[go: up one dir, main page]

WO2008002114A1 - Procédé de transformation de matériaux contenant du plomb - Google Patents

Procédé de transformation de matériaux contenant du plomb Download PDF

Info

Publication number
WO2008002114A1
WO2008002114A1 PCT/KZ2007/000004 KZ2007000004W WO2008002114A1 WO 2008002114 A1 WO2008002114 A1 WO 2008002114A1 KZ 2007000004 W KZ2007000004 W KZ 2007000004W WO 2008002114 A1 WO2008002114 A1 WO 2008002114A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
lead
charge
carbon
mixture
firing
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Ceased
Application number
PCT/KZ2007/000004
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Viktor Alexandrovich Shumskiy
Nikolay Nikolayevich Ushakov
Igor Vladimirovch Starsev
Ivan Petrovich Polyakov
Boris Alexandrovich Ragulin
Valentina Vasilyevna Chalenko
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
State Affiliate 'the Eastern Mining And Metallurgical Research Institute For Non-Ferrous Metals' Republic State Affiliate 'national Enterprise Of Complex Processing For Mineral And Raw Material Of
Original Assignee
State Affiliate 'the Eastern Mining And Metallurgical Research Institute For Non-Ferrous Metals' Republic State Affiliate 'national Enterprise Of Complex Processing For Mineral And Raw Material Of
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by State Affiliate 'the Eastern Mining And Metallurgical Research Institute For Non-Ferrous Metals' Republic State Affiliate 'national Enterprise Of Complex Processing For Mineral And Raw Material Of filed Critical State Affiliate 'the Eastern Mining And Metallurgical Research Institute For Non-Ferrous Metals' Republic State Affiliate 'national Enterprise Of Complex Processing For Mineral And Raw Material Of
Priority to BRPI0702908-0 priority Critical patent/BRPI0702908B1/pt
Priority to CN2007800004373A priority patent/CN101321881B/zh
Priority to MX2008002934A priority patent/MX2008002934A/es
Publication of WO2008002114A1 publication Critical patent/WO2008002114A1/ru
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00—Obtaining lead
    • C22B13/02—Obtaining lead by dry processes
    • C22B13/025—Recovery from waste materials
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/28—Obtaining zinc or zinc oxide from muffle furnace residues
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B4/00—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
    • C22B4/08—Apparatus
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/02—Refining by liquating, filtering, centrifuging, distilling, or supersonic wave action including acoustic waves
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/16—Remelting metals
    • C22B9/20—Arc remelting
    • 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

Definitions

  • the invention relates to non-ferrous metallurgy, and more particularly, to methods for processing lead-containing materials of various origins.
  • lead-containing materials such as cakes of hydrometallurgical processes, dust of conversion of copper matte, sludge for neutralization and purification of technological solutions that are not processed or are insufficiently processed by known methods and therefore accumulate in dumps.
  • these materials contain significant amounts of zinc and copper, which reduces the complexity of the extraction of non-ferrous metals from natural mineral raw materials in the processes of its metallurgical processing.
  • the storage of lead-containing materials creates complex environmental problems.
  • expanding the range of processed lead-containing materials is an urgent task of technology and environmental protection.
  • the method consists in the fact that the mixture is granulated and the resulting wet granules are loaded onto the surface of the oxide melt, which contains from 35 to 60% lead in the form of oxides.
  • An oxygen-containing gas is blown through this oxide melt and a layer of metallic lead beneath it.
  • draft lead is formed, which partially passes into the oxide melt as a result of its oxidation with an oxygen-containing gas.
  • the resulting oxide melt with a temperature not exceeding 95O 0 C continuously enters the reduction zone, where, as the slag moves to the outlet the melt temperature is gradually increased to 1150-1250 0 C due to gas heating.
  • the reduction of lead oxides to rough lead is carried out by blowing the melt with a mixture of air with a tear-shaped or gaseous carbon material (coal, natural gas, etc.).
  • the disadvantages of this method are the low extraction of lead into the crude metal, low specific productivity of the process and at the same time high specific costs energy carriers (oxygen-containing gas, carbon materials).
  • the method consists in the fact that the specified well-averaged mixture in a fine-grained or granular form is loaded onto the surface of the oxide melt with a lead concentration of 25 to 60%. From above, an oxygen-containing gas is blown into the volume of the oxide melt, and with a deficiency in the heat balance of the process, also pulverized, liquid or gaseous carbonaceous fuel.
  • the reduction of lead oxides to rough lead from the rich lead slag of the oxidative stage of the process is carried out by blowing melt by a mixture of air with dusty, liquid or gaseous carbonaceous material (coal, fuel oil, natural gas, etc.).
  • a significant increase in energy costs with a concomitant increase in the temperature of the oxide melt allows us to transfer this process from the mode of smelting crude lead to the mode of sublimation of lead (and partially zinc) in dust, melts, which can then be separately processed in the same way to produce crude lead.
  • the disadvantages of this method are the low extraction of lead into the raw metal, low specific productivity of the process and at the same time high specific costs of energy carriers (oxygen-containing gas, carbon materials).
  • energy carriers oxygen-containing gas, carbon materials.
  • the closest in technical essence is the method of processing lead-containing materials, such as lead and zinc cakes, converter dust, sludges for hydrolytic cleaning of technological solutions, in which mainly simple and complex sulfates and metal oxides are present, including thermally stable sulfates (lead, calcium) and higher iron oxides (patent PK N ° 9, C 22 V 13/02, 1997).
  • a wet mixture is prepared from the initial lead-containing materials and fluxes with the introduction of a pulverized sulfide material into it to reduce the mass ratio of the sum of sulfide, elemental and pyrite sulfur to the total sulfur content of the mixture from 0.08 to 0.87 and / or pulverized carbonaceous material based on from 4 to 12 kg of pure carbon per 100 kg of ferric iron and from 20 to 140 kg of pure carbon per 100 kg of sulfate sulfur.
  • a pulverized carbonaceous material with an activation energy of the carbon gasification reaction in the range of 56-209 kJ / mol is introduced.
  • Lead sulfide concentrates or lead (polymetallic) ore are used as pulverized sulfide material.
  • the resulting wet mixture with a recommended moisture content of 2 to 16% is dried to a residual moisture content of less than 1%.
  • the dried mixture is fed to the stage of firing-smelting in suspension in an atmosphere of oxygen-containing gas to obtain a dispersed oxide melt and a mixture of powders with firing gases-smelting.
  • the dispersed oxide melt obtained in the firing-smelting stage is restored by filtering it through a layer of heated particles of crushed carbon material (coke or coal) with a grain size of 2-50 mm to produce blister lead, lead-depleted zinc-containing slag and gases mixed with firing gases swimming trunks.
  • Dust is separated from the reaction gas mixture and returned to the smelting step.
  • stage of preparing a wet mixture under conditions of thorough mixing materials containing natural binders (soluble salts, metal hydroxides and hydrates, gypsum), and in the presence of free moisture in the charge of at least 2%, it is structured with the formation of “complex” microconglomerates from heterogeneous particles, including oxidized components (sulfates and oxides metals), as well as reducing agents (metal sulfides and carbon). Bundles formed at the stage of preparation of the wet mixture between dissimilar particles in microconglomerates are hardened at the stage of the mixture drying.
  • the disadvantages of this method are the low extraction of lead into the raw metal, the low specific productivity of the process and at the same time high specific costs of energy carriers (oxygen-containing gas, carbon materials and electricity).
  • Elevated firing-melting temperatures lead to relatively high specific consumption of pulverized carbonaceous fuel and oxygen for its oxidation, as well as to a significant increase in the yield of recycled dusts, while not allowing to reduce the content of higher iron oxides in the dispersed oxide melt.
  • the viscosity of oxide melts saturated with higher iron oxides increases as lead oxide is reduced in a layer of crushed carbon material.
  • the inhibition of the filtration process and the reduction of oxide melt increases, aggravated by significant heat absorption on the reduction of higher iron oxides.
  • Maintaining high fluidity and increasing the degree of reduction of the oxide melt under these conditions requires an increase in heat supply or a decrease in the load of the oxide melt at the reduction stage of the process.
  • the known method does not provide an effective implementation low-temperature interactions of the charge components at the firing-smelting stage and subsequent effective reduction of oxide melts in a layer of crushed carbonaceous reducing agent.
  • Additional factors of reduced effectiveness of the known method may be the use of recommended carbon materials to form a layer of crushed carbonaceous reducing agent.
  • the use of coke which has the lowest reactivity in a series of carbon materials, causes a relatively low rate of reduction of the oxide melt when it is filtered through a layer of crushed reducing agent, thereby limiting the specific productivity of the process.
  • an increase in the temperature of the oxide melt is required.
  • an increase in its temperature at the stage of firing-smelting of the charge leads not only to an increase in the specific consumption of energy carriers (pulverized fuel and oxygen for its combustion), but also to a decrease in the extraction of lead into the crude metal due to an increase in the degree of transition of lead in firing-smelting dust.
  • an increase in the proportion of recycled pews in the charge can reduce the specific productivity of the process to a greater extent than allows it to increase the increase in temperature of the oxide melt at the stage of firing and smelting of the charge.
  • the reactivity of coal is higher than that of coke.
  • not all coals are thermally stable under conditions of rapid heating and, falling on the surface of the slag bath, they can de-crush.
  • the permeability of the crushed carbonaceous reducing agent layer for the dispersed oxide melt is noticeably reduced or completely broken. Accordingly, the surface and the rate of reduction reactions decrease. This leads to a corresponding decrease in the extraction of lead in the crude metal and the specific productivity of the process (up to its complete violation).
  • the need to increase the fluidity and, accordingly, the temperature of the oxide melt with a decrease in the permeability of the crushed reducing agent layer causes an inevitable increase in the specific consumption of energy carriers in this case.
  • the basis of the invention is the task of changing the known method of processing lead-containing materials with an increased concentration of thermally stable sulfates and higher iron oxides in such a way as to increase the recovery of lead in the base metal and the specific productivity of the process while reducing unit costs of energy carriers.
  • a method for processing lead-containing materials including the preparation of a mixture by thoroughly mixing moist sulfide and oxidized lead-containing materials with fluxes and dusty carbonaceous material, in which the mass ratio of the sum of sulfide, elemental and pyrite sulfur to the total sulfur content in the charge is 0 , 08-0.87, and a pulverized carbonaceous material with an activation energy of the carbon gasification reaction in the range of 56-209 kJ / mol is introduced as a reducing agent based on 4-12 kg of pure carbon per 100 kg of ferric iron and 20-140 kg of pure carbon per 100 kg of sulfate sulfur in the charge; drying the resulting wet mixture to a residual moisture content of less than 1%; firing-melting of a dry charge in suspension in an oxygen atmosphere to obtain a dispersed oxide melt and a mixture of dusts with firing gases; restoration of the dispersed oxide melt during its filtration through a layer of heated particles
  • coal is fed to the stage of recovery of the dispersed oxide melt with a total carbon content of about 49 to about 80% and a volatile content of about 11 to about 27% in the dry mass.
  • “Complex” microconglomerates of heterogeneous particles amount to about 0.01 mm.
  • the more dispersed fractions of the charge are individual, unassociated particles, or microconglomerates of the same type of highly dispersed particles of lead-containing materials with enhanced adhesive properties (such as dust, cake, sludge).
  • the combination of grinding and classification operations ensures the production of a selected fraction of a dry mixture, at least 90% of the particle mass of which is in the size range of 0.01-0.10 mm, which allows:
  • Reducing the lower limit of particle size of a dry charge to less than 0.01 mm reduces the degree of low-temperature interactions of its components at the stage of smelting by reactions (l) - (8) due to a decrease in the fraction of “complex” microconglomerates in the charge. This necessitates an increase in the temperature of the process.
  • the mechanical removal of fine particles in the firing dust is increasing. In aggregate, this leads to a decrease in the extraction of lead into the crude metal, a decrease in the specific productivity of the process, and an increase in the specific consumption of energy carriers.
  • a decrease in the mass fraction of particles with sizes from 0.01 to 0.10 mm in a dry charge is lower than 90%, as in the case of changing the limits of the optimal range of particle sizes, causes a decrease in the degree of low-temperature interactions of its components at the stage of firing-smelting. This can occur both due to a decrease in the share of “complex” microconglomerates, and due to an increase in the share of excessively large individual particles and microconglomerates in a charge. Both that and another necessitates an increase in the temperature of the process. As a result, the extraction of lead into the crude metal and the specific productivity of the process are reduced, and the specific consumption of energy carriers increases.
  • the proportion of “complex” microconglomerates in the wet charge supplied to the drying stage, as well as the mechanical and thermal stability of such microconglomerates in the dry charge is reduced. This reduces the degree of interaction of the components of the charge at the stage of firing-smelting and leads to a deterioration of the process in the framework of solving the problem.
  • coal As a crushed carbonaceous reducing agent of the dispersed oxide melt from the stage of firing and smelting the charge in the prototype, coke or coal is proposed. Due to the presence of active hydrocarbons (volatile) and lower activation energy of the gasification reaction of solid carbon, coal, as a rule, has a higher reducing ability than coke. However, unlike coke, not all coals have thermal stability and can be decrypted upon rapid heating on the surface of the slag bath, which is not taken into account in the prototype. At the same time, coal decryptation can not only drastically reduce the degree of reduction of oxide melt
  • coal with a specified range of total carbon and volatile as a crushed carbon reducing agent enhances the efficiency of the reduction stage of the process by increasing the activity of the reducing agent while maintaining the developed reaction surface and high permeability of the crushed reducing agent layer for the dispersed oxide melt. This allows you to further increase the extraction of lead in the raw metal and the specific productivity of the process without increasing the temperature of the oxide melt, thereby providing additional savings in specific energy costs.
  • the total carbon in the dry mass of coal consists of solid carbon and volatile carbon, and on the other hand, solid carbon and volatiles form the basis of the dry mass of coal.
  • the recommended limits for the total carbon and volatiles in the dry mass of coal are closely interrelated, and therefore it is advisable to consider them together.
  • the method is carried out in the unit, the schematic diagram of which is shown in figure 3.
  • the unit consists of a vertical reaction shaft 1 of rectangular cross section, in the arch of which is installed a burner device 2 for feeding the charge, oxygen, recycling pans and crushed carbon reducing agent; a vertical partition 3 with water-cooled copper elements separating the reaction shaft 1 from the gas outlet shaft 4 while maintaining a gas clearance above the slag bath to discharge reaction gases; an electric furnace 5 adjacent to the melting chamber and separated from it by a vertical partition 6 with water-cooled copper elements immersed in a slag bath; common to the reaction shaft 1, electric furnace 5 and gas exhaust shaft 4 hearth 7; coffered belt 8 and devices for the release of smelting products 9.
  • the method is as follows.
  • lead-containing materials such as lead concentrates, dusts, cakes and pshamas from hydrometallurgical plants, battery pastes, blasting lead refining rates and others. They calculate the proportions and mix these materials in such a ratio that the mass ratio of the sum of sulfide, elemental and pyrite sulfur to the total sulfur content in the charge is 0.08-0.87. Fluxes (limestone, silica sand, etc.) and a dusty carbonaceous reducing agent are added to the resulting mixture of wet lead-containing materials.
  • coals lignites, bituminous and charcoal
  • coal concentrates obtained from clinker from Wielding coke production wastes and others
  • pulverized carbonaceous reducing agent To achieve the optimal combination of the zones of heat generation and absorption according to the reactions of the transformation of the charge components at the stage of firing-melting, it is advisable to introduce pulverized carbonaceous materials into it with an activation energy of the carbon gasification reaction in the range of 56-209 kJ / mol.
  • the addition of a carbon-like carbon reducing agent is carried out at the rate of 4-12 kg of pure carbon per 100 kg of ferric iron and 20-140 kg of pure carbon per 100 kg of sulfate sulfur in the charge.
  • the resulting mixture with a free moisture content of 8-16% is subjected to homogenization by thoroughly mixing the materials. This allows you to form a homogeneous microstructure of the mixture with a large share of "complex" microconglomerates of heterogeneous particles, including sulfate, oxide, sulfide and carbon components. If the free moisture content in the charge is less than 8%, first moisten the charge to this minimum level, and then homogenize it. When the content of free moisture in the mixture is more than 16%, it is advisable to first homogenize it, and then remove the excess of free moisture (for example, by filtering the material) in order to avoid excessive fuel consumption for drying the mixture.
  • Wet homogenized mixture is fed to the drying stage, where it is dried to a residual moisture content of less than 1%.
  • the obtained dry mixture containing large fractions of adhering particles is subjected to grinding, and the crushed tanned material is classified.
  • a large fraction of a dry pulverulent mixture with a predominant particle size of more than 0.10 mm is returned to grinding, a dispersed fraction with a predominant particle size of less than 0.01 mm is returned to the stage of preparation of a wet mixture, and a fraction of at least 90% of the mass is made up of particles with a size of 0 , 01-0.10 mm - at the stage of firing-smelting.
  • the required amount of carbon-like carbon fuel is introduced into it.
  • the same tan carbonaceous material can be used, which was introduced into the wet mixture as a reducing agent of higher iron oxides and sulfates at the stage of its preparation, or another dusty carbonaceous material having a high calorific value.
  • recycled process dusts and a carbonaceous reducing agent crushed to a particle size of 2-50 mm, preferably 5-20 mm are added to the charge.
  • various carbon materials can be used - coal or petroleum coke, Weltz clinker, charcoal and others.
  • coal as a crushed carbonaceous reducing agent, the dry mass of which contains from about 49 to about 80% of the total carbon and from about 11 to about 27% volatile.
  • Coals of this quality have a sufficiently high sintering ability and thermal resistance, which allows forming a stable porous structure of the crushed carbon reducing agent layer with a developed reaction surface and high permeability for the reduced oxide melt. Due to the presence of an active hydrocarbon component and reduced activation energy of the carbon gasification reaction, such coals are a more active carbon reducing agent than carbon materials that have undergone heat treatment (cokes).
  • a dry tanned mixture together with pulverized carbonaceous fuel (if necessary), circulating dusts and crushed carbonaceous reducing agent is fed through a vertical burner 2 to the reaction shaft 1 for suspended calcination in an atmosphere of oxygen-containing gas.
  • Oxygen consumption is set based on the total degree of desulfurization and oxidation of lead, zinc and iron sulfides to oxides and carbon fuel to carbon dioxide and water vapor minus the consumption of metal sulfates and higher iron oxides in the reaction with sulfide, elemental and pyrite sulfur and carbon dust reducing agent in accordance with the stoichiometry of the total reactions: 3Me 1 SO 4 + Me 2 S ⁇ 3Me 1 O + Me 2 O + 4SO 2 ; (9)
  • the oxygen consumption is reduced by an amount determined by the amount of oxygen “bound” to sulfates and higher iron oxides.
  • oxygen is not introduced to oxidize the pure carbon of the carbonaceous reducing agent.
  • the pulverized charge ignites, quickly heats up to temperatures of 1250-1350 0 C due to the oxidation by oxygen of the gas phase of a part of sulfides and pulverized carbonaceous material.
  • intense interactions of sulfates and metal oxides (including higher iron oxides) with sulfides and carbon occur in volumes of “complex” microconglomerates of particles in the temperature range 350–700 ° C. The result is a dispersed oxide melt with a lower content of higher iron oxides, which has high fluidity, and a mixture of dusts with sulfurous reaction gases.
  • Crushed carbonaceous reducing agent supplied with the charge thanks to the large sizes of its pieces (mainly 5-20 mm), as well as the rapid decrease in the concentration of oxygen in the gas phase along the height of the reaction shaft 1 (above the mirror of the slag bath, the oxygen concentration is about 1-2%), does not have time to burn in the reaction shaft 1 and forms on the surface of the slag melt under the burner 2 a porous, continuously replenished recovery layer of highly heated pieces of carbon material.
  • the dispersed oxide melt obtained by firing and smelting the mixture is filtered through this layer of crushed carbonaceous reducing agent.
  • lead oxides are reduced to metal, higher iron oxides - to wustite, and zinc oxides do not have time to recover to a significant degree and together with wustite and fluxing components form lead-depleted zinc slag.
  • Copper oxides similarly to lead oxides, are reduced in a layer of a carbon reducing agent to a metal and converted to crude lead, while non-ferrous metal sulfides present in a dispersed fusion-smelting melt are either distributed between the metal and slag phases (with a degree of desulfurization of the charge of more than 90-94% ), or form a dispersed matte phase.
  • the gaseous products of the reduction reactions (CO, CO 2 and zinc vapors) come out of the crushed reducing agent layer and mix with the gases and dusts of the smelting-firing.
  • a dispersed suspension of metal (and matte) settles with the formation of phases of melting products: rough lead, zinc-slag depleted in lead, and polymetallic matte, if any.
  • the matte phase is formed when the processed lead-containing materials contain an increased amount of copper. This makes it possible to carry out crude decontamination of crude lead with the release of excess copper from the processed lead-containing materials into polymetallic gptein directly in the unit.
  • zinc slag, rough lead (and matte) are discharged from the electric furnace through devices for the release of smelting products 9 and sent for further processing by known methods to obtain marketable products (not shown in FIG. 3).
  • Refined lead is refined, zinc-slag is fumigated or welded with zinc extracted into oxidized zinc sublimates, polymetallic matte is converted to blister copper.
  • the resulting mixture of reaction gases and firing firing dusts flows under the baffle 3 into the gas exhaust shaft 4 adjacent to the reaction shaft 1 .. B gas exhaust shaft 4, the reaction gases are burned to the complete oxidation of carbon monoxide and zinc vapor and are cooled by heat exchange with the surfaces of the water-cooled elements built into the shaft. Cooled to 800-1000 0 C, the mixture of reaction gases and poods enters the recovery boiler, where it is cooled to 400-500 0 C, and then to the electrostatic precipitator (not shown in figure 3), where the dust is separated from the sulfurous reaction gases and returned to firing-melting with the charge. Sulfur gases are sent to utilize sulfur to produce marketable products (sulfuric acid, elemental sulfur, sulfuric anhydride or salts).
  • Example 1 (prototype).
  • the mixture was prepared from sulfide lead concentrates, lead dust, lead-containing zinc cake, battery paste, quartz and lime fluxes, the mass ratio of the total sulfide, elemental and pyrite sulfur to the total sulfur content of which was 0 , 6.
  • brown coal was introduced into the charge with an activation energy of the carbonization gasification reaction of 135.2 kJ / mol at the rate of 10 kg of pure carbon per 100 kg of ferric iron and 80 kg of pure carbon per 100 kg of sulfate sulfur.
  • the required amount of pulverized coal used in the preparation of the wet mixture and having the composition: 43.76% solid carbon, 38.46% volatile and 17.78% containing,%: 6 was added to the charge as fuel. 4 iron, 52.1 silicon dioxide, 5.2 calcium oxide.
  • Lead-containing materials and fluxes were transferred to a dispersed oxide melt in a psc-oxygen torch of the burner, and coke fines, not having time to burn, fell on the surface of the slag bath, forming a heated layer on it carbon reducing agent.
  • lead oxides were reduced to metal, higher iron oxides - to wustite, and zinc remained in the oxide melt (slag).
  • crude lead, zinc slag, and dusty gases from the reaction shaft were obtained, which were cooled and cleaned of dust that was continuously returned to smelting together with the charge.
  • the melting mode was controlled by the degree of desulfurization of the charge and the temperature of the oxide melt at the bottom of the plume. For this purpose, sampling of the flare melt over a layer of carbon reducing agent was carried out and analyzed for sulfur content. At the same time, the temperature was measured at the same point, which was controlled by changing the flow rate of the charge, pulverized coal, and oxygen.
  • Example 2 According to the claimed method, the experiment is carried out as in Example 1, but differs in that the mixture is dried to a residual content of 0.8% grinding in various modes and classification, in which three fractions are distinguished. A large fraction of the charge is sent for re-grinding, a small fraction for the preparation of a wet mixture, and the middle for firing. Depending on the grinding conditions and classification, the upper and lower limits of the particle size range are changed, the mass fraction of which is 90% of the dry charge fed to the firing and smelting stage. The results of swimming trunks are shown in table 1, experiments 2-6.
  • Example 3 The method is carried out as in Example 2, but differs in that the selected dry charge fraction with a predominant particle size range from 0.01 to 0.1 mm is fed to the smelting furnace, and the mass fraction of this fraction in the charge varies depending from the conditions of its grinding and classification. The results are shown in table 1, experiments 7-8.
  • the objectives of the patented method namely: increasing the extraction of lead in ferrous metal (column 7), increasing the specific productivity of the process (column 8) and reducing the specific energy costs (columns 9-12), are simultaneously achieved when introducing the operations of grinding and classification of a dry mixture, as a result of which a selected fraction of the mixture is fed to the firing melting, at least 90% of the mass of which is made up of particles with sizes of 0.01-0.10 mm.
  • Example 4 The method is carried out, as in Example 2, under the conditions of grinding and classification of a dry mixture, in which 90% of the mass supplied to the firing-melting mixture is made up of particles with sizes of 0.01 - OD 0 mm (experiment 3), but differs in that that the free moisture content in the charge at the stage of its preparation is different (2, 8, 16 and 20%), and it is dried to the same residual moisture content of 0.8%.
  • the optimal process indicators are achieved with 8-16% free moisture in the charge at the stage of its preparation, due to the allocation of the optimal fractional composition of the dry charge.
  • Example 5 The method is carried out, as in Example 2, experiment 3, but differs in that as a crushed carbon reducing agent, instead of coke breeze with a particle size of 5-20 mm, coal of different quality with the same grain size is used.
  • the results are shown in table 3, experiments 13-17. According to the data obtained, the use of coal as a crushed reducing agent can increase the efficiency of the process (compare with experiment 3), and the maximum additional effect is observed in the recommended range of contents in the dry weight of coal from about 49 to about 80% of the total carbon and from about And to about 27 % volatile.

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

Способ переработки свинецсодержащих материалов
Область техники Изобретение относится к цветной металлургии, а более точно - к способам переработки свинецсодержащих материалов различного происхождения.
Существует обширная группа свинецсодержащх материалов, таких как кеки гидрометаллургических процессов, пыли конвертирования медных штейнов, шламы нейтрализации и очистки технологических растворов, которые не перерабатываются или в недостаточном объеме перерабатываются известными способами и потому накапливаются в отвалах. Помимо свинца, эти материалы содержат значительные количества цинка и меди, что снижает комплексность извлечения цветных металлов из природного минерального сырья в процессах его металлургической переработки. Одновременно хранение свинецсодержащих материалов порождает сложные экологические пробемы. Таким образом, расширение диапазона перерабатываемых свинецсодержащих материалов представляет собой актуальную задачу технологии и охраны окружающей среды.
Предшествующий уровень техники
Известен способ переработки свинецсодержащих материалов с повышенной долей сульфатов и оксидов типа свинцовых кеков, пьшей, аккумуляторных паст и пр. в смеси с мелкозернистыми свинцовыми концентратами, оборотными пылями, флюсами, угольной пылью - способ QSL, основанный на принципе барботажной плавки (Магер К., Шульте А. производственные и технологические аспекты первых четырех промышленных QSL зaвoдoв». Материалы международного симпозиума по переработке первичного и вторичного свинца. Галифакс, Нова Скотиа, Канада, 20-24 августа 1989 года, издательство Пергамон Пресс, Нью-Йорк, стр. 15-26). Способ заключается в том, что указанную смесь гранулируют и полученные влажные гранулы загружают на поверхность оксидного расплава, в котором содержится от 35 до 60% свинца в виде оксидов. Через этот оксидный расплав и находящийся под ним слой металлического свинца продувают кислородсодержащий газ. В результате взаимодействия при температуре 850-950°C сульфидов сырья с оксидами свинца образуется черновой свинец, который частично переходит в оксидный расплав в результате его окисления кислородсодержащим газом. Регулированием загрузки гранул и расхода кислородсодержащего газа достигается постоянно высокая концентрация оксидов свинца в шлаке и превалирование скорости образования чернового свинца над скоростью его окисления кислородсодержащим газом. Образующийся оксидный расплав с температурой не выше 95O0C непрерывно поступает в зону восстановления, где по мере продвижения шлака к выпускному отверстию температуру расплава постепенно повышают до 1150-12500C за счет газового нагрева. Одновременно с этим восстановление оксидов свинца до чернового свинца осуществляют путем продувки расплава смесью воздуха с пьшевидным или газообразным углеродистым материалом (уголь, природный газ и пр.) Недостатками известного способа являются низкое извлечение свинца в черновой металл, низкая удельная производительность процесса и одновременно высокие удельные затраты энергоносителей (кислородсодержащий газ, углеродистые материалы). Это вызвано тем, что снижение концентрации свинца в оксидном расплаве ведет к необходимости увеличения температуры этого расплава на окислительной и восстановительной стадиях процесса и, соответственно, - к увеличению выхода свинца в пыли плавки (до 50% и выше от его массы в шихте). При переработке свинецсодержащих материалов с концентрацией свинца менее 30% и степенью окисления железа более 50-60% процесс плавки практически нарушается из-за образования вязкого оксидного расплава, непригодного для газовой продувки. Известен также способ переработки свинецсодержащих материалов с повышенной долей сульфатов и оксидов типа свинцовых кеков, пылей, аккумуляторных паст и пр. в смеси с сульфидными свинцовыми концентратами, оборотными пылями, флюсами, угольной пылью - способ Аusmеlt, основанный также на принципе барботажной плавки (Монси E.H., Пирет H.Л. «Oбзop технологии свинцовой плавки Aycмeлт». Материалы симпозиума 2000 по свинцу и цинку. Питтсбург, США, 22-25 октября 2000 года, стр. 149-169). Способ заключается в том, что указанную хорошо усредненную смесь в мелкозернистом или гранулированном виде загружают на поверхность оксидного расплава с концентрацией свинца от 25 до 60%. Сверху в объем оксидного расплава вдувают кислородсодержащий газ, а при дефиците теплового баланса процесса также пылевидное, жидкое или газообразное углеродистое топливо. В результате взаимодействия при температуре 1000-1100°C сульфидов сырья с оксидами свинца образуется черновой свинец, который частично переходит в оксидный расплав в результате его окисления кислородсодержащим газом. Регулированием загрузки шихты и расхода кислородсодержащего газа достигается постоянно высокая концентрация оксидов свинца в шлаке и превалирование скорости образования чернового свинца над скоростью его окисления кислородом. Образующийся оксидный расплав с температурой не выше HOO0C передают на восстановительную стадию процесса в непрерывном или периодическом режиме, либо выпускают и гранулируют для последующей переработки твердого свинцового шлака на восстановительной стадии с получением чернового свинца. Восстановление оксидов свинца до чернового свинца из богатого свинцового шлака окислительной стадии процесса осуществляют путем продувки расплава смесью воздуха с пылевидным, жидким или газообразным углеродистым материалом (уголь, мазут, природный газ и пр.) Существенное увеличение затрат энергоносителей с сопутствующим повышением температуры оксидного расплава позволяет перевести этот процесс из режима выплавки чернового свинца в режим возгонки свинца (и частично цинка) в пыли плавки, которые затем могут отдельно перерабатываться этим же способом с получением чернового свинца.
Недостатками известного способа являются низкое извлечение свинца в черновой металл, низкая удельная производительность процесса и одновременно высокие удельные затраты энергоносителей (кислородсодержащий газ, углеродистые материалы). Наиболее близким по технической сущности является способ переработки свинецсодержащих материалов, таких как свинцовые и цинковые кеки, конвертерные пыли, шламы гидролитической очистки технологических растворов, в которых присутствуют преимущественно простые и сложные сульфаты и оксиды металлов, в том числе термически устойчивые сульфаты (свинца, кальция) и высшие оксиды железа (патент PK N° 9, С 22 В 13/02, 1997).
Согласно этому способу осуществляют приготовление влажной шихты из исходных свинецсодержащих материалов и флюсов с введением в нее в качестве восстановителя пылевидного сульфидного материала до массового отношения суммы сульфидной, элементарной и пиритной серы к общему содержанию серы в шихте от 0,08 до 0,87 и/или пылевидного углеродистого материала из расчета от 4 до 12 кг чистого углерода на 100 кг трехвалентного железа и от 20 до 140 кг чистого углерода на 100 кг сульфатной серы. При этом вводится пылевидный углеродистый материал с энергией активации реакции газификации углерода в пределах 56-209 кДж/моль. В качестве пылевидного сульфидного материала используют свинцовые сульфидные концентраты или свинцовую (полиметаллическую) руду. Полученную влажную шихту с рекомендуемой влажностью от 2 до 16% сушат до остаточного содержания влаги менее 1%. Высушенную шихту подают на стадию обжига-плавки во взвешенном состоянии в атмосфере кислородсодержащего газа с получением диспергированного оксидного расплава и смеси пыпей с газами обжига-плавки. Диспергированный оксидный расплав, полученный на стадии обжига-плавки, восстанавливают путем фильтрации его через слой разогретых частиц дробленого углеродистого материала (кокса или каменного угля) крупностью 2-50 мм с получением чернового свинца, обедненного по свинцу цинксодержащего шлака и газов, смешиваемых с газами обжига-плавки. Пыли отделяют от смеси реакционных газов и возвращают на стадию обжига-плавки. На стадии приготовления влажной шихты, в условиях тщательного перемешивания материалов, содержащих природные вяжущие соединения (растворимые соли, гидрооксиды и гидраты металлов, гипс), и при наличии свободной влаги в шихте не менее 2% происходит ее структурирование с образованием «кoмплeкcныx» микроконгломератов из разнородных частиц, включающих как окисленные компоненты (сульфаты и оксиды металлов), так и реагенты-восстановители (сульфиды металлов и углерод). Образовавшиеся на стадии приготовления влажной шихты связки между разнородными частицами в микроконгломератах упрочняются на стадии сушки шихты. Это обеспечивает термическую устойчивость микроконгломератов частиц в условиях быстрого нагрева сухой пылевидной шихты на стадии обжига-плавки. Наличие тесного контакта сульфатных и оксидных компонентов с сульфидами и углеродом в объемах микроконгломератов обеспечивает значительное ускорение процесса десульфуризации шихты и разложения высших оксидов железа на стадии обжига-плавки пьшевидной шихты во взвешенном состоянии при температурах 1250-13500C. Ускорение процесса разложения сульфатов и высших оксидов железа при температурах на 300-5000C ниже температур их термического разложения обусловлено интенсивным протеканием в объемах микроконгломератов разнородных частиц химических взаимодействий вида:
Me1SO4 + Me2S → Me1O(Me1) +Me2O(Me2) + SO2; (1)
Me1O + Me2S → Me1O(Me1) +Me2O(Me2) + SO2; (2)
Fe2O3 + MeS → Fe3O4 + MeO + SO2; (3)
Fe3O4 + MeS → FeO + MeO + SO2; (4) " MeSO4 + С → MeO(Me, MeS) + CO2 + SO2; (5)
MeO + С → Me + СО; (6)
Fe2O3 + C → Fe3O4 + СО; (7)
Fe3O4 + С → FeO + CO. (8)
Недостатками известного способа являются низкое извлечение свинца в черновой металл, низкая удельная производительность процесса и одновременно высокие удельные затраты энергоносителей (кислородсодержащий газ, углеродистые материалы и электроэнергия).
Указанные недостатки определяются тем, что известный способ не обеспечивает достаточно высокого содержания и оптимальных размеров термически устойчивых «кoмплeкcныx» микроконгломератов в сухой шихте, подаваемой на стадию обжига-плавки во взвешенном состоянии. Оба эти фактора обусловлены неконтролируемым процессом слипания или дезинтеграции микроконгломератов частиц на стадии сушки влажной шихты.
При влажности шихты, подаваемой на стадию сушки, 2-7%, независимо от содержания в ней связующих компонентов, свободной влаги не хватает для образования связок между частицами, достаточных для механической и термической устойчивости формируемых микроконгломератов. Это приводит к дезинтеграции механически и декриптации термически неустойчивых микроконгломератов на стадиях сушки и обжига-плавки шихты. В результате снижается содержание «кoмшieкcныx» микроконгломератов частиц и увеличивается массовая доля индивидуальных дисперсных частиц в шихте на стадии обжига-плавки. При большей влажности шихты, подаваемой на стадию сушки, количества свободной влаги становится достаточно для образования значительного количества устойчивых связок между частицами. Однако неконтролируемое слипание частиц в процессе сушки материала ведет к формированию крупнозернистой структуры сухой шихты с возможным образованием чрезмерно крупных кусков слипшихся частиц, обжиг-плавка которых во взвешенном состоянии неосуществима без их дополнительного измельчения.
Как низкое содержание термически устойчивых «кoмплeкcныx» микроконrломератов в сухой шихте, подаваемой на стадию обжига-плавки, так и чересчур крупные их размеры заметно снижают эффективность переработки известным способом свинецсодержащих материалов с повышенной долей сульфатов, высших оксидов железа и оксидов цинка. Низкая доля «кoмплeкcныx» микроконгломератов в сухой шихте снижает степень контакта разнородных частиц-реагентов, а крупные размеры микроконгломератов снижают скорость их нагрева на стадии обжига-плавки шихты, И то и другое ведет к снижению интенсивности низкотемпературных взаимодействий компонентов шихты по реакциям (l)-(8) и обуславливает необходимость повышения температуры обжига-плавки до 1400-145O0C для более полного разложения термически устойчивых сульфатов и увеличения жидкотекучести оксидных расплавов с повышенным содержанием высших оксидов железа.
Повышенные температуры обжига-плавки приводят к относительно высоким удельным расходам пылевидного углеродистого топлива и кислорода на его окисление, а также к существенному увеличению выхода оборотных пылей, не позволяя при этом снижать содержание высших оксидов железа в диспергированном оксидном расплаве.
Вязкость оксидных расплавов, насыщенных высшими оксидами железа, увеличивается по мере восстановления оксида свинца в слое дробленого углеродистого материала Как следствие, нарастает эффект торможения процесса фильтрации и восстановления оксидного расплава, усугубляемый значительным поглощением тепла на восстановление высших оксидов железа. Поддержание высокой жидкотекучести и повышение степени восстановления оксидного расплава в этих условиях требует увеличения подвода тепла или снижения загрузки оксидного расплава на восстановительную стадию процесса. Таким образом, известный способ не обеспечивает эффективную реализацию низкотемпературных взаимодействий компонентов шихты на стадии обжига-плавки и последующее эффективное восстановление оксидных расплавов в слое дробленого углеродистого восстановителя.
При этом одним из значимых факторов снижения эффективности известного способа является заниженный нижний предел рекомендуемого диапазона содержаний свободной влаги во влажной шихте, подаваемой на стадию сушки.
Дополнительными факторами пониженной эффективности известного способа может являться использование рекомендуемых углеродистых материалов для формирования слоя дробленого углеродистого восстановителя. Использование кокса, имеющего наименьшую реакционную способность в ряду углеродистых материалов, обуславливает относительно невысокую скорость восстановления оксидного расплава при фильтрации его через слой дробленого восстановителя, ограничивая тем самым удельную производительность процесса Для увеличения скорости восстановления требуется повышение температуры оксидного расплава. Однако повышение его температуры на стадии обжига-плавки шихты ведет не только к увеличению удельного расхода энергоносителей (пылевидного топлива и кислорода на его сжигание), но и к снижению извлечения свинца в черновой металл за счет повышения степени перехода свинца в пыли обжига-плавки. При этом увеличение доли оборотных пыпей в шихте может снижать удельную производительность процесса в большей степени, чем позволяет ее повышать увеличение температуры оксидного расплава на стадии обжига-плавки шихты.
Реакционная способность угля выше, чем у кокса. Однако, в отличие от кокса, не все угли обладают термической устойчивостью в условиях быстрого нагрева и, попадая на поверхность шлаковой ванны, могут декршпировать. При этом проницаемость слоя дробленого углеродистого восстановителя для диспергированного оксидного расплава заметно снижается или полностью нарушается. Соответственно, уменьшается поверхность и скорость протекания восстановительных реакций. Это ведет к соответствующему снижению извлечения свинца в черновой металл и удельной производительности процесса (вплоть до полного его нарушения). Кроме того, потребность повышения жидкотекучести и, соответственно, температуры оксидного расплава при снижении проницаемости слоя дробленого восстановителя обуславливает неизбежное в этом случае повышение удельного расхода энергоносителей.
В основу изобретения положена задача, изменить известный способ переработки свинецсодержащих материалов с повышенной концентрацией термически устойчивых сульфатов и высших оксидов железа таким образом, чтобы повысить извлечение свинца в черновой металл и удельную производительность процесса при одновременном снижении удельных затрат энергоносителей.
Краткое изложение сущности изобретения. Поставленная задача достигается тем, что в способе переработки свинецсодержащих материалов, включающем приготовление шихты путем тщательного перемешивания влажных сульфидных и окисленных свинецсодержащих материалов с флюсами и пылевидным углеродистым материалом, при котором массовое отношение суммы сульфидной, элементарной и пиритной серы к общему содержанию серы в шихте составляет 0,08-0,87, а пылевидный углеродистый материал с энергией активации реакции газификации углерода в пределах 56-209 кДж/моль вводится в качестве восстановителя из расчета 4-12 кг чистого углерода на 100 кг трехвалентного железа и 20-140 кг чистого углерода на 100 кг сульфатной серы в шихте; сушку полученной влажной шихты до остаточной влажности менее 1%; обжиг-плавку сухой шихты во взвешенном состоянии в атмосфере кислорода с получением диспергированного оксидного расплава и смеси пылей с газами обжига-плавки; восстановление диспергированного оксидного расплава при его фильтрации через слой разогретых частиц дробленого углеродистого восстановителя крупностью 2-50 мм с получением металлического свинца, цинксодержащего оксидного расплава и газов, смешивающихся с пылями и газами обжига-плавки; разделение полученной смеси пылей и реакционных газов с возвратом пылей на стадию обжига-плавки, сухую шихту подвергают измельчению и классификации, а на стадию обжига-плавки подают выделенную фракцию сухой шихты, не менее 90% массы которой составляют частицы с размерами 0,01-0,10 мм.
Желательно, чтобы содержание свободной влаги в шихте на стадии ее приготовления составляло 8-16%.
Целесообразно, чтобы в качестве дробленого углеродистого восстановителя на стадию восстановления диспергированного оксидного расплава подавался уголь с содержанием в сухой массе общего углерода от около 49 до около 80% и летучих от около 11 до около 27%.
Достижение поставленной задачи при реализации предлагаемых решений обеспечивается следующими факторами: - формированием микроструктуры шихты с высокой долей механически и термически устойчивых микроконгломератов разнородных частиц, включающих сульфатные, оксидные, сульфидные и углеродные компоненты;
- стабилизацией оптимального фракционного состава и микроструктуры сухой шихты, подаваемой на стадию обжига-плавки во взвешенном состоянии; - интенсификацией низкотемпературных взаимодействий сульфатных и оксидных компонентов с сульфидами и углеродом на стадии обжига-плавки шихты во взвешенном состоянии;
- интенсификацией восстановления оксидного расплава при устойчивом сохранении пористой структуры и проницаемости слоя дробленого углеродистого восстановителя. Морфологическими исследованиями шихты установлено, что минимальные размеры
«кoмплeкcныx» микроконгломератов разнородных частиц составляют около 0,01 мм. Более дисперсные фракции шихты составляют отдельные, неассоциированные частицы, либо микроконгломераты из однотипных высокодисперсных частиц свинецсодержащих материалов, обладающих повышенными адгезионными свойствами (таких, как пыли, кеки, шламы).
Из анализа результатов опытных плавок известно, что повышение доли мелкодисперсных фракций с размерами частиц менее 0,01 мм, равно как и повышение доли крупнозернистых фракций с размерами индивидуальных или ассоциированных частиц более 0,1 мм в сухой шихте приводит к снижению скорости и степени превращения ее компонентов на стадии обжига-плавки во взвешенном состоянии и препятствует достижению поставленной задачи.
Отрицательное влияние на показатели процесса повышенной доли мелкодисперсных и крупнозернистых фракций в материале сухой шихты успешно устраняется введением последовательных операций измельчения и классификации сухой шихты перед подачей ее на стадию обжига-плавки.
Сочетание операций измельчения и классификации обеспечивает получение выделенной фракции сухой шихты, не менее 90% массы частиц которой находится в диапазоне размеров 0,01-0,10 мм, что позволяет:
- сохранить в сухой шихте после ее измельчения микроконгломераты разнородных частиц, включающие сульфатные, оксидные, сульфидные и углеродные компоненты;
- ограничить поступление на стадию обжига-плавки чрезмерно мелких (менее 0,01 мм) и чрезмерно крупных (более 0Д0 мм) индивидуальных частиц и микроконгломератов, препятствующих увеличению степени десульфуризации шихты и разложения высших оксидов железа на стадии обжига-плавки шихты при пониженных температурных режимах процесса.
Тем самым, стабилизация фракционного состава сухой шихты в диапазоне преобладающих размеров частиц 0,01-0,10 мм позволяет эффективно решать поставленную задачу.
Повышение прямого извлечения свинца в черновой металл, повышение удельной производительности процесса и одновременное снижение удельных энергозатрат при этом достигается за счет:
- предотвращения образования бедного штейна;
- снижения пылевыноса и доли оборотных пылей плавки в шихте;
- увеличения степени восстановления свинца из жидкотекучего оксидного расплава в слое дробленого углеродистого восстановителя;
- снижения расхода пылевидного углеродистого топлива, кислорода на его сжигание и электроэнергии на компенсацию потерь тепла по реакциям восстановления высших оксидов железа в слое углеродистого восстановителя.
Уменьшение нижнего предела размеров частиц сухой шихты менее 0,01 мм снижает степень протекания низкотемпературных взаимодействий ее компонентов на стадии обжига- плавки по реакциям (l)-(8) ввиду снижения в шихте доли «кoмплeкcныx» микроконгломератов. Это обуславливает необходимость увеличения температуры процесса. Кроме того, возрастает механический вынос тонких частиц в пыли обжига-плавки. В совокупности это ведет к снижению извлечения свинца в черновой металл, снижению удельной производительности процесса и повышению удельного расхода энергоносителей.
Увеличение верхнего предела размеров частиц сухой шихты выше 0,10 мм снижает степень протекания низкотемпературных взаимодействий ее компонентов на стадии обжига- плавки за счет уменьшения скорости нагрева крупных частиц и снижения суммарной реакционной поверхности компонентов, что также обуславливает необходимость увеличения температуры процесса и препятствует достижению поставленной задачи.
Уменьшение массовой доли частиц с размерами от 0,01 до 0,10 мм в сухой шихте ниже 90%, как и в случае изменения самих пределов оптимального диапазона размеров частиц, вызывает снижение степени протекания низкотемпературных взаимодействий ее компонентов на стадии обжига-плавки. Это может происходить как за счет снижения доли «кoмплeкcныx» микроконгломератов, так и за счет увеличения доли чрезмерно крупных индивидуальных частиц и микроконгломератов в шихте. И то и другое обуславливает необходимость увеличения температуры процесса. В результате, снижаются извлечение свинца в черновой металл и удельная производительность процесса, возрастает удельный расход энергоносителей.
Согласно патентуемому способу, тщательное перемешивание материалов на стадии приготовление влажной шихты желательно проводить при содержании свободной влаги в шихтовой смеси 8-16%. Исходя из опытных данных, это позволяет:
1) сформировать однородную микроструктуру шихты с большой долей «кoмплeкcныx» микроконгломератов разнородных частиц, включающих сульфатные, оксидные, сульфидные и углеродные компоненты;
2) образовать достаточное количество прочных связок между разнородными частицами, обеспечивающих термическую устойчивость «кoмплeкcныx» микроконгломератов на стадии обжига-плавки сухой шихты. Указанный диапазон содержаний свободной влаги является оптимальным, поскольку обеспечивает наиболее существенное увеличение доли «кoмплeкcныx» микроконгломератов в шихте на стадии ее приготовления и упрочнения этих микроконгломератов на стадии сушки влажной шихты.
При содержании свободной влаги менее 8% снижается доля «кoмплeкcньrx» микроконгломератов во влажной шихте, подаваемой на стадию сушки, а также механическая и термическая устойчивость таких микроконгломератов в сухой шихте. Это снижает степень протекания взаимодействий компонентов шихты на стадии обжига-плавки и ведет к ухудшению показателей процесса в рамках решения поставленной задачи.
При содержании свободной влаги 8% и более доля «кoмплeкcныx» микроконгломератов во влажной шихте, подаваемой на стадию сушки, заметно возрастает. Возрастает также механическая и термическая устойчивость таких микроконгломератов в сухой шихте. Несмотря на то, что в этом случае, как и в прототипе, происходит неконтролируемое слипание частиц на стадии сушки, использование в патентуемом способе последовательных операций измельчения и классификации сухой шихты исключает попадание чрезмерно крупных ее фракций на стадию обжига-плавки. Тем самым, обеспечивается возможность максимально эффективного проведения процесса.
Увеличение содержания свободной влаги в шихте более 16% нецелесообразно, так как не ведет к заметному увеличению доли «кoмплeкcныx» микроконгломератов в сухой шихте на стадии обжига-плавки и, тем самым, - к улучшению показателей процесса в рамках решения поставленной задачи. В то же время, испарение избытка влаги требует увеличения расхода топлива на сушку шихты, то есть повышает суммарные удельные затраты энергоносителей.
В качестве дробленого углеродистого восстановителя диспергированного оксидного расплава со стадии обжига-плавки шихты в прототипе предлагается кокс или каменный уголь. Благодаря наличию активных углеводородов (летучих) и более низкой энергии активации реакции газификации твердого углерода, уголь, как правило, обладает более высокой восстановительной способностью, чем кокс. Однако, в отличие от кокса, не все угли обладают термической стойкостью и при быстром нагреве на поверхности шлаковой ванны могут декриптировать, что никак не учитывается в прототипе. В то же время, декриптация угля может не только резко снизить степень восстановления оксидного расплава
ю в слое дробленого углеродистого восстановителя, но и полностью нарушить протекание восстановительного процесса. Термическая стойкость угля напрямую связана со свойством его спекаемости при прокаливании. Чем выше спекаемость угля, тем выше его термическая стойкость. Исходя из этой взаимосвязи и анализа опытных данных, выделен оптимальный диапазон качества углей, обладающих достаточно высокой термической стойкостью. Согласно патентуемому способу, в качестве дробленого углеродистого восстановителя целесообразно использовать уголь с содержанием в сухой массе общего углерода от около 49% до около 80% и летучих от около 11% до около 27%.
Использование угля с указанным диапазоном содержаний общего углерода и летучих в качестве дробленого углеродистого восстановителя усиливает эффективность восстановительной стадии процесса за счет повышения активности восстановителя при сохранении развитой реакционной поверхности и высокой проницаемости слоя дробленого восстановителя для диспергированного оксидного расплава. Это позволяет дополнительно повысить извлечение свинца в черновой металл и удельную производительность процесса без увеличения температуры оксидного расплава, обеспечивая тем самым дополнительную экономию удельных затрат энергоносителей.
С одной стороны, общий углерод в сухой массе угля состоит из твердого углерода и углерода летучих, а с другой стороны, твердый углерод и летучие составляют основу сухой массы угля. Тем самым, рекомендуемые пределы содержаний общего углерода и летучих в сухой массе угля тесно взаимосвязаны, и потому рассматривать их целесообразно совместно.
При уменьшении содержания общего углерода в сухой массе угля ниже около 52% и сопутствующем увеличении в этой массе содержания летучих выше около 27%, спекаемость угля при прокаливании и его термическая стойкость в условиях быстрого нагрева заметно снижаются. Повышение степени декриптации кусков дробленого угля на поверхности шлаковой ванны снижает проницаемость слоя углеродистого восстановителя. В результате, взаимосвязано снижаются скорость восстановления оксидного расплава, степень извлечения свинца в черновой металл и удельная производительность процесса. Кроме того, снижение интенсивности восстановительной стадии процесса ведет к возрастанию удельных затрат энергоносителей, обусловленных потребностью повышения жндкотекучести и, соответственно, температуры оксидного расплава, а также компенсации возрастающих потерь тепла на его восстановление и отстаивание.
При увеличении содержания твердого углерода в сухой массе угля выше около 80% и сопутствующем уменьшении в этой массе содержания летучих ниже около 10%, спекаемость угля при прокаливании и его термическая стойкость в условиях быстрого нагрева также заметно снижаются. Это определяется оптимальным характером спекаемости углей, обусловленной наличием в их составе битуминозных веществ - продуктов преобразования восков, смол и жировых веществ, содержавшихся в растениях- углеобразователях. Доля таких веществ падает как в углях с низкой степенью метаморфизма - лигнитах, так и в углях с высокой степенью метаморфизма - антрацитах. Зависимости спекаемости углей от содержания в их сухой массе общего углерода и летучих, выраженная в условных единицах, приведены на фигурах 1 и 2. Из представленных данных видно, что рекомендуемые в патентуемом способе угли с содержанием в сухой массе общего углерода от около 49% до около 80% и летучих от около 11% до около 27% обладают наиболее высокой спекаемостью. Снижение спекаемости и термической стойкости угля, как описано выше, ведет к ухудшению показателей процесса в рамках решения поставленной задачи.
Способ осуществляется в агрегате, принципиальная схема которого отражена на фигуре 3. Агрегат состоит из вертикальной реакционной шахты 1 прямоугольного сечения, в своде которой установлено горелочное устройство 2 для подачи шихты, кислорода, оборотных пыпей и дробленого углеродистого восстановителя; вертикальной перегородки 3 с водоохлаждаемыми медными элементами, отделяющей реакционную шахту 1 от газоотводящей шахты 4 с сохранением газового просвета над шлаковой ванной для вывода реакционных газов; электропечи 5, примыкающей к плавильной камере и отделенной от неё вертикальной, погруженной в шлаковую ванну перегородкой 6 с водоохлаждаемыми медными элементами; общей для реакционной шахты 1, электропечи 5 и газоотводящей шахты 4 подины 7; кессонированного пояса 8 и устройств для выпуска продуктов плавки 9.
Способ осуществляется следующим образом.
Используя данные химического анализа свинецсодержащих материалов, каковыми могут являться свинцовые концентраты, пыли, кеки и пшамы гидрометаллургических производств, аккумуляторные пасты, обороты рафинирования чернового свинца и прочее, рассчитывают пропорции и смешивают эти материалы в таком соотношении, при котором массовое отношение суммы сульфидной, элементарной и пиритной серы к общему содержанию серы в шихте составляет 0,08-0,87. К полученной смеси влажных свинецсодержащих материалов добавляют флюсы (известняк, кварцевый песок и т.п.) и пылевидный углеродистый восстановитель. В качестве пылевидного углеродистого восстановителя могут использоваться различного типа угли (лигниты, каменный и древесный уголь), угольные концентраты, полученные из клинкера от вельцевания, отходы коксовых производств и прочие. Для достижения оптимального совмещения зон выделения и поглощения тепла по реакциям превращения компонентов шихты на стадии обжига-плавки целесообразно вводить в нее пылевидные углеродистые материалы с энергией активации реакции газификации углерода в пределах 56-209 кДж/моль. Добавка пьшевидного углеродистого восстановителя осуществляется из расчета 4-12 кг чистого углерода на 100 кг трехвалентного железа и 20-140 кг чистого углерода на 100 кг сульфатной серы в шихте. Полученная шихта при содержании в ней свободной влаги 8-16% подвергается гомогенизации путем тщательного перемешивания материалов. Это позволяет сформировать однородную микроструктуру шихты с большой долей «кoмплeкcныx» микроконгломератов разнородных частиц, включающих сульфатные, оксидные, сульфидные и углеродные компоненты. При содержании свободной влаги в шихте менее 8% следует вначале увлажнить шихту до этого минимального уровня, а затем уже проводить ее гомогенизацию. При содержании свободной влаги в шихте более 16% целесообразно вначале провести ее гомогенизацию, а затем удалить избыток свободной влаги (например, фильтрацией материала) во избежание излишнего расхода топлива на сушку шихты.
Влажная гомогенизированная шихта подается на стадию сушки, где сушится до остаточного содержания влаги менее 1%.
Полученная сухая шихта, содержащая крупные фракции слипшихся частиц, подвергается измельчению, а измельченный пьшевидный материал - классификации. Крупная фракция сухой пылевидной шихты с преобладающими размерами частиц более 0,10 мм возвращается на измельчение, дисперсная фракция с преобладающими размерами частиц менее 0,01 мм - на стадию приготовления влажной шихты, а фракция, не менее 90% массы которой составляют частицы с размерами 0,01-0,10 мм - на стадию обжига-плавки. Это обеспечивает сохранение в сухой пылевидной шихте, подаваемой на стадию обжига- плавки, значительной доли термически устойчивых «кoмплeкcныx» микроконгломератов, сформированных на стадиях приготовления и сушки влажной шихты. При недостатке теплотворной способности сухой шихты в нее вводится необходимое количество пьшевидного углеродистого топлива. В качестве такового может использоваться тот же самый пьшевидный углеродистый материал, который вводился во влажную шихту в качестве восстановителя высших оксидов железа и сульфатов на стадии ее приготовления, либо иной пылевидный углеродистый материал, имеющий высокую теплоту сгорания. Перед подачей на стадию обжига-плавки в шихту добавляются оборотные пыли процесса и дробленый до крупности 2-50 мм, предпочтительно 5-20 мм, углеродистый восстановитель. В качестве дробленого углеродистого восстановителя могут использоваться различные углеродистые материалы - каменноугольный или нефтяной кокс, клинкер от вельцевания, древесный уголь и прочие. Однако по патентуемому способу предпочтительнее использовать в качестве дробленого углеродистого восстановителя уголь, в сухой массе которого содержится от около 49 до около 80% общего углерода и от около 11 до около 27% летучих. Угли такого качества обладают достаточно высокой спекаемостью и термической стойкостью, позволяющей формировать стабильную пористую структуру слоя дробленого углеродистого восстановителя с развитой реакционной поверхностью и высокой проницаемостью для восстанавливаемого оксидного расплава. Благодаря наличию активной углеводородной составляющей и пониженной энергии активации реакции газификации углерода, такие угли являются более активным углеродистым восстановителем, чем углеродистые материалы, прошедшие термическую обработку (коксы). Сухую пьшевидную шихту вместе с пылевидным углеродистым топливом (при необходимости), оборотными пылями и дробленым углеродистым восстановителем подают через вертикальное горелочное устройство 2 в реакционную шахту 1 на обжиг-плавку во взвешенном состоянии в атмосфере кислородсодержащего газа.
Расход кислорода задают из расчета полной степени десульфуризации и окисления сульфидов свинца, цинка и железа до оксидов и углеродистого топлива до диоксида углерода и паров воды за вычетом расходования сульфатов металлов и высших оксидов железа на реакции взаимодействия с сульфидной, элементарной и пиритной серой и углеродом пылевидного углеродистого восстановителя в соответствии со стехиометрией суммарных реакций: 3Me1SO4 + Me2S → 3Me1O +Me2O + 4SO2; (9)
3Fe2O3 + MeS → .6FeO + MeO + SO2; (10)
2MeSO4 + С → 2MeO + CO2 + 2SO2; (11)
2Fe2O3 + C → 4FeO + CO2. (12)
Иными словами, расход кислорода снижается на величину, определяемую количеством кислорода, «cвязaннoгo» в сульфаты и высшие оксиды железа. Кроме того, не вводится кислород на окисление чистого углерода углеродистого восстановителя.
Под воздействием высоких температур в реакционной шахте пылевидная шихта воспламеняется, быстро нагревается до температур 1250-13500C за счет окисления кислородом газовой фазы части сульфидов и пылевидного углеродистого материала. При этом в объемах «кoмплeкcныx» микроконгломератов частиц в области температур 350-700°C протекают интенсивные взаимодействия сульфатов и оксидов металлов (включая, высшие оксиды железа) с сульфидами и углеродом. В результате образуется диспергированный оксидный расплав с пониженным содержанием высших оксидов железа, обладающий высокой жидкотекучестью, и смесь пылей с сернистыми реакционными газами. Подаваемый вместе с шихтой дробленый углеродистый восстановитель, благодаря крупным размерам его кусков (преимущественно, 5-20 мм), а также быстрому снижению концентрации кислорода в газовой фазе по высоте реакционной шахты 1 (над зеркалом шлаковой ванны концентрация кислорода составляет около 1-2%), не успевает сгорать в реакционной шахте 1 и образует на поверхности шлакового расплава под горелочным устройством 2 пористый, непрерывно пополняемый восстановительный слой из сильно разогретых кусков углеродистого материала. Полученный при обжиге-плавке шихты даспергированный оксидный расплав фильтруется через этот слой дробленого углеродистого восстановителя. При этом оксиды свинца восстанавливаются до металла, высшие оксиды железа - до вюстита, а оксиды цинка не успевают восстанавливаться в заметной степени и вместе с вюститом и флюсующими компонентами формируют обедненный по свинцу цинковистый шлак. Оксиды меди, аналогично оксидам свинца, восстанавливаются в слое углеродистого восстановителя до металла и переходят в черновой свинец, а сульфиды цветных металлов, присутствующие в диспергированном расплаве обжига-плавки, либо распределяются между металлической и шлаковой фазами (при степени десульфуризации шихты более 90-94%), либо формируют дисперсную штейновую фазу. Газообразные продукты восстановительных реакций (СО, CO2 и пары цинка) выходят из слоя дробленого восстановителя и смешиваются с газами и пылями обжига-плавки.
Обедненный по свинцу цинковистый шлак с дисперсной взвесью металлического свинца (и штейна, если таковой образуется) перетекает в смежную с реакционной шахтой 1 электропечь 5 под разделяющей их перегородкой 6 из водоохлаждаемых медных элементов, заглубленной в шлаковую ванну. В электропечи 5 дисперсная взвесь металла (и штейна) отстаивается с формированием фаз продуктов плавки: чернового свинца, обедненного по свинцу цинковистого шлака и полиметаллического штейна, если таковой образуется. Как правило, штейновая фаза формируется тогда, когда перерабатываемые свинецсодержащие материалы содержат повышенное количество меди. Это позволяет осуществлять грубое обезмеживание чернового свинца с выделением избытка меди из перерабатываемых свинецсодержащих материалов в полиметаллический гптейн непосредственно в агрегате. После отстаивания цинковистый шлак, черновой свинец (и штейн) выпускают из электропечи через устройства для выпуска продуктов плавки 9 и направляют на дальнейшую переработку известными способами для получения товарной продукции (на фигуре 3 не показаны). Черновой свинец рафинируют, цинковистьш шлак подвергают фьюмингованию или вельцеванию с извлечением цинка в окисленные цинковые возгоны, полиметаллический штейн конвертирую на черновую медь.
Образующаяся смесь реакционных газов и пылей обжига-плавки поступает под перегородкой 3 в смежную с реакционной шахтой 1 газоотводящую шахту 4.. В газоотводящей шахте 4 реакционные газы дожигаются до полного окисления монооксида углерода и паров цинка и охлаждаются за счет теплообмена с поверхностями встроенных в шахту водоохлаждаемых элементов. Охлажденная до 800-10000C смесь реакционных газов и пыпей поступает в котел-утилизатор, где охлаждается до 400-5000C, а затем - в электрофильтр (на фигуре 3 не показаны), где пыли отделяются от сернистых реакционных газов и возвращаются на обжиг-плавку вместе с шихтой. Сернистые газы направляются на утилизацию серы с получением товарной продукции (серной кислоты, элементарной серы, серного ангидрида или солей).
Для лучшего понимания настоящего изобретения приводятся примеры, иллюстрирующие предлагаемый способ.
Пример 1 (по прототипу). На полупромышленной установке, согласно известному способу, перерабатывали шихту, приготовленную из сульфидных свинцовых концентратов, свинцовых пылей, свинецсодержащих кеков цинкового производства, аккумуляторной пасты, кварцевого и известкового флюсов, массовое отношение суммы сульфидной, элементарной и пиритной серы к общему содержанию серы в которой составляло 0,6. В качестве восстановителя сульфатов и высших оксидов железа в шихту вводили пьшевидньш бурый уголь с энергией активации реакции газификации углерода 135,2 кДж/моль из расчета 10 кг чистого углерода на 100 кг трехвалентного железа и 80 кг чистого углерода на 100 кг сульфатной серы. Приготовленную шихту, имевшую состав, %: 28,27 свинца; 8,29 цинка; 0,97 меди; 13,02 общего железа (в том числе трехвалентного железа - 10,03); 8,01 общей серы (в том числе сульфатной - 3,09); 12,01 диоксида кремния; 6,01 оксида кальция и содержание свободной влаги 10,7% сушили до остаточного содержания влаги 0,8% и загружали через горелочное устройство на обжиг-плавку во взвешенном состоянии в атмосфере технического кислорода (96%). Для компенсации низкой теплотворной способности к шихте в качестве топлива добавляли необходимое количество пылевидного угля, использованного при приготовлении влажной шихты и имевшего состав: 43,76% твердого углерода, 38,46% летучих и 17,78% золы, содержащей, %: 6,4 железа, 52,1 диоксида кремния, 5,2 оксида кальция. Вместе с шихтой в горелочное устройство загружали оборотные пыли обжига-плавки и дробленый углеродистый восстановитель, в качестве которого использовали коксовую мелочь крупностью 5-20 мм, состава, %: 86,64 твердого углерода, 4,31% летучих и 9,05% золы, содержащей, %: 12,6 железа, 57,1 диоксида кремния, 10,3 оксида кальция.
В пшхто-кислородном факеле горелочного устройства свинецсодержащие материалы и флюсы переходили в диспергированный оксидный расплав, а коксовая мелочь, не успевая сгорать, падала на поверхность шлаковой ванны, формируя на ней разогретый слой углеродистого восстановителя. Диспергированный оксидный расплав обжига-плавки шихты во взвешенном состоянии, просачиваясь через этот слой, восстанавливался. При этом оксиды свинца восстанавливались до металла, высшие оксиды железа - до вюстита, а цинк оставался в оксидном расплаве (шлаке). В результате получали черновой свинец, цинковистый шлак и запыленные газы реакционной шахты, которые охлаждали и очищали от пыли, непрерывно возвращаемой на плавку вместе с шихтой.
Режим плавки контролировался по степени десульфуризации шихты и температуре оксидного расплава в нижней точке факела. С этой целью осуществляли отбор проб факельного расплава над слоем углеродистого восстановителя и анализировали на содержание серы. Одновременно в этой же точке измеряли температуру, которая регулировалась путем изменения расхода шихты, пылевидного угля и кислорода.
Всего в опыте было переработано 28 т сухой шихты. Полученные в результате усредненные показатели эффективности процесса в рамках решаемой задачи патентуемого способа приведены в таблице 1, опыт 1. Пример 2. Согласно заявляемому способу опыт осуществляется, как в Примере 1, но отличается тем, что высушенную до остаточного содержания 0,8% шихту подвергают измельчению в различных режимах и классификации, при которой выделяют три фракции. Крупную фракцию шихты отправляют на повторное измельчение, мелкую - на приготовление влажной шихты, а среднюю - на обжиг-плавку. В зависимости от условий измельчения и классификации изменяются верхний и нижний пределы диапазона размеров частиц, массовая доля которых составляет 90% сухой шихты, подаваемой на стадию обжига- плавки. Результаты плавок приведены в таблице 1, опыты 2-6.
Пример 3. Способ осуществляется, как в Примере 2, но отличается тем, что на обжиг- плавку подается выделенная фракция сухой шихты с преобладающим диапазоном размеров частиц от 0,01 до 0,1 мм, а массовая доля этой фракции в шихте изменяется в зависимости от условий ее измельчения и классификации. Полученные результаты приведены в таблице 1, опыты 7-8.
Как видно из таблицы (опыты 1-8), задачи патентуемого способа, а именно: увеличение извлечения свинца в черновой металл (колонка 7), повышение удельной производительности процесса (колонка 8) и снижение удельных затрат энергоносителей (колонки 9-12) одновременно достигаются при введении операций измельчения и классификации сухой шихты, в результате которой на обжиг-плавку подают выделенную фракцию шихты, не менее 90% массы которой составляют частицы с размерами 0,01-0,10 мм. При оптимальном фракционном составе сухой шихты наблюдается (сравните опыты 1, 3-5 и 7): повышение извлечения свинца в черновой металл на 2,5-2,7%, увеличение удельной производительности по шихте на 5,3-6,1%, снижение удельных затрат энергоносителей на плавку на 13,4-14,8%.
Пример 4. Способ осуществляется, как в Примере 2, при условиях измельчения и классификации сухой шихты, в которых 90% массы подаваемой на обжиг-плавку шихты составляют частицы с размерами 0,01 -ОД 0 мм (опыт 3), но отличается тем, что содержание свободной влаги в шихте на стадии ее приготовления различается (2, 8, 16 и 20%), а сушку ее проводят до одной и той же остаточной влажности 0,8%. Как следует из полученных результатов, приведенных в таблице 2, опыты 9-12, оптимальные показатели процесса достигаются при 8-16% свободной влаги в шихте на стадии ее приготовления, благодаря выделению оптимального фракционного состава сухой шихты. Дополнительный эффект, обусловленный формированием более устойчивой микроструктуры шихты при рекомендуемом увеличении минимально допустимого содержания свободной влаги в шихте от 2 до 8%, составляет (сравните опыты 9 и 10): повышение извлечения свинца в черновой металл на 2,0%, увеличение удельной производительности по шихте на 0,3%, снижение удельных затрат энергоносителей на плавку на 1,6%.
Пример 5. Способ осуществляется, как в Примере 2, опыт 3, но отличается тем, что в качестве дробленого углеродистого восстановителя вместо коксовой мелочи с крупностью кусков 5-20 мм используют уголь различного качества с той же крупностью. Полученные результаты приведены в таблице 3, опыты 13-17. Согласно полученным данным, использование углей в качестве дробленого восстановителя позволяет повысить эффективность процесса (сравните с опытом 3), а максимальный дополнительный эффект наблюдается в рекомендуемом диапазоне содержаний в сухой массе угля от около 49 до около 80% общего углерода и от около И до около 27% летучих. Максимальный дополнительный эффект от использования угля в качестве дробленого углеродистого восстановителя наблюдается в опыте 15 и составляет: повышение извлечения свинца в черновой металл на 2,3%, увеличение удельной производительности по шихте на 0,3%, снижение удельных затрат энергоносителей на плавку на 5,5%. Масса сухой шихты, переработанная в каждом из опытов 2-18, составляет от 22 до 24 т.
Таким образом, приведенными примерами показано, что патентуемый способ позволяет решить поставленную задачу. Таблица 1 - Влияние фракционного состава сухой шихты на показатели переработки свинецсодержащего материала
Figure imgf000021_0001
Таблица 2 — Влияние начальной влажности шихты на показатели переработки свинецсодержащего материала
Figure imgf000021_0002
Таблица 3 - Влияние качества углеродистого восстановителя на показатели переработки свинецсодержащего материала
к* о
Figure imgf000022_0001
Примечания: - в расчете на чистый кислород; - в расчете на чистый углерод, - включая топливо на сушку шихты

Claims

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
1. Способ переработки свинецсодержащих материалов, включающий приготовление шихты путем тщательного перемешивания влажных сульфидных и окисленных свинецсодержащих материалов с флюсами и пылевидным углеродистым материалом, при котором массовое отношение суммы сульфидной, элементарной и пиритной серы к общему содержанию серы в шихте составляет 0,08-0,87, а пьшевидный углеродистый материал с энергией активации реакции газификации углерода в пределах 56-209 кДж/моль вводится в качестве восстановителя из расчета 4-12 кг чистого углерода на 100 кг трехвалентного железа и 20-140 кг чистого углерода на 100 кг сульфатной серы в шихте, сушку полученной влажной шихты до остаточной влажности менее 1%, обжиг-плавку сухой шихты во взвешенном состоянии в атмосфере кислорода с получением диспергированного оксидного расплава и смеси пылей с газами обжига-плавки, восстановление диспергированного оксидного расплава при его фильтрации через слой разогретых частиц дробленого углеродистого восстановителя крупностью 2-50 мм с получением металлического свинца, цинксодержащего оксидного расплава и газов, смешивающихся с пылями и газами обжига-плавки сухой шихты, разделение полученной смеси пылей и реакционных газов с возвратом пылей на обжиг-плавку сухой шихты, отличающийся тем, что сухую шихту подвергают измельчению и классификации, а на стадию обжига-плавки подают выделенную фракцию сухой шихты, не менее 90% массы которой составляют частицы с размерами 0,01-0,10 мм.
2. Способ переработки свинецсодержащих материалов по п.l, отличающийся тем, что содержание свободной влаги в шихте на стадии ее приготовления составляет 8-16%.
3. Способ переработки свинецсодержащих материалов по п.l, отличающийся тем, что в качестве дробленого углеродистого восстановителя используют уголь с содержанием в сухой массе общего углерода от около 49 до около 80% и летучих от около 11 до около 27%.
PCT/KZ2007/000004 2006-12-20 2007-03-27 Procédé de transformation de matériaux contenant du plomb Ceased WO2008002114A1 (fr)

Priority Applications (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
BRPI0702908-0 BRPI0702908B1 (pt) 2006-12-20 2007-03-27 Processo de tratamento de materiais plumbíferos
CN2007800004373A CN101321881B (zh) 2006-12-20 2007-03-27 含铅材料的处理方法
MX2008002934A MX2008002934A (es) 2006-12-20 2007-03-27 Procedimiento para procesar materiales que contienen plomo??.

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
KZ20061401 2006-12-20
KZ2006/1401.1 2006-12-20

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2008002114A1 true WO2008002114A1 (fr) 2008-01-03

Family

ID=38845819

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/KZ2007/000004 Ceased WO2008002114A1 (fr) 2006-12-20 2007-03-27 Procédé de transformation de matériaux contenant du plomb

Country Status (6)

Country Link
CN (1) CN101321881B (ru)
BR (1) BRPI0702908B1 (ru)
CL (1) CL2007003397A1 (ru)
MX (1) MX2008002934A (ru)
RU (1) RU2359045C2 (ru)
WO (1) WO2008002114A1 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
ITRM20130205A1 (it) * 2013-04-05 2014-10-06 Ecotec Gestione Impianti S R L Procedimento per la estrazione di zolfo e di metalli, in forma di ossidi, utilizzabili nel processo waeltz, da fanghi che contengono composti dello zolfo e di detti metalli

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2567769C2 (ru) * 2013-09-27 2015-11-10 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Курганский государственный университет" Способ получения металлического свинца из водяной суспензии частиц руды, содержащей соединения свинца, и устройство для его осуществления
RU2592009C1 (ru) * 2015-03-17 2016-07-20 Леонид Исаакович Дитятовский Способ переработки полупродуктов цветной металлургии, содержащих свинец, медь и цинк
CN112593090B (zh) * 2020-11-25 2022-02-11 中南大学 一种废旧铅膏火法再生制备纳米硫酸铅的方法
CN114540628B (zh) * 2022-01-20 2023-11-14 云南云铜锌业股份有限公司 一种处理浸锌渣、锌冶炼石膏渣和高炉瓦斯灰的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4514217A (en) * 1983-05-17 1985-04-30 Boliden Aktiebolag Method of producing lead from sulphidic lead raw-material
GB2196649A (en) * 1986-10-31 1988-05-05 Rtz Technical Services Limited Smelting complex sulphidic materials containing lead, zinc and optionally copper
SU1544829A1 (ru) * 1987-04-07 1990-02-23 Всесоюзный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов Способ переработки мелкозернистых свинцовых и свинцово-цинковых медьсодержащих сульфидных концентратов

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1020755C (zh) * 1989-06-03 1993-05-19 中国有色金属工业总公司昆明贵金属研究所 一种铅阳极泥湿法处理的方法
SU1741438A1 (ru) * 1990-04-24 1999-08-27 Всесоюзный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов Способ переработки свинцового и свинцово-цинкового сырья
KZ9B (ru) * 1992-12-09 1993-12-10 Vostoch Ni Gorno Metall Inst
RU2114927C1 (ru) * 1997-05-21 1998-07-10 Открытое акционерное общество Институт "Гинцветмет" Способ пирометаллургической переработки свинецсодержащих материалов и печь для его осуществления

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4514217A (en) * 1983-05-17 1985-04-30 Boliden Aktiebolag Method of producing lead from sulphidic lead raw-material
GB2196649A (en) * 1986-10-31 1988-05-05 Rtz Technical Services Limited Smelting complex sulphidic materials containing lead, zinc and optionally copper
SU1544829A1 (ru) * 1987-04-07 1990-02-23 Всесоюзный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов Способ переработки мелкозернистых свинцовых и свинцово-цинковых медьсодержащих сульфидных концентратов

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
ITRM20130205A1 (it) * 2013-04-05 2014-10-06 Ecotec Gestione Impianti S R L Procedimento per la estrazione di zolfo e di metalli, in forma di ossidi, utilizzabili nel processo waeltz, da fanghi che contengono composti dello zolfo e di detti metalli
WO2014162322A3 (en) * 2013-04-05 2014-11-20 Ecotec Gestione Impianti S.R.L. Process for extraction of sulphur and metals, in oxide form, usable in the waeltz process, from muds containing compounds of sulphur and said metals

Also Published As

Publication number Publication date
CL2007003397A1 (es) 2008-07-04
RU2007120273A (ru) 2008-12-10
BRPI0702908A2 (pt) 2011-03-22
CN101321881B (zh) 2010-07-21
BRPI0702908B1 (pt) 2013-12-24
MX2008002934A (es) 2008-11-04
RU2359045C2 (ru) 2009-06-20
CN101321881A (zh) 2008-12-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP0515498B1 (en) Cotreatment of sewage and steelworks wastes
EP2839045B1 (en) Method for processing slags of non-ferrous metallurgy
CN101680054A (zh) 用于回收具有高含量的锌和硫酸盐的残余物的方法
CN106399699A (zh) 一种含铜污泥的处理工艺
RU2359045C2 (ru) Способ переработки свинецсодержащих материалов
JPS634613B2 (ru)
CN109652653A (zh) 一种无机危废系统工艺
US2675307A (en) Process for coking-calcining complete smelting charge aggregates
RU2109077C1 (ru) Способ обработки сульфида цинка или других цинксодержащих материалов, способ частичного окисления материалов, содержащих оксид цинка, сульфид цинка и сульфид железа, способ обработки исходного материала, содержащего сульфид цинка и сульфид железа
CN111304450A (zh) 含铜污泥生产黑铜的方法及装置
RU2404271C1 (ru) Способ переработки некондиционных железо- и цинксодержащих отходов металлургического производства
JPH0380850B2 (ru)
US3734717A (en) Production of phosphorus and steel from iron-containing phosphate rock
KR19980041966A (ko) 전기 제강소 먼지 환원 방법 및 장치
EA037686B1 (ru) Способ и устройство для обработки остатка от выщелачивания серосодержащего металлического концентрата
RU2055922C1 (ru) Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы
Jacobs Process description and abbreviated history of Anglo Platinum’s Waterval Smelter
CN212316200U (zh) 含铜污泥生产黑铜的装置
RU2114927C1 (ru) Способ пирометаллургической переработки свинецсодержащих материалов и печь для его осуществления
KR0176230B1 (ko) 납-함유 물질의 처리방법
US7935174B2 (en) Treatment of steel plant sludges in a multiple-stage furnace
CN110494389A (zh) 从磷灰岩材料回收磷的方法
RU2186132C2 (ru) Способ переработки оборотных материалов и техногенных отходов металлургического производства
RU2031163C1 (ru) Способ утилизации шламов гальванических производств
RU2618297C1 (ru) Способ производства чугуна процессом жидкофазного восстановления Ромелт

Legal Events

Date Code Title Description
WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 200780000437.3

Country of ref document: CN

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 6450/DELNP/2007

Country of ref document: IN

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: MX/a/2008/002934

Country of ref document: MX

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 07747155

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 07747155

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

ENP Entry into the national phase

Ref document number: PI0702908

Country of ref document: BR

Kind code of ref document: A2

Effective date: 20080128