Э5E5
Г)D)
30 Изобретение относитс к цветной металлургии, в частности, к пироме;таллургической технологии извлечени олова из сырь . Наиболее близким к предлагаемому по технической сути и достигаемому эффекту вл етс способ переработки оловосодержащих материалов, включаю щий плавку твердой оловосодержащей шихты на остаточной от предадущего цикла ванне расплава в течение перв 40-90%. времени цикла, совмещенную с продувкой расплава Л При использовании газообразнбго топлива известный способ не обеспеч вает устойчивости технологического процесса, при высоком содержании се ры в шикте на стенках печи образуют с настыли, происходит разрушение водоохлаждаемых элементов конструкции . Цель изобретени - увеличение производительности печи и снижение эксплуатационных затрат. Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу переработ ки оловосодержащих материалов, вклю чающему плавку тв ардой оловосодержа щей шихты на остаточной от.предьщущего цикла ванне расплава в течение первых 40-90% времени цикла, совмещенную с продувкой, твердую оловосодержащую шихту подают в печь при соотношении массы загружаемой твердой оловосодержащей шихты и массы остаточного расплава 1:(65-150) в минуту, продувку расплава продукта ми сгорани топливно-воздушной смеси ведут с интенсивностью 20003500 нм/м пода в час до остаточного содержани серы в конечном расплаве 1-3 мас.%, при этом концентрацию свободного кислорода в продуктах сгорани поддерживают равной 1 - 8 об. %. Дл осуществлени устойчивого совмещенного процесса плавки твердой шихть и продувки расплава гор чими топочными газами при содержании серы в перерабатываемой оловосодержащей шихте 15-20% необходимо поддерживать соотношение между количеством загружаемой в печь твердой шихты в минуту и массой остаточного расплава в печи 1,65, а при содержании серы в шихте свьш1е 20% необходимо производить загрузку твердой шихты при более низки значени х указанного соотношени до 1:150. При соотношении вьш1е 1,65 нарушаетс устойчивость технологического процесса и происходит настьшеобразование . При соотношении ниже 1:150 резко снижаетс удельна производительность установки. Соответственно интенсивность дуть в первом случае необходимо вьщерживать в пределах 2600 - 3500 им/ч на м пода печи, во втором случае - 20002500 нм/м пода в час. При интенсив ности дуть меньше чем 2000 нм/м пода печи в час заМетко снижаетс удельна производительность установки . При интенсивности дуть больше 3500 нм/м пода в час резко снижаетс кампани печи с выходом из стро элементов конструкции печи. Содержание свободного кислорода в дутье, поступающем в расплав в виде продуктов сгорани , предварительно сжигаемого вне плавильной камеры топ лива, т.е. в топочных газах, должно быть .3 период загрузки и плавки твердой шихты в первом случае до 5 об.%, во втором до 8 об. %. При этом количество свободного кислорода, поступакадего в расплав с топочными газа.ми , поддерживаетс таким, чтобы остаточное Содержание серы в расплаве к концу периода загрузки - плавки твердой шихты не превьш1ало 5,5 вес.%, а остальные сульфиды полностью были окислены до FeO и S02. При содержании в топочньтх газах свободного кислорода свьш1е 8 об. % происходит переокисление расплава, что сопровождаетс вспениванием шлаковой ванны с выбросом расплава из печи. При снижении концентрации свободного кислорода в топочных газах ниже 1 об. % происходит интенсивное накапливание штейна в печи, что сопровождаетс разрушением водоохлаждаемых элементов конструкции печи и снижением пр мого извлечени олова в возгоны . В период доводки при той же интенсивности дуть концентраци свободного кислорода в топочных газах снижаетс до 1-2 об. % к концу периода при остаточном содержании серы в конечном расплаве 1-3 вес. %, при котором исключаетс переокисление FeO расплава до FejO, Регулирование и контроль количества свободного кислорода, поступающего в расплав, осуществл етс с помощью расходомеров газа, воздуха (соответственно топочных газов) и газоанализаторов проб газа из сопла топок, в соответствии с данными конт рол содержани серы в расплаве. Кроме того, было установлено, что количество переработанной твердой шихты за весь цикл плавки-продув ки должно находитьс б пределах 100200% от веса остаточного расплава в печи. Было также установлено, что дл поддержани жидкотекуче.го состо икл расплава в печи в период загрузки в нее твердой шихты необходимо поддерживать снижение температуры шлако вой ванны не более чем на 20-100°С за-счет регулировани скорости загрузки шихты, количества подаваемого тепла с топочными газами и экзотермических реакций окислени сульфидов загружаемой шихты. При понижении температуры расплава в печи более чем на 100°С начинаетс кристаллизаци расплава, его загустевание, скорость плавлени твердой шихты резко падает с образованием настылей. При понижении температуры расплава менее чем на 20°С заметно понижаетс удельный проплав твердой шихты . Указанные приемы и технологические параметры в совокупности обеспечивают устойчивый технологический ре жим фьюминговани всех видов оловосодержащего сырь (шлаков, концентратов и др.) без образовани отдельной штейновой фазы, без настьшеобразовани при высокой удельной произво дительности извлечени в богатые воз гоны свьше 90% олова и других летучи металлов. Пример 1. Фьюмингование гравитационного олов нного концентрата Переработку концентрата производ т в кессонированной фьюминговой печи площадью пода 12 м, работающей на газообразном топливе - природном газе с теплотворной способностью 8200 ккал/нм. Природный газ предварительно сжигают в выносных топкахна воздушном дутье с исходной температурой дуть 6р°С.На печи устанавг ливают восемь топок, расположенных по четыре с каждой ее продольной сто роны. Продукты сгорани природного газа с температурой 1350-1450 С вдувают в расплав через сопла диаметром 120 мм. Сжигание природного газа в выносных топках и вдувание гор чих топочных газов во фьюминговую печь производ т непрерывно в течение всего цикла плавки-продувки. Расход дуть и соответственно топо .ч ых газов регулируют по отдельным плавкам в зависимости от количества серы, поступающей с исходным концентратом , и контролируют с помощью расходомеров газа и воздуха. Содержание свободного кислорода в топочных газах .регулируют как в зависимости от содержани серы в исходном концентрате , в зависимости от содержани серы в расплаве печи, так и в зависимости от интенсивности дуть (т.е. расхода топочных газов). Регулирование производ т таким образом, чтобы количество свободного кислорода в топочных газах было достаточным и не больше дл полного окислени сульфида железа в печном расплаве до FeO и S02 при остаточном содержании 1-3% серы в конечном (опаковом расплаве. Контроль содержани кислорода в топочных газах производ т с помощью хроматографа. Состав исходного концентрата следующий , %: олово 3,3, железо 24, сера 25, кремнезем 35, глинозем 6, окись кальци 0,5, цинк 0,6, свинец 0,15, &Iшь к 0,45. Содержание влаги в концентрате составл ет 4,0%. К концентрату добавл ют в качестве шлакообразук дего флюса измельченный известн к с содержанием 50% окиси кальци . I Загрузку во фьюминговзпо печь твер дои шихты, состо щей из концентрата с добавкой 15% известн ка от веса концентрата, осуществл ют после очередного выпуска отвального шлака из печи на остаточную ванну шлакового расплава весом 20 т непрерывно под дутьем с помощью шнекового питателе в течение 120 мин. Всего за плавку загружают 30 т концентрата, т.е. отношение количества загружаемого концентрата в минуту по отношению к весу остаточного расплава в печи поддерживают 1:80. Количество всего переработанного концентрата за плавку по отношению к весу остаточного расплава составл ет 150%. После окончани загрузки твердой шихты в теченйе 60 мин провод т доводку шлака, в дроцессе которой дорасплавл ют шихту и дорабатывают шлак в печи до содержани олова в нем 0,10-0,15 вес.% Обща продолжительность цикла состав л ет 180 мин. .. В период загрузки и плавки твердой шихты расплав в печи продувают топочными газами (с температурой 1400° С) от предварительного сжигаНИН природного таза вне расплава в выносцьпс топках с интенсивностью 30000 нм/ч или 2500 нм/ч на м пода печи при содержании в топочных газах 6 об.% свободного кислорода. Содержание серы в расплаве в период загрузки поддерживают 5,5 вес. %. В период доводки шлака в печь додают примерно такое же количество топочных газов, но с пониженным содержанием свободного кислорода - 1-2% путем увеличени расхода природного газа пропорционально снижению содержани серы в расплаве с 5,5 до 2 вес к концу доводки. При этом понижение температуры расплава в печи за перио загрузки твердой шихты поддерживают не более бОС, благодар чему распла в печи в течение всего цикла находит с в жидкотекучем состо нии. Вспенив НИЛ расплава ими образовани отдельной штейновой фазы также не наблюдаетс . После достижени содержани олова в печном шлаковом расплаве 0,1-0,15 (по данным экспресс-анализа) из печи выпускают отвальный .шлак, но не полностью , а оставл ют остаточную ванну шлака весом 20 т, и затем цикл, состо щий из загрузки, плавки твердой шихты и доводки шлакового расплава, повтор ют. В результате каждого цикла получают продукцию в виде пылевид ных возгонов с содержанием v60% олова , крторые улавливают из отход щих фьюминговых газов в электрофильтрах. Извлечение олова из концентратов, содержащих 3,3% олова, в возгоны (с содержанием 60% олова) получено 94,0% при удельной производительност печи по переработанному концентрату 20 т/сутки м пода печи и расходе природного газа 250 кг условного топ лива на 1 т концентратов. П р и м е р 2. Способ осуществл ют в той же фьюминговой печи, тем же методом, как и в примере 1. Но, в от личие от первого, состав исходного концентрата следующий, %: олово 3,3, железо 22, сера 15, кремнезем 45, глинозем 9, окись кальци 0,5, т.е. он содержит меньше сульфидов и больше кремнезема и глинозема. Соответственно в этом примере загрузку в печь 30 т концентрата с добавкой 20% известн ка от веса концентрата производ т на остаточную ванну шлакового расплава весом 20 т за меньшее врем - в течение 100 мин, т.е. отношение количества загружаемого концентрата в минуту по отношению к весу остаточного расплава поддерживают 1:65, а количество переработанного концентрата за плавку по отношению к весу остаточного расплава 150%. Вследствие меньшего содержани сульфидов в концентрате концентрацию сво бодного кислорода в дутье (топочных газах) в период загрузки концентрата поддерживают ниже, а именно 4 об. %. Расход же теплоносител - топочных газов - вьш1е 300 им /ч на м пода печи, чем компенсируетс уменьшение прихода тепла от экзотермических реакций, окислени сульфидов при меньшем их содержании в перерабатываемом сьфье. Температура топочных газов при меньшем содержании в них свободного кислорода также выше на 30 ° С за счет меньшего их разубоживани холодным воздухом дуть . Указанные приемы обеспечивают поддержание перепада температуры шлаковой ванны печи в период загрузки твердой шихты не более . Продолжительность перио да доводки то же 60 мин, при тех же расходах топочных газов и содержании свободного кислорода 1-2 об. % как в примере 1. Обща продолжительность цикла 160 мин. Технологический процесс протекает так же устойчиво, с тем же высоким извлечением олова в возгоны, как и в примере 1, но при более высокой удельной производительности , составл кнцей 22т концентрата на м пода печи в сутки, и при большем удельном расходе топлива - природного газа - 270 кг условного топлива на 1 т концентрата. Примерз. Технологический процесс осуществл ют в той же печи и тем же методом, как и в примерах и 2. Состав исходного концентрата следующий, %: олово 3,3, железо 32, сера 30, кремнезем 27, глинозем 5, окись кальци 0,5, т.е. имеет более высокое содержание сульфидов. Соответственно в этом примере загрузку в печь 30 т концентрата с добавкой 10% известн ка от веса концентрата производ т на остаточную ванну шлако вого расплава весом 30 т за большее врем - в течение 150 мин, т.е. отно шение к&личества загружаемого концентрата в минуту по отношению к весу остаточного расплава поддерживают 1:150. Количество пе еработанного концентрата за всю плавку по отношению к весу остаточного расплава составл ет 100%. Продолжительность периода доводки шлака 30 мин, а всего цикла 180 мин, как и в примере 1. Концентрацию свободного кислорода в дутье (топочных газах) поддерживали более высокую - 8 об. %, количество теплбносител - гор чих топоч ных газов в период загрузки концентрата в печь - 24000.нм/ч или 2000 им/ч на м пода. Технологический процесс протекает устойчиво, пон жение температуры расплава в печи в период загрузки не превышает 20С с такими же показател ми по извлечению олова и производительности, как в примере 1, но при меньшем удельном расходе природного газа - 210 кг условного топлива на 1 т концентрата П р и м е р 4. Технологический процесс осуществл ют в той же печи, тем же методом и перерабатывают концентрат такого же состава с содержанием 3,3% олова и 15% серы, как и в примере 2, однако производ т .загрузку большего количества, 36 т, концентрата на меньший объем и вес, 18 т, остаточного расплава в печи за более продолжительное врем 140 мин. Обща продолжительность цикла 180 мин, т.е. отношение количества загружаемого концентрата в минуту к весу остаточного расплава выдерживают 1:70, а количество переработанного концентрата за плавку 200% от веса остаточного расплава. Соответственно интенсивность дуть увеличена расход топочных газов поддерживают 3500 нн/ч м пода при той же концентрации свободного кислорода 4 об.%. В результате в этом опыте достигнута больша удельна производительность 24 т/сут м пода при тех же показател х по удельному расходу топлива и извлечению олова, как и в примере 2. Предлагаемый способ может быть использован дл переработки оловоцинк-свинец-висмут-кадмийсодержащего сырь , а также дл извлечени всех полезных летучих элементов из полупродуктов медного, никелевого и др. производств наиболее экономичным путем . Согласно проведенного расчета экономический эффект от внедрени способа на одном заводе при переработке сульфидных олов нных концентратов с использованием природного газа составит 1386,7 тыс. руб. в год за счет увеличени производительности и снижени эксплуатационных затрат.30 The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular, to pyrome, high-metallurgical technology for extracting tin from raw materials. The closest to the proposed technical essence and the achieved effect is a method of processing tin-containing materials, including the smelting of solid tin-containing charge on the residual bath from the previous cycle melt bath during the first 40-90%. cycle time combined with melt blowing L When using gaseous fuels, the known method does not ensure the sustainability of the technological process, with a high content of sulfur in shikta on the furnace walls they form from nastily, the water-cooled structural elements are destroyed. The purpose of the invention is to increase the productivity of the furnace and reduce operating costs. The goal is achieved by the fact that according to the method of processing tin-containing materials, including the smelting of solid-state tin-containing charge on the residual ot the previous cycle, the melt bath during the first 40-90% of the cycle time, combined with blowing, the solid tin-containing mixture is fed into the furnace at the ratio of the mass of the loaded solid tin-containing mixture and the mass of the residual melt 1: (65-150) per minute; blowing the melt with the combustion products of the fuel-air mixture is carried out with an intensity of 20003500 nm / m hearth per hour to the residual the sulfur content in the final melt is 1-3 wt.%, while the concentration of free oxygen in the combustion products is maintained equal to 1 - 8 vol. % To achieve a stable combined smelting process and blowing the melt with hot flue gases when the sulfur content in the tin-containing charge being processed is 15-20%, it is necessary to maintain the ratio between the solid charge charged to the furnace per minute and the residual melt mass in the furnace 1.65, and the sulfur content in the charge of better than 20% requires the loading of solid charge at lower values of the specified ratio to 1: 150. When the ratio is higher than 1.65, the stability of the technological process is disturbed and the formation of the material takes place. With a ratio below 1: 150, the specific capacity of the installation decreases sharply. Accordingly, the intensity of blowing in the first case is necessary to hold within 2600 - 3500 im / h in m furnace, in the second case - 20002500 nm / m hearth per hour. At an intensity of blowing less than 2000 nm / m, the furnace output per hour markedly decreases the specific capacity of the installation. At an intensity of blowing more than 3500 nm / m hearth per hour, the furnace campaign sharply decreases, leaving the furnace structural elements out of order. The content of free oxygen in the blast entering the melt in the form of combustion products previously burned outside the melting chamber of the fuel, i.e. in flue gases, there should be .3 loading and melting periods of solid charge in the first case up to 5 vol.%, in the second up to 8 vol. % At the same time, the amount of free oxygen entering the melt from the flue gases is maintained such that the residual sulfur content in the melt by the end of the charging period — the solid charge melting does not exceed 5.5 wt.% And the remaining sulfides are fully oxidized to FeO and S02. When free oxygen is contained in furnace gases up to about 8 vol. %, the melt is over-oxidized, which is accompanied by foaming of the slag bath with the ejection of the melt from the furnace. By reducing the concentration of free oxygen in the flue gases below 1 vol. The intensive accumulation of matte occurs in the furnace, which is accompanied by the destruction of the water-cooled elements of the furnace design and the reduction in the direct extraction of tin into sublimates. During the period of finishing at the same intensity, the concentration of free oxygen in the flue gases decreases to 1-2 vol. % by the end of the period with a residual sulfur content in the final melt of 1-3 weight. %, which eliminates the re-oxidation of FeO melt to FejO, Regulation and control of the amount of free oxygen entering the melt is carried out using gas flow meters, air (respectively, flue gases) and gas analyzers of gas samples from the nozzle of the furnaces, according to the content control data sulfur in the melt. In addition, it was found that the amount of processed solid charge for the entire melting-blowing cycle should be within 100,200% of the weight of the residual melt in the furnace. It was also found that in order to maintain the fluid flow of the melt in the furnace during the loading of the solid charge into it, it is necessary to maintain a decrease in the temperature of the slag bath by no more than 20-100 ° C due to controlling the loading rate of the charge, the amount of heat supplied from flue gases and exothermic oxidation reactions of sulfides of the charge being charged. As the melt temperature in the furnace decreases by more than 100 ° C, the melt crystallizes, it thickens, and the melting rate of the solid charge drops sharply with the formation of scaling. When the temperature of the melt decreases by less than 20 ° C, the specific melting of the solid charge decreases noticeably. These techniques and technological parameters together provide a stable technological regime for fuming of all types of tin-containing raw material (slags, concentrates, etc.) without forming a separate matte phase, without forming a high specific extraction rate over 90% of tin and other volatile metals. Example 1. Gravitational tin concentrate fuming. The concentrate is processed in a caissonized fusing oven with a bottom area of 12 m, operating on gaseous fuel — natural gas with a calorific value of 8,200 kcal / nm. Natural gas is preliminarily burned in a remote topkakhn air blast with an initial temperature of 6p ° C. Eight eight furnaces are installed on the furnace, located four on each of its longitudinal sides. Products of combustion of natural gas with a temperature of 1350-1450 C are blown into the melt through nozzles with a diameter of 120 mm. The combustion of natural gas in remote fireboxes and the injection of hot flue gases into the fuminating furnace are carried out continuously throughout the melting-purging cycle. The flow rate and, accordingly, topo gases are controlled by separate melts, depending on the amount of sulfur supplied with the initial concentrate, and monitored using gas and air flow meters. The content of free oxygen in the flue gases is regulated as depending on the sulfur content in the initial concentrate, depending on the sulfur content in the furnace melt, and depending on the intensity of the blow (i.e. the consumption of flue gases). The regulation is made in such a way that the amount of free oxygen in the flue gases is sufficient and not more for the complete oxidation of iron sulfide in the furnace melt to FeO and S02 with a residual content of 1-3% sulfur in the final (opaque melt. Control of oxygen content in the flue gases produced by means of a chromatograph. The composition of the initial concentrate is as follows,%: tin 3.3, iron 24, sulfur 25, silica 35, alumina 6, calcium oxide 0.5, zinc 0.6, lead 0.15, and 0.45. The moisture content in the concentrate is 4.0%. Add to the concentrate as a slag-forming degum flux, crushed lime with a content of 50% calcium oxide. I Loading into the fuminous furnace of the solid mixture consisting of a concentrate with the addition of 15% limestone by weight of the concentrate, is carried out after the next dump of slag from the furnace the residual slag melt bath weighing 20 tons continuously under blast with the help of a screw feeder for 120 minutes, just 30 tons of concentrate is charged per smelting, i.e. the ratio of the amount of concentrate loaded per minute relative to the weight of the residual melt in the furnace is maintained at 1:80. The amount of total concentrate processed for smelting, with respect to the weight of the residual melt, is 150%. After the loading of the solid charge is completed, the slag is refined for 60 minutes, the charge is heated in the process and the slag is refined in the furnace to contain 0.10-0.15 wt.%. The total cycle time is 180 minutes. .. During the period of loading and melting the solid charge, the melt in the furnace is purged with flue gases (with a temperature of 1400 ° C) from the natural pelvis prior to burning the pelvis outside the melt in furnaces with an intensity of 30,000 nm / h or 2500 nm / h per m of the furnace with flue gases 6% vol. free oxygen. The sulfur content in the melt during the loading period is 5.5 weight. % During the period of slag refining, approximately the same amount of flue gases is added to the furnace, but with a reduced content of free oxygen — 1-2% by increasing the consumption of natural gas in proportion to the decrease in the sulfur content in the melt from 5.5 to 2 weight by the end of refining. At the same time, the decrease in the temperature of the melt in the furnace during the period of loading of the solid charge is maintained at no more than BOS, due to which it finds the melt in the furnace during the entire cycle in the fluid state. Foaming the NJL of the melt they form a separate matte phase is also not observed. After the tin content in the furnace slag melt reaches 0.1-0.15 (according to the express analysis), a waste slag is released from the furnace, but not completely, and a residual slag bath weighing 20 tons is left, and then the cycle consisting of the charging, melting of the solid charge, and fine-tuning of the slag melt are repeated. As a result of each cycle, products are obtained in the form of dusty sublimates with a content of v60% tin, which are recaptured from fuming gases in electrostatic precipitators. Extraction of tin from concentrates containing 3.3% of tin into sublimates (with a content of 60% tin) resulted in 94.0% with a specific capacity of the furnace for recycled concentrate of 20 tons / day m feed furnace and consumption of natural gas of 250 kg of standard fuel per 1 t concentrate. EXAMPLE 2. The method is carried out in the same fusing oven, using the same method as in Example 1. But, unlike the first, the composition of the initial concentrate is as follows:%: tin 3.3, iron 22, sulfur 15, silica 45, alumina 9, calcium oxide 0.5, i.e. it contains less sulphides and more silica and alumina. Accordingly, in this example, 30 tons of concentrate are added to the kiln with the addition of 20% limestone by weight of the concentrate to a residual bath of molten slag weighing 20 tons in a shorter time — for 100 minutes, i.e. the ratio of the amount of concentrate loaded per minute with respect to the weight of the residual melt is maintained at 1:65, and the amount of the processed concentrate for smelting with respect to the weight of the residual melt is 150%. Due to the lower content of sulfides in the concentrate, the concentration of free oxygen in the blast (flue gases) during the loading of the concentrate is maintained below, namely 4 vol. % The flow rate of the heat carrier — flue gases — is higher than 300 im / h per m of the furnace, which compensates for a decrease in the heat input from the exothermic reactions, oxidation of sulphides with a lower content in the processed sulfur. The temperature of flue gases with a lower content of free oxygen in them is also higher by 30 ° C due to their lower dilution with cold air to blow. These techniques ensure that the temperature difference of the slag bath of the furnace during the loading of the solid charge is no more. The duration of the adjustment period is the same 60 minutes, with the same flow rates of flue gases and a free oxygen content of 1-2 vol. % as in Example 1. The total cycle time is 160 minutes. The technological process proceeds as steadily, with the same high extraction of tin in sublimates, as in example 1, but with a higher specific productivity, amounted to 22 tons of concentrate per meter of furnace per day, and with a higher specific fuel consumption - natural gas - 270 kg of equivalent fuel per 1 ton of concentrate. Froze The technological process is carried out in the same furnace and by the same method as in the examples and 2. The composition of the initial concentrate is as follows:% 3.3, iron 32, sulfur 30, silica 27, alumina 5, calcium oxide 0.5, those. has a higher sulphide content. Accordingly, in this example, 30 tons of concentrate are added to the kiln with the addition of 10% lime by weight of the concentrate to a residual bath of molten slag weighing 30 tons for a longer time within 150 minutes, i.e. the ratio to & loading concentrate per minute with respect to the weight of the residual melt is maintained at 1: 150. The amount of concentrate worked for the entire smelting with respect to the weight of the residual melt is 100%. The duration of the slag finishing period is 30 minutes, and the entire cycle is 180 minutes, as in Example 1. The concentration of free oxygen in the blast (flue gases) was maintained at a higher level - 8 vol. %, the amount of heat carrier - hot flue gases during the period of concentrate loading into the furnace is 24000.nm / h or 2000 im / h in m hearth. The technological process is stable, the temperature of the melt in the furnace during the loading does not exceed 20 ° С with the same indicators for tin extraction and productivity as in Example 1, but with a lower specific consumption of natural gas - 210 kg of equivalent fuel per 1 ton of concentrate P Example 4. The technological process is carried out in the same furnace, using the same method, and a concentrate of the same composition is processed with a content of 3.3% tin and 15% sulfur, as in Example 2, but produces more , 36 t, concentrate on less volume and weight, 18 m, a residual melt in the furnace for a longer time of 140 min. The total cycle time is 180 minutes, i.e. the ratio of the amount of the loaded concentrate per minute to the weight of the residual melt is kept 1:70, and the amount of the processed concentrate for smelting is 200% of the weight of the residual melt. Accordingly, the intensity of the blow increased consumption of flue gases support 3500 nn / h m hearth at the same concentration of free oxygen 4 vol.%. As a result, in this experiment, a large specific productivity of 24 tons / day of feed was achieved with the same indicators for specific fuel consumption and tin recovery, as in Example 2. The proposed method can be used for processing tin-zinc-lead-bismuth-cadmium-containing raw material, as well as for extracting all useful volatile elements from copper, nickel and other intermediate products in the most economical way. According to the calculation, the economic effect from the introduction of the method at one plant in the processing of sulphide tin concentrates using natural gas will be 1,386.7 thousand rubles. per year due to increased productivity and lower operating costs.