RU2130501C1 - Способ переработки свинцово-цинковых отходов, содержащих олово и медь - Google Patents
Способ переработки свинцово-цинковых отходов, содержащих олово и медь Download PDFInfo
- Publication number
- RU2130501C1 RU2130501C1 RU97121998A RU97121998A RU2130501C1 RU 2130501 C1 RU2130501 C1 RU 2130501C1 RU 97121998 A RU97121998 A RU 97121998A RU 97121998 A RU97121998 A RU 97121998A RU 2130501 C1 RU2130501 C1 RU 2130501C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- zinc
- lead
- reducing agent
- copper
- sublimates
- Prior art date
Links
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 32
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 28
- 239000002699 waste material Substances 0.000 title claims abstract description 25
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 19
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 19
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 15
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 14
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 5
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 51
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 28
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 26
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 21
- 229910000978 Pb alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 16
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 14
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 6
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims abstract description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 28
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 11
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 10
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 10
- -1 alkaline earth metal carbonates Chemical class 0.000 claims description 6
- 239000010953 base metal Substances 0.000 claims description 6
- 238000011068 loading method Methods 0.000 claims description 6
- 239000007858 starting material Substances 0.000 claims description 2
- 239000011133 lead Substances 0.000 abstract description 52
- 239000011135 tin Substances 0.000 abstract description 29
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 26
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 26
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 abstract description 16
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 abstract description 16
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 11
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 abstract description 6
- 238000001816 cooling Methods 0.000 abstract description 4
- 230000009467 reduction Effects 0.000 abstract description 3
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 25
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 18
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 14
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 10
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 10
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 10
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 8
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 6
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 4
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 4
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 description 4
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 4
- FRWYFWZENXDZMU-UHFFFAOYSA-N 2-iodoquinoline Chemical compound C1=CC=CC2=NC(I)=CC=C21 FRWYFWZENXDZMU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 3
- LTPBRCUWZOMYOC-UHFFFAOYSA-N beryllium oxide Inorganic materials O=[Be] LTPBRCUWZOMYOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 235000012970 cakes Nutrition 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 2
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 2
- 238000005202 decontamination Methods 0.000 description 2
- 230000003588 decontaminative effect Effects 0.000 description 2
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 2
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 2
- 229940072033 potash Drugs 0.000 description 2
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Substances [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 235000015320 potassium carbonate Nutrition 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 2
- 238000005204 segregation Methods 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- 240000001426 Amorpha canescens Species 0.000 description 1
- 235000015911 Amorpha canescens Nutrition 0.000 description 1
- 235000004047 Amorpha fruticosa Nutrition 0.000 description 1
- 229910001369 Brass Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001245 Sb alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 1
- 229910000288 alkali metal carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000008041 alkali metal carbonates Chemical class 0.000 description 1
- 229910052728 basic metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003818 basic metals Chemical class 0.000 description 1
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 239000010951 brass Substances 0.000 description 1
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 235000021463 dry cake Nutrition 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 1
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000010808 liquid waste Substances 0.000 description 1
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- HBMJWWWQQXIZIP-UHFFFAOYSA-N silicon carbide Chemical compound [Si+]#[C-] HBMJWWWQQXIZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910010271 silicon carbide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 239000002023 wood Substances 0.000 description 1
- 239000011787 zinc oxide Substances 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
Изобретение может быть использовано для извлечения свинца из тонких пылей, кеков и съемов, содержащих цинк, олово и медь. Способ включает загрузку и плавление исходного материала с углеродистым восстановителем в присутствии солей щелочных и щелочноземельных металлов при 880 - 1160oС в течение 2-4 ч, извлечение свинцового сплава, охлаждение и улавливание возгонов цинка, при этом соотношение массы восстановителя и суммы основных металлов поддерживают равным (0,3 - 0,6) : 1, а соотношение массы карбонатного расплава к массе загружаемых отходов - (7,5-20) : 1. Для максимального извлечения олова и меди в свинцовый сплав содержание углерода в восстановителе должно быть не менее 0,4 и не более 0,6 от суммы основных металлов в отходах, а для максимального извлечения цинка в возгоны температуру расплава поддерживают в интервале 1100-1160oC. Пвышается степень извлечения свинца и цинка, достигается упрощение процесса за счет сокращения количества стадий. 3 з.п. ф-лы, 1 табл.
Description
Способ относится к цветной металлургии, в частности к способам извлечения свинца из тонких пылей, кеков и съемов, содержащих цинк, олово и медь.
Известен способ переработки отходов свинца, содержащих цинк, олово и медь, путем добавления их к шихте агломерации на свинцовых заводах [1].
По этому способу вновь получается большое количество пыли, а извлечение свинца не более 20%, остальные металлы теряются.
Известен процесс Cardiff извлечения Zn и Pb из пылей электродуговых печей при производстве стали.
Содержание Zn в их составе 12-30%, а свинца 3-6%. Пыль обрабатывают горячим раствором NaOH высокой концентрации, в результате чего в раствор переходят Zn, Pb и ряд примесей. После цементации свинца цинковой пылью получают очищенный цинковый раствор, который направляют на элеткролиз, и осадок, содержащий до 75% Pb.
При высоком содержании железа в исходной пыли проводят предварительный низкотемпературный восстановительный обжиг.
Процесс Cardiff пригоден для извлечения Zn и Pb из окисленных отходов производства меди, латуни, процессов гальваники [2].
Недостатками такого способа являются: многоступенчатость процесса, необходимость гидрометаллургической переработки всей пыли, получение только цинка в конечный продукт, получение свинца в виде влажного кека.
Электролитическое получение цинка очень сложное, экологически небезопасное (применение кислот, щелочей, наличие вторичных шламов).
Известен способ извлечения металлов из пылей, образующихся при агломерации свинцовоцинковых концентратов, или из шламов, образующихся при сернокислотном выщелачивании этих пылей [3]. Пыли, содержащие в %: Pb 55-56, Cd 1-5, Zn 1-6, или шламы, содержащие: Pb 59-69, Cd 5-30, Zт 0,5-3 смешивают с углеродсодержащим восстановителем (коксиком) в количестве 4,5-15 вес.ч. и флюсом, содержащим Na2CO3 в количестве 10,5 - 40,5 вес.ч. К шихте добавляют воду до влажности 3-14%, после чего шихту плавят в пламенной печи при 1100-1300oC, после завершения плавки Pb отделяют от шлака, а Zn извлекают из образующихся при плавке пылей.
Указанный способ имеет следующие недостатки: высокая температура плавки до 1300oC обуславливает большое количество возгонов, в которые уходит кроме Cd и Zn большое количество Pb. При плавке получается много шлаков, куда уходит вся сода, часть цинка и свинца, получается только один готовый продукт.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ переработки окисных свинцовых пылей медеплавильных заводов [4]. Окисные пыли обезмеживания шлаков взвешенной плавкой и конвертирования Fe-Cu-Pb сплавов, содержащие окислы Pb, Zn, Cu, смешивают с технологическими добавками и гранулируют. В качестве добавок используют Na2CO3, коксик и воду, или Na2CO3, коксик, воду и гранулированный обезмеженный шлак, или Na2CO3, коксик, воду, песок и известняк.
В любом случае содержание добавок в шихте составляет (в %): Na2CO3 1-5, коксик 4-8, обезмеженный шлак 10-25. Подготовленную шихту восстанавливают в электродуговой печи. Если обезмеженный шлак не входит в состав исходной шихты, то его добавляют в ходе плавки, так как его добавка способствует более полному переходу Zn в шлак при электроплавке.
Температура металла в процессе восстановления поддерживают на уровне 900-1000oC, а шлака 1150-1200oC.
Плавку ведут таким образом, чтобы содержание Zn в шлаке составляло 10-25%.
Полученный шлак далее перерабатывают в вельц печи, а образующиеся пыли улавливают и смешивают с исходной шихтой.
В приведенном примере показано, что в результате переработки пылей, обезмеживания шлака, содержащих (в %): Pb 60, Zn 15, Cu 1,5, пылей конвертирования Fe-Cu-Pb сплавов, содержащих (в %): Pb 80, Zn 4, Cu 3, получен черновой свинец, содержащий (в %): Pb 95, Cu 3,4, и шлак, содержащий в %: Pb 5, Zn 21. Извлечение цинка в шлак составило 97% от его содержания в шихте.
Основным недостатком способа является:
- многостадийность (гранулирование, плавка, вельцевание шлака, улавливание пыли и возврат в исходную шихту);
- получение чернового свинца и полупродукта - шлака с содержанием цинка 10-25%;
- большое количество пыли;
- низкое суммарное извлечение свинца и цинка - не более 77-92.
- многостадийность (гранулирование, плавка, вельцевание шлака, улавливание пыли и возврат в исходную шихту);
- получение чернового свинца и полупродукта - шлака с содержанием цинка 10-25%;
- большое количество пыли;
- низкое суммарное извлечение свинца и цинка - не более 77-92.
Технической задачей предлагаемого способа является комплексная переработка отходов с переводом свинца, олова и меди в сплав, а цинка в возгоны и повышение общего извлечения металлов.
Поставленная задача достигается тем, что в способе переработки свинцово-цинковых отходов, содержащих олово и медь, включающем загрузку и плавление исходного материала с углеродистым восстановителем в присутствии солей щелочных и щелочноземельных металлов, согласно изобретению сухую смесь отходов с восстановителем загружают в расплав карбонатов; выдерживают при температуре 880 - 1160oC в течение 2-4 часов, извлекают свинцовой сплав, а возгоны цинка охлаждают и улавливают, при этом соотношение массы углерода восстановителя и суммы основных металлов в отходах поддерживают, равным (0,3-0,6): 1, а соотношение массы карбонатного расплава к массе загружаемых отходов, равным (7,5-20,0):1.
Смесь отходов и восстановителя или каждый в отдельности загружается в расплав карбонатов щелочных металлов или их смесей с карбонатами щелочноземельных металлов при температуре 880-1160oC, выдерживает в течение 2-4 часов, извлекают полученный свинцовый сплав, а получающиеся возгоны цинка охлаждают и улавливают, например в коттрелях или рукавных фильтрах. При загрузке сырья и восстановителя должно выдерживаться соотношение массы углерода в восстановителе к суммарной массе основных цветных металлов (Pb, Zn, Sb, Sn, Cu) не менее 0,3:1, но не более 0,6:1, а соотношение массы карбонатного расплава к массе загружаемой пыли как (7,5 - 21):1. При соотношении массы углерода восстановителя к сумме основных металлов в отходах менее 7,5 : 1 возникает переохлаждение и загустевание расплава, требуется дополнительный нагрев, а при превышении соотношения 20,0:1 производительность печи снижается из-за малой загрузки сырья и излишних потерь от улетучивания солей.
Для повышения качества цинковой пыли за счет снижения содержания в ней свинца и олова время выдержки смеси сырья и восстановителя должно быть не менее 3-х часов или нужно вести непрерывный процесс.
Для достижения максимального извлечения металлов в свинцовый сплав содержание углерода в смеси должно составлять не менее 0,4 и не более 0,6 от суммы основных металлов в пыли и других отходах.
В целях максимального извлечения цинка в возгоны, а олова в свинцовый сплав температуры расплава необходимо поддерживать в интервале 1100-1160oC, а время выдержки не менее 3-х часов.
Полученный свинцовый сплав, имеющий повышенное содержание сурьмы, меди и олова, подвергают ликвации, для чего вылитый из печи сплав при температуре 850-900oC выливают в изложницу, и медленно охлаждая до температуры 380-400oC, непрерывно снимают всплывающие шликеры, до снижения содержания сурьмы и меди в черновом свинце до 2-3,5%, а олова до 0,4-0,6%.
Отходящие газы из печи охлаждают до температуры 50-60oC, улавливают цинковую пыль в коттрелях или рукавных фильтрах, которая осаждается почти на 90% в последних. Охлаждение газов должно быть достаточно быстрым и газы нельзя разбавлять воздухом, так как содержащийся в них металлический цинк получается мелкодисперсным и склонным к возгоранию.
Пример 1. В печь Таммана установили тигель из окиси бериллия ⌀ 55 мм и высотой 85 мм (внутр. ), загрузили 100 г Na2CO3 и 40 г K2CO3 технической чистоты, нагрели до 1000oC, загрузили 30,7 г сплава CCy2 (Pb+2% Sb) и затем загрузили порциями по 10 г в 4 приема 40 г сухого кека и 5 г древесного угля крупностью 3 мм.
Расплав выдержали в течение 1 часа 15 мин, одновременно улавливая возгоны с окисью цинка, улетающего из расплава.
По окончании опыта сплав металлов и расплав соли вылили в графитовую изложницу, остудили, свинцовый сплав и соли отделили, взвесили и проанализировали сплав свинца, плав солей и возгоны.
В результате плавки получили прирост металла 3,8 г, плав солей 67,2 г, возгонов 6,1 г.
Состав металла в вес.%: Pb 87,3, Sb 1,83, Sn 0,47, Cu 1,99, Zn 0,065, Cd 0,001, Bi 0,047, Fe 0,07.
Состав плава в вес.%: Pb 0,11, Sb 0,024, Cu 0,065, Zn 0,044, Cd 0,001, Bi 0,0026, Fe 0,32; возгоны (в вес.%): Pb 3,46, Zn 67,2, Cd 0,072, Sn 1,0.
Состав загруженного кека был следующим (в вес.%): Pb 41, Sb 0,51, Sn 0,15, Zn 20, Fe 0,14, Ca 0,90, Bi 0,38.
Общее извлечение металлов в сплав и возгоны составило 39,2%.
Пример 2. В тигель из окиси бериллия загрузили 150 г смеси Na2CO3 и K2CO3, проплавили, нагрели до 980oC, загрузили 46,6 г сплава свинца с 2% сурьмы, загрузили 50 г пыли и 10 г древесного угля. Загрузку произвели в 4 приема, порциями по 12,5 г единовременно с перерывами между загрузкой 12-15 мин. Общее время выдержки составило 1 час. Затем содержимое тигля вылили в графитовую изложницу, охладили и взвесили.
Состав загруженной пыли (в вес.%): Pb 24,86, Sb 0,25, Sn 0,15, Cu 0,77, Zn 15,88, Bi 0,38.
Получено привеса свинцового сплава 13,0 г, возгонов 15,93, плава солей 141,1 г.
Состав металла (в вес.%): Pb 97,35, Sb 1,52, Sn 0,66, Cu 0,41, Zn 0,013, Fe 0,047.
Состав плава солей (в вес. %) Pb 1,22, Sb 0,18, Sn 0,61, Cu 0,18, Zn 1,98, Bi 0,033. Возгоны не анализировались. Извлечение основных металлов (Pb, Sb, Sn, Cu) составило 98,1% от загруженного, т.е. металлы практически полностью восстановились.
Пример 3. В тигель из окиси бериллия ⌀ 80 мм и высотой 150 мм загрузили навеску из смеси Na2CO3 и K2CO3 в соотношении 3:1 и весом 360 г.
Установили в печь и расплавили соли, затем в течение 8 часов порциями по 45-50 г загружали смесь пыли и древесного угля крупностью 3 мм.
Всего загружено 1500 г пыли и 253 г древесного угля. Получено сплава свинца 591 г, возгонов 340,9 г, плава солей 275,6 г.
Состав полученного металла (в вес.%): Pb 90,83, Sb 1,61, Sn 5,40, Cu 1,35, Zn 0,81, Cd 2,4 •10-3.
Состав плава солей (в вес.%): Pb 1,47, Sb 0,055, Sn 0,62, Cu 0,17, Zn 3,16.
Состав возгонов (в вес.%): Pb 11,48, Sn 2,39, Zn 49,3.
Состав загруженной пыли (в вес.%): Pb 30,76, Sb 0,32, Sn 7,39, Cu 1,89, Zn 21,84, Bi 0,23.
Извлечение всех металлов в сплав и возгоны составило 94,9%.
Пример 4. Результаты основных опытов представлены в табл. 1.
При проведении опытов исследовалось восстановление Pb, Sb, Sn, Cu в зависимости от температуры процесса (N 6, 7, 12, 14, 17, 24), от времени выдержки при близких температурах (7, 12, 13, 24, 25, 26, 32), количества восстановителя при близких температурах и времени выдержки (12, 24, 27, 28, 29, 30, 32). Определялись также потери солей от этих же факторов.
Восстановление металлов из пылей ниже 880oC невыгодно экономически из-за низкого извлечения и производительности печи. Выше 1160oC происходит улетучивание расплава солей, которое в 10 раз выше.
В селитовой печи сопротивления установили тигель из карбида кремния размерами (внутренний) ⌀ 260 мм, H = 320 мм, загрузили смесь соды и поташа и добавляли при расплавлении. Всего загружено 4,5 кг Na2CO3 и 5 кг K2CO3 технической чистоты ( Σ 9,5 кг). Смешали 16,34 кг пыли и 3,7 кг углерода (древесный уголь, измельченный до 2-3 мм).
Состав пыли из рукавных фильтров РКДИ после конверторов медеплавильного завода (в вес.%): Zn 35,1, Pb 29,60, Cu 0,98, S 5,02, Sn 9,19, Ni 0,11, Fe 0,41, SiO2 0,79, CaO 3,49, As 0,88, Au 0,8 г/т, Ag 104,8 г/т. При достижении температуры в печи 890oC загрузили Pb - Sb сплав в количестве 2,39 кг. Содержание Sb в сплаве 1,8%. Затем в течение опыта (7 ч 40 мин) загружали смесь пыли с восстановителем порциями по 150 г. Через каждые 15 мин (всего 25 загрузок), одновременно с помощью циклона улавливали возгоны цинка.
После окончания опыта тигель охладили и извлекали из печи.
Всего извлекли металла 7,3 кг, из них прирост составил 4,96 кг, количество возгонов составило 8,31 кг, плав солей 2,5 кг.
Состав металла (вес. %): Pb 66,6, Sn 29,3, Cu 2,95, Zn 0,1; состав возгонов (в вес.%): Ca 0,2, Ce 0,27, Zn 58,38-60,42 Pb 6,33-9,1.
Общее извлечение цветных металлов в сплав и возгоны составило 97,5.
Установлена прямолинейная зависимость извлечения свинца, олова, сурьмы, меди в сплав, а цинка в возгоны в зависимости от времени выдержки. При времени выдержки свыше 3 часов комплексное извлечение металлов не меньше 86%, а при 8 98,4%. Такая же зависимость извлечения всех металлов от количества восстановителя наименьшая при соотношении 0,19:1 и наибольшая 0,8 - 1, однако при этом испарение солей наиболее высокое. Поэтому оптимальными условиями будет соотношение массы восстановителя к массе восстанавливаемых металлов в пределах (0,3-0,6):1, а максимальное извлечение при соотношении (0,4 - 0,6): 1.
Самые лучшие показатели получились при соотношении восстановителя к массе в отходах 0,36:1, температура 980oC (опыт 7, табл. 1).
Соотношение массы расплава к массе единовременной загрузки сырья 12:1. Хорошие результаты извлечения получились в интервале (7,5 - 20):1.
В предлагаемом изобретении новым является загрузка сухих отходов свинца и цинка с повышенным содержанием олова и меди (более 0,5%) в расплав солей, при температурах расплава 880-1160oC, соотношение восстановителя к сумме основных металлов в отходах, равное (0,3 - 0,6):1 и соотношение массы расплава к массе загружаемого сырья (7,5 - 20):1.
Время выдержки не менее 2-4 часов.
Эти условия позволяют комплексно извлечь все ценные металлы в 2 продукта: жидкий свинцовый сплав и товарную цинковую пыль, в одном цикле прирометаллургической переработки отходов.
К достоинствам способа относится отсутствие сложной подготовки пыли к плавке (окомкование, агломерация и т.д.), требуется только сушка при температурах 120-150oC, т.е. выше точки кипения воды.
Для переработки не требуется добавления таких компонентов как известняк, песок, шлак и т.д. В процессе практически нет отходов, так как возгоны улавливаются в виде товарной окиси с содержанием Zn 0,75-80%, а сопутствующие металлы полностью восстанавливаются (Sb, Sn, Cu, Bi) и не переходят в шлак, а из сплава они извлекаются известными методами. Нет шлака, нет жидких отходов гидрометаллургической обработки.
Полученный сплав можно путем ликвации в процессе охлаждения разделить на богатую медью, оловом и сурьмой лигатуру и обычный черновой свинец, получаемый при шахтной плавке.
Источники информации, принятые во внимание при экспертизе
1. И. Ф. Худяков, А.П. Дорошкевич, С.В. Корелов. Металлургия вторичных тяжелых цветных металлов. М. Металлургия. 1987 г.
1. И. Ф. Худяков, А.П. Дорошкевич, С.В. Корелов. Металлургия вторичных тяжелых цветных металлов. М. Металлургия. 1987 г.
2. Переработка отходов. Processing profit from values less waste. Pooley Fred O., Wheatley Barry J., Blackmore R., Jones H. "Processing" 1981. 27 N 3 (англ.). РЖ. мет. N 6 1981, p. 347.
3. Пат. ПНР N 110859. Способ извлечения металлов из пылей, образующихся при агломерации свинцово-цинковых концентратов. Заявл. 25.06.77 N 199179, опубл. 15.02.82, МКИ C 22 B 7/02, РЖ мет. 1983, 2Г380П.
4. Пат. ПНР N 106192. Способ переработки окисных свинцовых пылей медеплавильных заводов. Заявл. 24.10.75 N 184266, опубл. 29.02.80. МКИ C 22 B 7/02.
Claims (4)
1. Способ переработки свинцово-цинковых отходов, содержащих олово и медь, включающий загрузку и плавление исходного материала с углеродистым восстановителем в присутствии карбонатов щелочных и щелочноземельных металлов, отличающийся тем, что сухую смесь отходов с восстановителем загружают в расплав карбонатов, выдерживают при температуре 880 - 1160oС в течение 2 - 4 ч, извлекают свинцовый сплав, а возгоны цинка охлаждают и улавливают, при этом соотношение массы углерода восстановителя и суммы основных металлов в отходах поддерживают равным (0,3 - 0,6) : 1, а соотношение массы расплава карбонатов к массе загружаемых отходов (7,5 - 20) : 1.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что выдержку осуществляют в течение не менее 3 ч.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что используют углеродистый восстановитель с содержанием углерода не менее 0,4 и не более 0,6 от суммы основных металлов в отходах.
4. Способ по п.1. отличающийся тем, что температуру расплава поддерживают в интервале 1100 - 1160oС.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97121998A RU2130501C1 (ru) | 1997-12-17 | 1997-12-17 | Способ переработки свинцово-цинковых отходов, содержащих олово и медь |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97121998A RU2130501C1 (ru) | 1997-12-17 | 1997-12-17 | Способ переработки свинцово-цинковых отходов, содержащих олово и медь |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2130501C1 true RU2130501C1 (ru) | 1999-05-20 |
Family
ID=20200724
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU97121998A RU2130501C1 (ru) | 1997-12-17 | 1997-12-17 | Способ переработки свинцово-цинковых отходов, содержащих олово и медь |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2130501C1 (ru) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN106811602A (zh) * | 2017-02-20 | 2017-06-09 | 石家庄学院 | 一种利用锌渣制备氧化锌的方法 |
| CN107058744A (zh) * | 2017-04-21 | 2017-08-18 | 长沙资生环保科技有限公司 | 一种赤泥综合回收有用金属的方法 |
| RU2847160C1 (ru) * | 2024-07-05 | 2025-09-29 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Экоцинк" | Способ производства оксида цинка |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1511555A (en) * | 1974-06-12 | 1978-05-24 | Bergsoe & Son As P | Method and apparatus for treating flue dust |
| SU1368339A1 (ru) * | 1985-11-04 | 1988-01-23 | Усть-Каменогорский Свинцово-Цинковый Комбинат Им.В.И.Ленина | Способ переработки промпродуктов свинцового производства |
| US4802919A (en) * | 1987-07-06 | 1989-02-07 | Westinghouse Electric Corp. | Method for processing oxidic materials in metallurgical waste |
-
1997
- 1997-12-17 RU RU97121998A patent/RU2130501C1/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1511555A (en) * | 1974-06-12 | 1978-05-24 | Bergsoe & Son As P | Method and apparatus for treating flue dust |
| SU1368339A1 (ru) * | 1985-11-04 | 1988-01-23 | Усть-Каменогорский Свинцово-Цинковый Комбинат Им.В.И.Ленина | Способ переработки промпродуктов свинцового производства |
| US4802919A (en) * | 1987-07-06 | 1989-02-07 | Westinghouse Electric Corp. | Method for processing oxidic materials in metallurgical waste |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN106811602A (zh) * | 2017-02-20 | 2017-06-09 | 石家庄学院 | 一种利用锌渣制备氧化锌的方法 |
| CN107058744A (zh) * | 2017-04-21 | 2017-08-18 | 长沙资生环保科技有限公司 | 一种赤泥综合回收有用金属的方法 |
| RU2847160C1 (ru) * | 2024-07-05 | 2025-09-29 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Экоцинк" | Способ производства оксида цинка |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US5188658A (en) | Method for recovering zinc from zinc-containing waste materials | |
| US20100189637A1 (en) | Method for the valorisation of zinc-and sulphate-rich residue | |
| EA009226B1 (ru) | Способ и установка для извлечения цветных металлов из отходов производства цинка | |
| US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| EP0839919A1 (en) | Process and installation for treating of flue dusts from electric steelworks | |
| US5196047A (en) | Method of treatment of zinc-containing by-products and waste materials | |
| RU2130501C1 (ru) | Способ переработки свинцово-цинковых отходов, содержащих олово и медь | |
| CN115305353A (zh) | 一种铁锌固废资源化处置工艺 | |
| RU2114200C1 (ru) | Способ переработки отходов свинца, содержащих сурьму, олово и медь | |
| KR20080022545A (ko) | 아연 침출 잔류물에서 유가 금속을 분리하는 방법 | |
| US4292283A (en) | Method for the recovery of zinc | |
| US4662936A (en) | Method of treating nickel-containing and vanadium-containing residues | |
| US4333762A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for the separation of antimony values from material containing sulfo-antimony compounds of copper | |
| US5100466A (en) | Process for purifying lead using calcium/sodium filter cake | |
| JPS6148999B2 (ru) | ||
| RU2150520C1 (ru) | Способ переработки цинк- и медьсодержащих свинцовых кеков и пылей | |
| US4021235A (en) | Operating method for slag cleaning furnace in copper refining | |
| Higley et al. | Electric Furnace Steelmaking Dusts, a Zinc Raw Material | |
| RU2154682C1 (ru) | Способ извлечения цветных металлов из медно-свинцовых отходов, содержащих олово и сурьму | |
| RU2224034C1 (ru) | Способ извлечения металлов платиновой группы | |
| RU2034061C1 (ru) | Способ совместной переработки гидроксидов и цементатов производства металлов платиновой группы | |
| AU650471B2 (en) | Method of extracting valuable metals from leach residues | |
| SU1073311A1 (ru) | Способ переработки сульфидного полиметаллического сырь | |
| RU2191835C1 (ru) | Способ переработки свинцовых отходов, содержащих благородные и редкие металлы |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20051218 |