде чернового свинца от тугоплавкой массы на основе меди.The recovery process is carried out at temperatures of 890-950 o C, and the complex alloy is slowly cooled to 700-715 o C, after which the fluid part in the form of rough lead is separated from the refractory mass based on copper.
При снижении температуры ниже 890oC процесс восстановления замедляется, в расплаве накапливается осадок и идет накопление окисленных соединений меди. При температуре выше 950oC происходит сильное улетучивание карбонатов, а также олова.When the temperature drops below 890 o C, the recovery process slows down, a precipitate accumulates in the melt and oxidized copper compounds accumulate. At temperatures above 950 o C there is a strong volatilization of carbonates, as well as tin.
При содержании восстановителя менее 5% и без восстановителя происходит неполное восстановление цветных металлов, особенно меди, а при добавлении восстановителя более 10% происходит взаимодействие углерода с карбонатом, и увеличиваются потери расплава на 1 т продукции. When the content of the reducing agent is less than 5% and without the reducing agent, the non-ferrous metals, especially copper, are incompletely reduced, and when the reducing agent is added more than 10%, carbon and carbonate react and the melt losses per 1 ton of production increase.
Количество загружаемого штейна не должно превышать 0,25 от массы расплава карбонатов, чтобы не заморозить расплав, при снижении массы штейна менее 0,15 снижается производительность. The amount of matte loaded should not exceed 0.25 of the mass of the carbonate melt, so as not to freeze the melt, with a decrease in the matte mass of less than 0.15, the productivity decreases.
При крупности измельчения штейна 0,01-8,0 мм наиболее быстро растворяется штейн в расплаве карбонатов. With a matte fineness of 0.01-8.0 mm, matte most quickly dissolves in the carbonate melt.
Снижение температуры до 700-715oC для расслоения расплава связано с образованием интерметаллидов на основе меди и при других температурах полного разделения чернового свинца от твердого сплава на основе меди не происходит. Сплав либо весь жидкий, либо весь застывает, а если и отделяется твердая часть, то содержит 25-30% свинца, а не 8-9, как при температуре 700-715oC. В то же время свинцовый сплав содержит до 10-15% меди.A decrease in temperature to 700-715 o C for stratification of the melt is associated with the formation of copper-based intermetallic compounds and at other temperatures, complete separation of blister lead from copper-based hard alloy does not occur. The alloy is either all liquid or all solidifies, and if the solid part is separated, it contains 25-30% lead, and not 8-9, as at a temperature of 700-715 o C. At the same time, the lead alloy contains up to 10-15 % copper.
Черновой свинец содержит по 2,5-2,6% сурьмы и олова, а тугоплавкая часть до 42% меди и не было 8-9 свинца. Общее извлечение всех тяжелых цветных металлов из штейна в сплав достигает 94,5%, а свинца 97,5%. Тугоплавкий сплав пригоден как приготовительный сплав для получения бронз и лигатур на основе меди. Raw lead contains 2.5-2.6% of antimony and tin, and the refractory part is up to 42% of copper and there was no 8-9 lead. The total recovery of all heavy non-ferrous metals from matte to alloy reaches 94.5%, and lead 97.5%. The refractory alloy is suitable as a preparatory alloy for the production of bronzes and copper-based alloys.
Достоинство указанного способа в его простоте, процесс осуществляется в одну стадию восстановления цветных металлов из штейна. The advantage of this method in its simplicity, the process is carried out in one stage of the recovery of non-ferrous metals from matte.
Подготовка сырья к плавке заключается в дроблении штейна и восстановителя, а загрузку можно производить как в виде смеси, так и по отдельности. Процесс ликвации можно осуществить после выливки сплава и охлаждении до 700-715oC в изложнице или ковше.Preparation of raw materials for smelting consists in crushing matte and a reducing agent, and loading can be performed both in the form of a mixture or separately. The segregation process can be carried out after pouring the alloy and cooling to 700-715 o C in the mold or bucket.
Практически отсутствуют шлаки, так как часть карбонатов испаряется в виде CO2, а оставшаяся часть остается жидкотекучей и при периодическом добавлении новой порции свежих солей процесс можно вести непрерывно.There are practically no slags, since part of the carbonates evaporates in the form of CO 2 , and the remaining part remains liquid and, with the periodic addition of a new portion of fresh salts, the process can be carried out continuously.
Не требуется гидрометаллургической переработки шлаков, так как все тяжелые цветные металлы нацело извлекаются
Даже за одну стадию в течение 35-60 минут общее извлечение всех металлов составило свинца (среднее из 2-х опытов) 97,5%, меди 78%, железа 42,7%, а никеля, сурьмы и олова - практически 100%.No hydrometallurgical processing of slag is required, since all heavy non-ferrous metals are fully recovered
Even in one stage for 35-60 minutes, the total extraction of all metals was lead (the average of 2 experiments) 97.5%, copper 78%, iron 42.7%, and nickel, antimony and tin - almost 100%.
Новым в данном процессе является
- загрузка измельченного до 0,01-8,0 мм штейна и восстановителя в жидкий расплав карбонатов;
- восстановление всех тяжелых цветных металлов в расплаве карбонатов и их полное осаждение в медно-свинцовом сплаве на подине агрегата под слоем солей;
- ликвидация сплава при 700-715oC в процессе охлаждения вылитого сплава и разделение его на черновой свинец и богатую медью, сурьмой и оловом лигатуру.New in this process is
- loading crushed to 0.01-8.0 mm matte and reducing agent in a liquid melt of carbonates;
- recovery of all heavy non-ferrous metals in the molten carbonates and their complete deposition in a copper-lead alloy on the bottom of the unit under a layer of salts;
- liquidation of the alloy at 700-715 o C during the cooling process of the cast alloy and its separation into rough lead and rich in copper, antimony and tin ligature.
Сочетание восстановления штейна на богатый комплексный сплав и последующей ликвидации позволяет получить черновой свинец и медно-сурьмяно-оловянную лигатуру содержащую железо и никель. Какие-либо отходы, содержащие тяжелые цветные металлы, отсутствуют, т.е. происходит полная утилизация штейна. The combination of matte reduction to a rich complex alloy and subsequent elimination allows to obtain rough lead and copper-antimony-tin ligature containing iron and nickel. There is no waste containing heavy non-ferrous metals, i.e. complete matte utilization occurs.
Пример 1. В печь сопротивления Таммана установили тигель из окиси бериллия с внутренним размером диаметром 38 и высотой 80 мм, загрузили и наплавили 80 г Na2CO3 и 40 г K2CO3, нагрели до 890oC и в течение 40 мин за 8 приемов загрузили 150 г штейна измельченного до 8,0 мм, без восстановителя.Example 1. In a resistance furnace Tamman installed a beryllium oxide crucible with an inner diameter of 38 and a height of 80 mm, loaded and melted 80 g of Na 2 CO 3 and 40 g of K 2 CO 3 , heated to 890 o C and for 40 minutes 8 receptions loaded with 150 g of matte crushed to 8.0 mm, without reducing agent.
Температуру поддерживали в пределах 890-950oC (среднее 916,8oC), после загрузки штейна выдержали в течение 20 минут, а общее время выдержки - 60 минут.The temperature was maintained within the range of 890-950 o C (average 916.8 o C), after loading the matte, it was kept for 20 minutes, and the total exposure time was 60 minutes.
Состав штейна (в % вес.): 13,94 свинец, 28-32,61 медь, 2,0 никель, 20-24,1 железо, 7-8,0 сурьма, 3,5 олово, 1,5 мышьяк, 17,69 сера, остальное - влага. Matte composition (% by weight): 13.94 lead, 28-32.61 copper, 2.0 nickel, 20-24.1 iron, 7-8.0 antimony, 3.5 tin, 1.5 arsenic, 17.69 sulfur, the rest is moisture.
Тигель извлекли из печи и содержимое вылили в изложницу, охладили взвесили свинцово-медно-сурьмяный сплав и сплав солей. Извлечено 75 г комплексного сплава и 95 г сплава солей. Состав сплава (в % вес.): свинец 58,66; медь 12,8; никель 4,2; железо 0,6; сурьма 21,9; олово 10; серебро 26 г/т, золото 1,0 г/т. The crucible was removed from the furnace and the contents were poured into the mold, cooled, the lead-copper-antimony alloy and the salt alloy were weighed. 75 g of a complex alloy and 95 g of an alloy of salts are recovered. Alloy composition (% by weight): lead 58.66; copper 12.8; nickel 4.2; iron 0.6; antimony 21.9;
Состав сплава (в % вес. ): свинец 0,84, медь 9,85, железо 14,32, остальное не определяли. Alloy composition (% by weight): lead 0.84, copper 9.85, iron 14.32, the rest was not determined.
Извлечение в металл свинца 98,5%, меди 55,1%, железа 4,02%, а всех металлов 70%. Extraction into metal of lead is 98.5%, copper 55.1%, iron 4.02%, and all metals 70%.
Пример 2. В тигле из окиси бериллия наплавили 80,0 г Na2CO3 и 40 г K2CO3. В расплав солей в 6 приемов за 25 мин загрузили 150 г штейна и 10 г древесного угля, измельченных до 0-8,0 мм. Плавка продолжалась 40 мин Tср = 949,4oC (в интервале 930-975oC) штейн был прежнего состава.Example 2. In a crucible from beryllium oxide, 80.0 g of Na 2 CO 3 and 40 g of K 2 CO 3 were melted. 150 g of matte and 10 g of charcoal, crushed to 0-8.0 mm, were loaded into the molten salt in 6 stages in 25 minutes. Melting lasted 40 min T cf = 949.4 o C (in the range of 930-975 o C) matte was the same composition.
Получено после плавки 90 г комплексного сплава и 18,2 г сплава солей, часть твердого осадка осталось в тигле. After melting, 90 g of a complex alloy and 18.2 g of an alloy of salts were obtained; part of the solid precipitate remained in the crucible.
Извлечение всех металлов в сплав составило - 90%. Состав полученного сплава (в % вес.): свинец 21,98, медь 36,0, никель 2,3, железо 11,4, сурьма 10,0, олово 1,9, серебро 23 г/т, золото 10 г/т. Extraction of all metals into the alloy was 90%. The composition of the obtained alloy (in wt%): lead 21.98, copper 36.0, nickel 2.3, iron 11.4, antimony 10.0, tin 1.9, silver 23 g / t, gold 10 g / t
Пример 3. В тигель из окиси алюминия загрузили 187,6 г сплавов из 3-х предыдущих опытов, нагрели до 830 г и расплавили металл, перемешивали стальным стержнем и охладили до 700oC в течение 35 мин. Последние 10 мин охлаждали со скоростью 1,5 градуса/мин. Из тигля вылили жидкотекучий черновой свинец, охладили сплавы, взвесили, получилось 46,5 г чернового свинца и 130 г твердого тугоплавкого сплава, 10 г осталось на стенках тигля.Example 3. In an aluminum oxide crucible, 187.6 g of alloys from the previous 3 experiments were loaded, heated to 830 g and the metal was melted, stirred with a steel rod and cooled to 700 ° C for 35 minutes. The last 10 minutes were cooled at a rate of 1.5 degrees / min. Liquid flowing rough lead was poured from the crucible, the alloys were cooled, weighed, 46.5 g of rough lead and 130 g of a hard refractory alloy were obtained, 10 g remained on the walls of the crucible.
Состав чернового свинца (в % вес. ): свинец 92,57, медь 2,5, никель 0,062, железо 0,044, сурьма 2,62, олово 0,32, серебро 29,7 г/т, золото не обнаружено. Состав тугоплавкого сплава (в % вес.): свинец 8,85, медь 42,55, никель 4,87, железо 5,78, сурьма 23,45, олово 5,0, серебро 25,8 г/т, золото 3 г/т. Composition of crude lead (in wt%): lead 92.57, copper 2.5, nickel 0.062, iron 0.044, antimony 2.62, tin 0.32, silver 29.7 g / t, gold was not found. The composition of the refractory alloy (in wt%): lead 8.85, copper 42.55, nickel 4.87, iron 5.78, antimony 23.45, tin 5.0, silver 25.8 g / t, gold 3 g / t
При этом распределение металлов между продуктами ликвации было следующим: в черновой металл перешло свинца 78,35%, меди 2,02%, никеля 0,47%, железа 0,26%, олова 0,5%, сурьмы 15,47%, в тугоплавкий сплав перешло свинца 21,65%, меди 97,98%, никеля 99,53%, железа 99,74%, сурьмы 84,5%, олова 99,5%. At the same time, the distribution of metals between the segregation products was as follows: 78.35% lead, copper 2.02%, nickel 0.47%, iron 0.26%, tin 0.5%, antimony 15.47% went into the base metal. Lead 21.65%, copper 97.98%, nickel 99.53%, iron 99.74%, antimony 84.5%, tin 99.5% went into the refractory alloy.
Расходные коэффициенты из 3-х опытов составили:
1. Штейн - 1,731 г/г. 2. Сода - 1,0 г/г.Consumption ratios from 3 experiments amounted to:
1. Matte - 1.731 g / g. 2. Soda - 1.0 g / g.
3. Поташ - 0,5 г/г. 4. Древесный уголь - 96 кг/т. 3. Potash - 0.5 g / g. 4. Charcoal - 96 kg / t.
Поскольку единичные опыты связаны с потерями солей при сливе, разбрызгиванием солей при загрузке сырья, испарением при перегреве, то истинный расход солей при непрерывном процессе будет в несколько раз меньше, т.е. не более 70-80 кг, как это было при переработке других видов свинцового сырья. Since individual experiments are associated with salt losses during discharge, salt spray during loading of raw materials, and evaporation during overheating, the true salt consumption during a continuous process will be several times smaller, i.e. no more than 70-80 kg, as was the case with the processing of other types of lead raw materials.
Результаты опытов приведены в таблице. Экспериментально установлено, что в трех первых опытах восстановление цветных металлов составило в среднем 92%, а в четвертом опыте показано, что полученные комплексные сплавы легко разделяются на два полупродукта, причем 24-25% переходит в черновой свинец, а 75-76% - в бронзовый сплав. The results of the experiments are shown in the table. It was experimentally established that in the first three experiments, the recovery of non-ferrous metals amounted to an average of 92%, and in the fourth experiment it was shown that the obtained complex alloys are easily divided into two intermediate products, with 24-25% being converted to crude lead, and 75-76% to bronze alloy.
Список использованной литературы
1. Д.М. Чижиков. Металлургия тяжелых цветных металлов. М.Л.Изд. АН СССР. 1948. с. 774.List of references
1. D.M. Chizhikov. Metallurgy of heavy non-ferrous metals. M.L. USSR Academy of Sciences. 1948. p. 774.
2. Авторское свмдетельство СССР N 802387 C 22 B 7/00 "Способ совместной переработки медно-свинцовых штейнов и клинкера вельц-печей". А.Г. Сланов, Н. С. Крысенко, В. И. Огородничук, К.К. Шаров, А.С. Коваленко, Ю.Ф. Громов. Опубл. 07.02.81. БИ N 5. 2. USSR author's copyright certificate N 802387 C 22 B 7/00 "Method for the joint processing of copper-lead matte and clinker of Waelz kilns". A.G. Slanov, N.S. Krysenko, V.I. Ogorodnichuk, K.K. Sharov, A.S. Kovalenko, Yu.F. Gromov. Publ. 02/07/81. BI N 5.
3. Авторское свидетельство НБР, кл. C 22 B 7/00 N 19286, заявл. 26.03.73. опубл. 20.04.78. Метод переработки конвертерных пылей. РЖмет. 1980. 3. Copyright certificate of the NBR, cl. C 22 B 7/00 N 19286, claimed 03/26/73. publ. 04/20/78. Converter dust processing method. RZhmet. 1980.
4. Патент РФ N 2114200, C 22 B 7/00 "Способ переработки отходов свинца, содержащих сурьму, олово и медь", Казанцев Г.Ф., Барбин Н.М., Моисеев Г.К., Ватолин Н.А. опубл. 27.06.98. 4. RF patent N 2114200, C 22 B 7/00 "Method for processing lead wastes containing antimony, tin and copper", Kazantsev GF, Barbin NM, Moiseev GK, Vatolin N.A. publ. 06/27/98.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99108829A RU2154682C1 (en) | 1999-04-21 | 1999-04-21 | Method of recovery of non-ferrous metals from copper-and-lead wastes containing tin and antimony |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99108829A RU2154682C1 (en) | 1999-04-21 | 1999-04-21 | Method of recovery of non-ferrous metals from copper-and-lead wastes containing tin and antimony |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2154682C1 true RU2154682C1 (en) | 2000-08-20 |
Family
ID=20219139
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU99108829A RU2154682C1 (en) | 1999-04-21 | 1999-04-21 | Method of recovery of non-ferrous metals from copper-and-lead wastes containing tin and antimony |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2154682C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2692008C1 (en) * | 2018-05-07 | 2019-06-19 | Акционерное общество "Уралэлектромедь" | Method of processing antimonic-tin concentrate by vacuum distillation |
| CN114774704A (en) * | 2022-04-20 | 2022-07-22 | 柳州华锡有色设计研究院有限责任公司 | A method for producing low-lead tin-based babbitt alloy by utilizing tin refining slag |
| WO2024124684A1 (en) * | 2022-12-15 | 2024-06-20 | 广西华锡集团股份有限公司 | Method for recovering lead, antimony and tin from complex lead-antimony hazardous waste material |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU607850A1 (en) * | 1976-12-20 | 1978-05-25 | Предприятие П/Я В-2665 | Method of processing copper-lead matte |
| US4115109A (en) * | 1976-04-21 | 1978-09-19 | N L Industries, Inc. | Secondary lead smelting process |
| SU648629A1 (en) * | 1977-10-25 | 1979-02-25 | Ervin Basharatyan | Method of reprocessing copper-lead mattes |
| SU802387A1 (en) * | 1979-02-15 | 1981-02-07 | Запорожский индустриальный институт | Method of combined processing of copper-lead mattes and clinker of rotary-kiln |
| SU1654355A1 (en) * | 1989-06-15 | 1991-06-07 | Казахский политехнический институт им.В.И.Ленина | Method of processing copper-lead matte |
| RU2030465C1 (en) * | 1990-07-10 | 1995-03-10 | Казахский политехнический институт им.В.И.Ленина | Method for processing of copper-lead mattes |
| RU2114200C1 (en) * | 1996-12-03 | 1998-06-27 | Институт металлургии Уральского отделения РАН | Method for processing lead wastes containing antimony, tin and copper |
-
1999
- 1999-04-21 RU RU99108829A patent/RU2154682C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4115109A (en) * | 1976-04-21 | 1978-09-19 | N L Industries, Inc. | Secondary lead smelting process |
| SU607850A1 (en) * | 1976-12-20 | 1978-05-25 | Предприятие П/Я В-2665 | Method of processing copper-lead matte |
| SU648629A1 (en) * | 1977-10-25 | 1979-02-25 | Ervin Basharatyan | Method of reprocessing copper-lead mattes |
| SU802387A1 (en) * | 1979-02-15 | 1981-02-07 | Запорожский индустриальный институт | Method of combined processing of copper-lead mattes and clinker of rotary-kiln |
| SU1654355A1 (en) * | 1989-06-15 | 1991-06-07 | Казахский политехнический институт им.В.И.Ленина | Method of processing copper-lead matte |
| RU2030465C1 (en) * | 1990-07-10 | 1995-03-10 | Казахский политехнический институт им.В.И.Ленина | Method for processing of copper-lead mattes |
| RU2114200C1 (en) * | 1996-12-03 | 1998-06-27 | Институт металлургии Уральского отделения РАН | Method for processing lead wastes containing antimony, tin and copper |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2692008C1 (en) * | 2018-05-07 | 2019-06-19 | Акционерное общество "Уралэлектромедь" | Method of processing antimonic-tin concentrate by vacuum distillation |
| CN114774704A (en) * | 2022-04-20 | 2022-07-22 | 柳州华锡有色设计研究院有限责任公司 | A method for producing low-lead tin-based babbitt alloy by utilizing tin refining slag |
| CN114774704B (en) * | 2022-04-20 | 2023-09-15 | 柳州华锡有色设计研究院有限责任公司 | A method for producing low-lead tin-based Babbitt alloy using tin refining slag |
| WO2024124684A1 (en) * | 2022-12-15 | 2024-06-20 | 广西华锡集团股份有限公司 | Method for recovering lead, antimony and tin from complex lead-antimony hazardous waste material |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101372728B (en) | Apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
| TWI760476B (en) | Improved process for the production of crude solder | |
| EP4061972B1 (en) | Improved copper smelting process | |
| KR20200088453A (en) | Improved dry refining process | |
| KR20200094211A (en) | Improvement of copper/tin/lead production | |
| US4033761A (en) | Process for the separation of copper sulfide from metallic lead entrained in a dross | |
| KR102459098B1 (en) | Improved copper manufacturing process | |
| KR102489797B1 (en) | Improved Solder Manufacturing Process | |
| RU2154682C1 (en) | Method of recovery of non-ferrous metals from copper-and-lead wastes containing tin and antimony | |
| EP0007890B1 (en) | A method of manufacturing and refining crude lead from arsenic-containing lead raw-materials | |
| RU2114200C1 (en) | Method for processing lead wastes containing antimony, tin and copper | |
| RU2112064C1 (en) | Method of processing of products based on chalcogenides of base metals containing metals of platinum group and gold | |
| US4333762A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for the separation of antimony values from material containing sulfo-antimony compounds of copper | |
| RU2592009C1 (en) | Method of processing nonferrous metallurgy intermediate products containing lead, copper and zinc | |
| AU7341098A (en) | Recycling process for brass foundry waste | |
| RU2224034C1 (en) | Platinum metal extraction method | |
| JP2016191120A (en) | Non-ferrous smelting slag treatment method | |
| RU2130501C1 (en) | Method of processing lead-zinc wastes containing tin and copper | |
| RU2125106C1 (en) | Method of processing dead lead-acid storage batteries | |
| RU2150520C1 (en) | Method of processing zinc- and copper-containing lead cakes and dusts | |
| US4021235A (en) | Operating method for slag cleaning furnace in copper refining | |
| RU2261285C1 (en) | Method of production of blister copper and zinc | |
| WO1992019699A2 (en) | Process for purifying lead using calcium/sodium filter cake | |
| RU2784865C2 (en) | Improved method for solder production | |
| RU2772863C2 (en) | Improvement of production of copper/tin/lead |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20060422 |