RU2528297C1 - Lead production from tinstone concentrate - Google Patents
Lead production from tinstone concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- RU2528297C1 RU2528297C1 RU2013120565/02A RU2013120565A RU2528297C1 RU 2528297 C1 RU2528297 C1 RU 2528297C1 RU 2013120565/02 A RU2013120565/02 A RU 2013120565/02A RU 2013120565 A RU2013120565 A RU 2013120565A RU 2528297 C1 RU2528297 C1 RU 2528297C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- concentrate
- tin
- charge
- melt
- mixture
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 23
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title description 5
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 17
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 12
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 12
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 12
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 12
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims abstract description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 7
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims abstract description 6
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 4
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims abstract description 3
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 26
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 19
- XOLBLPGZBRYERU-UHFFFAOYSA-N tin dioxide Chemical compound O=[Sn]=O XOLBLPGZBRYERU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 4
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 7
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 5
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 5
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 4
- 229910006404 SnO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 244000309464 bull Species 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 150000003841 chloride salts Chemical class 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 238000005486 sulfidation Methods 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004065 wastewater treatment Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии редких и цветных металлов, в частности касается получения олова из касситеритовых концентратов.The invention relates to the metallurgy of rare and non-ferrous metals, in particular for the production of tin from cassiterite concentrates.
В настоящее время известны различные способы получения олова из минеральных оловянных концентратов. Применяется щелочное плавление исходного оловянного концентрата при ~800°C для перевода олова в раствор и последующего его выделения из раствора [Мурач Н.Н., Севрюков Н.Н. Металлургия олова. М.: Металлургия. 1964, 351 с.].Currently, various methods for producing tin from mineral tin concentrates are known. Alkaline melting of the initial tin concentrate at ~ 800 ° C is used to transfer tin into the solution and its subsequent isolation from the solution [Murach N.N., Sevryukov N.N. Tin metallurgy. M .: Metallurgy. 1964, 351 pp.].
Известен гидрометаллургический способ извлечения олова, заключающийся в сульфидировании касситерита сульфатом натрия и последующим водным выщелачиванием плава с переводом тиосолей олова в раствор [Колодин С.Н. Вторичное олово и переработка бедного оловянного сырья. М.: Металлургия. 1970. 240 с.].Known hydrometallurgical method for the extraction of tin, which consists in the sulfidation of cassiterite with sodium sulfate and subsequent aqueous leaching of melt with the transfer of tin thiosols in solution [Kolodin S.N. Secondary tin and processing of poor tin raw materials. M .: Metallurgy. 1970.240 p.].
Однако недостатком гидрометаллургических способов является многоступенчатая технологическая схема переработки минеральных концентратов, включающая сооружения для очистки сточных вод.However, the disadvantage of hydrometallurgical methods is a multi-stage technological scheme for processing mineral concentrates, including facilities for wastewater treatment.
Весьма распространены способы, основанные на переводе олова в возгоны в виде хлоридов при использовании хлорирующих солей, например CaCl2 или газообразного хлора [Севрюков Н.Н. Металлургия и технология цветных металлов. М.: Металлургия. 1984].Very common are methods based on the conversion of tin to sublimates in the form of chlorides using chlorinating salts, for example CaCl 2 or gaseous chlorine [Sevryukov N.N. Metallurgy and technology of non-ferrous metals. M .: Metallurgy. 1984].
При этом недостатком данного способа следует отнести использование сложного оборудования и коррозионную активность среды при высокой температуре процесса.The disadvantage of this method is the use of sophisticated equipment and the corrosiveness of the medium at high process temperatures.
Наибольшее распространение получил способ углетермического восстановления минеральных концентратов [Беляев Д.В. Металлургия олова. М.: металлургиздат. 1960. 370 с.], при котором оловянный концентрат подвергают обжигу для удаления серы, мышьяка. Обожженный концентрат обрабатывают раствором кислоты (HCl) для перевода растворимых примесных элементов в раствор. Приготовленный для плавки концентрат смешивают с углем и флюсующими добавками (CaCO3, SiO2). Полученную шихту плавят в печах при температуре 850-1300°C, где SnO2 восстанавливается углем до металла в течение ~10 часов. В результате получают черновое олово с содержанием основного компонента 50-93% масс., в зависимости от его содержания в концентрате.The most widely used method of carbon thermal recovery of mineral concentrates [D. Belyaev Tin metallurgy. M .: metallurgical publishing house. 1960. 370 S.], in which the tin concentrate is fired to remove sulfur, arsenic. The calcined concentrate is treated with an acid solution (HCl) to transfer soluble impurity elements into the solution. The concentrate prepared for melting is mixed with coal and fluxing additives (CaCO 3 , SiO 2 ). The resulting mixture is melted in furnaces at a temperature of 850-1300 ° C, where SnO 2 is reduced by coal to metal within ~ 10 hours. The result is a draft tin with a content of the main component of 50-93% wt., Depending on its content in the concentrate.
Вместе с тем, недостатками способа являются усложненная технологическая схема, неполное извлечение олова, большие эксплуатационные затраты.However, the disadvantages of the method are the complicated technological scheme, incomplete extraction of tin, high operating costs.
Наиболее близким к предлагаемому по технологической сущности и достигаемому результату является способ получения олова из касситеритового концентрата [Патент РФ №2393252 «Способ получения олова из касситеритового концентрата». Опубликован 27 июня 2010. Бюл. №18]. Согласно данному способу процесс ведут путем приготовления шихты смешиванием оловянного концентрата с углем, флюсующими добавками и последующей плавкой шихты при температуре 850-870°C. В качестве флюсующих добавок используют смесь карбоната натрия и хлорида натрия. Восстановительную плавку ведут в течение 1,5 часов.Closest to the proposed technological essence and the achieved result is a method for producing tin from cassiterite concentrate [RF Patent No. 2393252 “Method for producing tin from cassiterite concentrate”. Published June 27, 2010. Bull. No. 18]. According to this method, the process is carried out by preparing the mixture by mixing tin concentrate with coal, fluxing additives and subsequent melting of the mixture at a temperature of 850-870 ° C. As fluxing additives, a mixture of sodium carbonate and sodium chloride is used. Recovery smelting is carried out for 1.5 hours.
Однако недостатком этого способа является значительное содержание примесных элементов в составе целевого продукта.However, the disadvantage of this method is the significant content of impurity elements in the composition of the target product.
Технической задачей, на решение которой направлено предлагаемое изобретение, является сокращение продолжительности плавки при значительном снижении количества примесных элементов в составе целевого продукта.The technical problem to which the invention is directed is to reduce the duration of the smelting while significantly reducing the number of impurity elements in the composition of the target product.
Поставленная задача решается тем, что в предлагаемом способе получения олова из касситеритового концентрата, включающем приготовление шихты смешиванием оловянного концентрата с углем, карбонатом натрия и хлоридом натрия, плавку шихты при ~870°C, охлаждение расплава, отделение металла от шлака, согласно изобретению плавку ведут при облучении расплава шихты наносекундными электромагнитными импульсами (НЭМИ).The problem is solved in that in the proposed method for the production of tin from cassiterite concentrate, including the preparation of a mixture by mixing tin concentrate with coal, sodium carbonate and sodium chloride, melting the mixture at ~ 870 ° C, cooling the melt, separating the metal from slag, according to the invention, they are melted upon irradiation of the charge melt with nanosecond electromagnetic pulses (NEMI).
Продолжительность облучения шихты НЭМИ в процессе плавки влияет на продолжительность процесса восстановления касситеритового концентрата, а также на химический и структурный состав полученного сплава.The duration of the NEMI charge irradiation during the smelting process affects the duration of the recovery process of cassiterite concentrate, as well as the chemical and structural composition of the obtained alloy.
При облучении шихты НЭМИ в течение 30 мин плавка завершается в течение 1 часа. В результате получают черновое олово, элементный состав которого представлен в таблице 1.When the mixture is irradiated with NEMI for 30 minutes, melting is completed within 1 hour. The result is a rough tin, the elemental composition of which is presented in table 1.
Преимущество предлагаемого технологического решения заключается в следующем:The advantage of the proposed technological solution is as follows:
- облучение расплава шихты наносекундными электромагнитными импульсами повышает содержание олова в черновом сплаве до 95%;- irradiation of the charge melt with nanosecond electromagnetic pulses increases the tin content in the rough alloy to 95%;
- облучение расплава шихты наносекундными электромагнитными импульсами сокращает продолжительность плавки на ~30%.- irradiation of the charge melt with nanosecond electromagnetic pulses reduces the melting time by ~ 30%.
Примеры реализации способа:Examples of the method:
Способ 1. Касситеритовый концентрат (30% SnO2) смешивают с реагентами в соотношении: на одну массовую долю концентрата приходится 0,2 масс. долей угля, 0,12 масс. долей хлорида натрия, 0,12 масс. долей карбоната натрия. Приготовленную шихту плавят в печи при 870°C. Расплав шихты облучают наносекундными электромагнитными импульсами в течение 30 мин. В целом плавка длится 1 час с момента расплавления шихты. По окончании плавки расплав сливают в изложницу, охлаждают, затвердевший металл отделяют от шлака. Извлечение олова в сплав составляет 95%.Method 1. Cassiterite concentrate (30% SnO 2 ) is mixed with reagents in the ratio: 0.2 mass per one mass fraction of concentrate. fractions of coal, 0.12 mass. fractions of sodium chloride, 0.12 mass. fractions of sodium carbonate. The prepared mixture is melted in an oven at 870 ° C. The charge melt is irradiated with nanosecond electromagnetic pulses for 30 minutes. In general, smelting lasts 1 hour from the moment the charge is melted. At the end of melting, the melt is poured into the mold, cooled, the hardened metal is separated from the slag. The extraction of tin in the alloy is 95%.
Способ 2. Касситеритовый концентрат (30% SnO2) смешивают с компонентами шихты подобно вышеописанному: на одну массовую долю концентрата приходится 0,2 масс. долей угля, 0,12 масс. долей хлорида натрия, 0,12 масс. долей карбоната натрия. Приготовленную шихту плавят в печи при 870°C. Расплав облучают наносекундными электромагнитными импульсами в течение 10 мин. Плавка длится 1 час. Извлечение олова в сплав составляет 94%.Method 2. Cassiterite concentrate (30% SnO 2 ) is mixed with the components of the mixture as described above: 0.2 mass per one mass fraction of the concentrate. fractions of coal, 0.12 mass. fractions of sodium chloride, 0.12 mass. fractions of sodium carbonate. The prepared mixture is melted in an oven at 870 ° C. The melt is irradiated with nanosecond electromagnetic pulses for 10 minutes Melting lasts 1 hour. The extraction of tin in the alloy is 94%.
Таким образом, облучение расплава шихты наносекундными электромагнитными импульсами позволяет повысить извлечение олова в черновой сплав до 97% и сократить продолжительность плавки на ~30%.Thus, irradiation of the charge melt with nanosecond electromagnetic pulses makes it possible to increase the extraction of tin in the rough alloy to 97% and to reduce the melting time by ~ 30%.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013120565/02A RU2528297C1 (en) | 2013-05-06 | 2013-05-06 | Lead production from tinstone concentrate |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013120565/02A RU2528297C1 (en) | 2013-05-06 | 2013-05-06 | Lead production from tinstone concentrate |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2528297C1 true RU2528297C1 (en) | 2014-09-10 |
Family
ID=51540315
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2013120565/02A RU2528297C1 (en) | 2013-05-06 | 2013-05-06 | Lead production from tinstone concentrate |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2528297C1 (en) |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1224059A (en) * | 1968-05-24 | 1971-03-03 | Inst De Investigaciones Minero | Tin-smelting process using high and low grade tin concentrates, and a combined tin melting and volatilising furnace for use therein |
| AU2685977A (en) * | 1976-08-12 | 1979-01-11 | Aberfoyle Services Pty. Ltd. | Recovery of tin from ores and concentrates |
| US4571260A (en) * | 1984-02-07 | 1986-02-18 | Boliden Aktiebolag | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
| RU2224037C2 (en) * | 2002-04-17 | 2004-02-20 | Хабаровский государственный технический университет | Electric arc method for producing of first-grade tin (alloy with composition approximating that of 04 grade) from cassiterite concentrate |
| RU2333268C2 (en) * | 2006-10-31 | 2008-09-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" | Method of tin manufacturing from cassiterite concentrate |
| RU2393252C1 (en) * | 2009-07-01 | 2010-06-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" | Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate |
-
2013
- 2013-05-06 RU RU2013120565/02A patent/RU2528297C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1224059A (en) * | 1968-05-24 | 1971-03-03 | Inst De Investigaciones Minero | Tin-smelting process using high and low grade tin concentrates, and a combined tin melting and volatilising furnace for use therein |
| AU2685977A (en) * | 1976-08-12 | 1979-01-11 | Aberfoyle Services Pty. Ltd. | Recovery of tin from ores and concentrates |
| US4571260A (en) * | 1984-02-07 | 1986-02-18 | Boliden Aktiebolag | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
| RU2224037C2 (en) * | 2002-04-17 | 2004-02-20 | Хабаровский государственный технический университет | Electric arc method for producing of first-grade tin (alloy with composition approximating that of 04 grade) from cassiterite concentrate |
| RU2333268C2 (en) * | 2006-10-31 | 2008-09-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" | Method of tin manufacturing from cassiterite concentrate |
| RU2393252C1 (en) * | 2009-07-01 | 2010-06-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" | Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Комков В.Г., к.т.н., Автореферат диссертации на тему: Ресурсосберегающая технология получения литейных оловянных бронз специального назначения из минеральных концентратов при углетермическом процессе в расплавах солей щелочных металлов, Комсомольск-на-Амуре, 2010 . * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN108118157B (en) | Wiring board burns the recovery method of cigarette ash pretreatment and bromine | |
| US10758954B2 (en) | Method for immobilizing arsenic, and arsenic-containing vitrified waste | |
| EP3535429B1 (en) | Process for the recovery of lithium | |
| CN106282584A (en) | A kind of method of complicated high-arsenic-containing copper smelting flue dust valuable metal recovery | |
| CN104046783B (en) | A kind of method reclaiming gold and silver and lead in cyanidation tailings | |
| CN104178642A (en) | Method for separating zinc and iron from zinc leaching residues | |
| CN108017072A (en) | A kind of preparation method of lithium carbonate | |
| CN111996364B (en) | Method for recovering gold from cyanidation tailings and synchronously magnetizing iron | |
| CN101200776A (en) | A method for removing arsenic from dust containing arsenic trioxide | |
| CN110029218B (en) | Comprehensive utilization method of gold mine cyanide-containing tailing slag | |
| CN104789786A (en) | Method for harmlessly treating arsenic-containing waste slag and comprehensively recycling valuable metals in arsenic-containing waste slag | |
| CN111575500A (en) | Method for treating zinc-containing dangerous solid waste and zinc ore by combining chlorination roasting with ammonia process electrodeposition | |
| CN106834720A (en) | A kind of arsenic-containing smoke dust integrated treatment and the method for the solid arsenic mineral of regulation and control growth method synthesis | |
| RU2493280C1 (en) | Processing method of molybdenite concentrates | |
| CN103952563A (en) | Method for removing arsenic from white smoke | |
| RU2528297C1 (en) | Lead production from tinstone concentrate | |
| CN116694926A (en) | Method for recycling tin from low-grade tin-containing material in lead smelting | |
| CN106834709A (en) | A kind of arsenic-containing smoke dust comprehensive utilization and the method for the solid arsenic mineral of precipitation transformation method synthesis | |
| RU2393252C1 (en) | Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate | |
| CN110282640B (en) | Method for extracting, separating and recycling arsenic alkali residue | |
| CN105018736B (en) | Magnesium, aluminium, chromium, the method for iron synthetical recovery in a kind of carbon ferrochrome metallurgical slag | |
| CN106834712B (en) | A kind of method that arsenic-containing smoke dust dearsenification and distribution crystallisation synthesize solid arsenic mineral | |
| RU2333268C2 (en) | Method of tin manufacturing from cassiterite concentrate | |
| RU2014152467A (en) | METHOD FOR THERMOCHEMICAL PROCESSING OF RARE METAL RAW MATERIALS | |
| CN104004918A (en) | Method for collocation treatment of kiln slag with copper blast furnace |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20150507 |