RU2528297C1 - Lead production from tinstone concentrate - Google Patents

Lead production from tinstone concentrate Download PDF

Info

Publication number
RU2528297C1
RU2528297C1 RU2013120565/02A RU2013120565A RU2528297C1 RU 2528297 C1 RU2528297 C1 RU 2528297C1 RU 2013120565/02 A RU2013120565/02 A RU 2013120565/02A RU 2013120565 A RU2013120565 A RU 2013120565A RU 2528297 C1 RU2528297 C1 RU 2528297C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
concentrate
tin
charge
melt
mixture
Prior art date
Application number
RU2013120565/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Хосен Ри
Виктор Владимирович Гостищев
Эрнст Хосенович Ри
Вячеслав Григорьевич Комков
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет"
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 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" filed Critical Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет"
Priority to RU2013120565/02A priority Critical patent/RU2528297C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2528297C1 publication Critical patent/RU2528297C1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: proposed method comprises preparation of charge by mixing the tinstone concentrate with coal and fluxing additives consisting of sodium carbonate and sodium chloride and reduction melting of said charge at 870°C. Then, obtained melt is cooled to separate metal from slag. Note here that charge melt is irradiated by nanosecond electromagnetic pulses for 10-30 minutes.
EFFECT: higher yield of lead, accelerated melting.
1 tbl, 2 ex

Description

Изобретение относится к металлургии редких и цветных металлов, в частности касается получения олова из касситеритовых концентратов.The invention relates to the metallurgy of rare and non-ferrous metals, in particular for the production of tin from cassiterite concentrates.

В настоящее время известны различные способы получения олова из минеральных оловянных концентратов. Применяется щелочное плавление исходного оловянного концентрата при ~800°C для перевода олова в раствор и последующего его выделения из раствора [Мурач Н.Н., Севрюков Н.Н. Металлургия олова. М.: Металлургия. 1964, 351 с.].Currently, various methods for producing tin from mineral tin concentrates are known. Alkaline melting of the initial tin concentrate at ~ 800 ° C is used to transfer tin into the solution and its subsequent isolation from the solution [Murach N.N., Sevryukov N.N. Tin metallurgy. M .: Metallurgy. 1964, 351 pp.].

Известен гидрометаллургический способ извлечения олова, заключающийся в сульфидировании касситерита сульфатом натрия и последующим водным выщелачиванием плава с переводом тиосолей олова в раствор [Колодин С.Н. Вторичное олово и переработка бедного оловянного сырья. М.: Металлургия. 1970. 240 с.].Known hydrometallurgical method for the extraction of tin, which consists in the sulfidation of cassiterite with sodium sulfate and subsequent aqueous leaching of melt with the transfer of tin thiosols in solution [Kolodin S.N. Secondary tin and processing of poor tin raw materials. M .: Metallurgy. 1970.240 p.].

Однако недостатком гидрометаллургических способов является многоступенчатая технологическая схема переработки минеральных концентратов, включающая сооружения для очистки сточных вод.However, the disadvantage of hydrometallurgical methods is a multi-stage technological scheme for processing mineral concentrates, including facilities for wastewater treatment.

Весьма распространены способы, основанные на переводе олова в возгоны в виде хлоридов при использовании хлорирующих солей, например CaCl2 или газообразного хлора [Севрюков Н.Н. Металлургия и технология цветных металлов. М.: Металлургия. 1984].Very common are methods based on the conversion of tin to sublimates in the form of chlorides using chlorinating salts, for example CaCl 2 or gaseous chlorine [Sevryukov N.N. Metallurgy and technology of non-ferrous metals. M .: Metallurgy. 1984].

При этом недостатком данного способа следует отнести использование сложного оборудования и коррозионную активность среды при высокой температуре процесса.The disadvantage of this method is the use of sophisticated equipment and the corrosiveness of the medium at high process temperatures.

Наибольшее распространение получил способ углетермического восстановления минеральных концентратов [Беляев Д.В. Металлургия олова. М.: металлургиздат. 1960. 370 с.], при котором оловянный концентрат подвергают обжигу для удаления серы, мышьяка. Обожженный концентрат обрабатывают раствором кислоты (HCl) для перевода растворимых примесных элементов в раствор. Приготовленный для плавки концентрат смешивают с углем и флюсующими добавками (CaCO3, SiO2). Полученную шихту плавят в печах при температуре 850-1300°C, где SnO2 восстанавливается углем до металла в течение ~10 часов. В результате получают черновое олово с содержанием основного компонента 50-93% масс., в зависимости от его содержания в концентрате.The most widely used method of carbon thermal recovery of mineral concentrates [D. Belyaev Tin metallurgy. M .: metallurgical publishing house. 1960. 370 S.], in which the tin concentrate is fired to remove sulfur, arsenic. The calcined concentrate is treated with an acid solution (HCl) to transfer soluble impurity elements into the solution. The concentrate prepared for melting is mixed with coal and fluxing additives (CaCO 3 , SiO 2 ). The resulting mixture is melted in furnaces at a temperature of 850-1300 ° C, where SnO 2 is reduced by coal to metal within ~ 10 hours. The result is a draft tin with a content of the main component of 50-93% wt., Depending on its content in the concentrate.

Вместе с тем, недостатками способа являются усложненная технологическая схема, неполное извлечение олова, большие эксплуатационные затраты.However, the disadvantages of the method are the complicated technological scheme, incomplete extraction of tin, high operating costs.

Наиболее близким к предлагаемому по технологической сущности и достигаемому результату является способ получения олова из касситеритового концентрата [Патент РФ №2393252 «Способ получения олова из касситеритового концентрата». Опубликован 27 июня 2010. Бюл. №18]. Согласно данному способу процесс ведут путем приготовления шихты смешиванием оловянного концентрата с углем, флюсующими добавками и последующей плавкой шихты при температуре 850-870°C. В качестве флюсующих добавок используют смесь карбоната натрия и хлорида натрия. Восстановительную плавку ведут в течение 1,5 часов.Closest to the proposed technological essence and the achieved result is a method for producing tin from cassiterite concentrate [RF Patent No. 2393252 “Method for producing tin from cassiterite concentrate”. Published June 27, 2010. Bull. No. 18]. According to this method, the process is carried out by preparing the mixture by mixing tin concentrate with coal, fluxing additives and subsequent melting of the mixture at a temperature of 850-870 ° C. As fluxing additives, a mixture of sodium carbonate and sodium chloride is used. Recovery smelting is carried out for 1.5 hours.

Однако недостатком этого способа является значительное содержание примесных элементов в составе целевого продукта.However, the disadvantage of this method is the significant content of impurity elements in the composition of the target product.

Технической задачей, на решение которой направлено предлагаемое изобретение, является сокращение продолжительности плавки при значительном снижении количества примесных элементов в составе целевого продукта.The technical problem to which the invention is directed is to reduce the duration of the smelting while significantly reducing the number of impurity elements in the composition of the target product.

Поставленная задача решается тем, что в предлагаемом способе получения олова из касситеритового концентрата, включающем приготовление шихты смешиванием оловянного концентрата с углем, карбонатом натрия и хлоридом натрия, плавку шихты при ~870°C, охлаждение расплава, отделение металла от шлака, согласно изобретению плавку ведут при облучении расплава шихты наносекундными электромагнитными импульсами (НЭМИ).The problem is solved in that in the proposed method for the production of tin from cassiterite concentrate, including the preparation of a mixture by mixing tin concentrate with coal, sodium carbonate and sodium chloride, melting the mixture at ~ 870 ° C, cooling the melt, separating the metal from slag, according to the invention, they are melted upon irradiation of the charge melt with nanosecond electromagnetic pulses (NEMI).

Продолжительность облучения шихты НЭМИ в процессе плавки влияет на продолжительность процесса восстановления касситеритового концентрата, а также на химический и структурный состав полученного сплава.The duration of the NEMI charge irradiation during the smelting process affects the duration of the recovery process of cassiterite concentrate, as well as the chemical and structural composition of the obtained alloy.

При облучении шихты НЭМИ в течение 30 мин плавка завершается в течение 1 часа. В результате получают черновое олово, элементный состав которого представлен в таблице 1.When the mixture is irradiated with NEMI for 30 minutes, melting is completed within 1 hour. The result is a rough tin, the elemental composition of which is presented in table 1.

Таблица 1Table 1 Элементный состав черного оловаThe elemental composition of black tin Условия полученияTerms of receipt Состав чернового оловаComposition of rough tin SnSn PbPb CaCa FeFe SiSi AsAs Без облученияNo exposure 92,592.5 0,20.2 0,520.52 2,972.97 1,121.12 0,10.1 Облучение НЭМИ в течение 30 минNEMI irradiation for 30 min 95,295.2 0,10.1 0,360.36 1,71.7

Преимущество предлагаемого технологического решения заключается в следующем:The advantage of the proposed technological solution is as follows:

- облучение расплава шихты наносекундными электромагнитными импульсами повышает содержание олова в черновом сплаве до 95%;- irradiation of the charge melt with nanosecond electromagnetic pulses increases the tin content in the rough alloy to 95%;

- облучение расплава шихты наносекундными электромагнитными импульсами сокращает продолжительность плавки на ~30%.- irradiation of the charge melt with nanosecond electromagnetic pulses reduces the melting time by ~ 30%.

Примеры реализации способа:Examples of the method:

Способ 1. Касситеритовый концентрат (30% SnO2) смешивают с реагентами в соотношении: на одну массовую долю концентрата приходится 0,2 масс. долей угля, 0,12 масс. долей хлорида натрия, 0,12 масс. долей карбоната натрия. Приготовленную шихту плавят в печи при 870°C. Расплав шихты облучают наносекундными электромагнитными импульсами в течение 30 мин. В целом плавка длится 1 час с момента расплавления шихты. По окончании плавки расплав сливают в изложницу, охлаждают, затвердевший металл отделяют от шлака. Извлечение олова в сплав составляет 95%.Method 1. Cassiterite concentrate (30% SnO 2 ) is mixed with reagents in the ratio: 0.2 mass per one mass fraction of concentrate. fractions of coal, 0.12 mass. fractions of sodium chloride, 0.12 mass. fractions of sodium carbonate. The prepared mixture is melted in an oven at 870 ° C. The charge melt is irradiated with nanosecond electromagnetic pulses for 30 minutes. In general, smelting lasts 1 hour from the moment the charge is melted. At the end of melting, the melt is poured into the mold, cooled, the hardened metal is separated from the slag. The extraction of tin in the alloy is 95%.

Способ 2. Касситеритовый концентрат (30% SnO2) смешивают с компонентами шихты подобно вышеописанному: на одну массовую долю концентрата приходится 0,2 масс. долей угля, 0,12 масс. долей хлорида натрия, 0,12 масс. долей карбоната натрия. Приготовленную шихту плавят в печи при 870°C. Расплав облучают наносекундными электромагнитными импульсами в течение 10 мин. Плавка длится 1 час. Извлечение олова в сплав составляет 94%.Method 2. Cassiterite concentrate (30% SnO 2 ) is mixed with the components of the mixture as described above: 0.2 mass per one mass fraction of the concentrate. fractions of coal, 0.12 mass. fractions of sodium chloride, 0.12 mass. fractions of sodium carbonate. The prepared mixture is melted in an oven at 870 ° C. The melt is irradiated with nanosecond electromagnetic pulses for 10 minutes Melting lasts 1 hour. The extraction of tin in the alloy is 94%.

Таким образом, облучение расплава шихты наносекундными электромагнитными импульсами позволяет повысить извлечение олова в черновой сплав до 97% и сократить продолжительность плавки на ~30%.Thus, irradiation of the charge melt with nanosecond electromagnetic pulses makes it possible to increase the extraction of tin in the rough alloy to 97% and to reduce the melting time by ~ 30%.

Claims (1)

Способ получения олова из касситеритового концентрата, включающий приготовление шихты смешиванием концентрата с углем и флюсующими добавками, состоящими из карбоната натрия и хлорида натрия, восстановительную плавку шихты, охлаждение полученного расплава и отделение металла от шлака, отличающийся тем, что расплав шихты облучают наносекундными электромагнитными импульсами в течение 10-30 мин при температуре 870°С. A method of producing tin from cassiterite concentrate, including the preparation of a mixture by mixing the concentrate with coal and fluxing additives consisting of sodium carbonate and sodium chloride, reducing the melting of the mixture, cooling the obtained melt and separating the metal from the slag, characterized in that the melt of the mixture is irradiated with nanosecond electromagnetic pulses in for 10-30 minutes at a temperature of 870 ° C.
RU2013120565/02A 2013-05-06 2013-05-06 Lead production from tinstone concentrate RU2528297C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2013120565/02A RU2528297C1 (en) 2013-05-06 2013-05-06 Lead production from tinstone concentrate

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2013120565/02A RU2528297C1 (en) 2013-05-06 2013-05-06 Lead production from tinstone concentrate

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2528297C1 true RU2528297C1 (en) 2014-09-10

Family

ID=51540315

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2013120565/02A RU2528297C1 (en) 2013-05-06 2013-05-06 Lead production from tinstone concentrate

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2528297C1 (en)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU127420A1 (en) * 1947-06-06 1959-11-30 Е.Н. Хазанов Method of extracting tin from tin concentrates
GB1224059A (en) * 1968-05-24 1971-03-03 Inst De Investigaciones Minero Tin-smelting process using high and low grade tin concentrates, and a combined tin melting and volatilising furnace for use therein
AU2685977A (en) * 1976-08-12 1979-01-11 Aberfoyle Services Pty. Ltd. Recovery of tin from ores and concentrates
US4571260A (en) * 1984-02-07 1986-02-18 Boliden Aktiebolag Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc
RU2224037C2 (en) * 2002-04-17 2004-02-20 Хабаровский государственный технический университет Electric arc method for producing of first-grade tin (alloy with composition approximating that of 04 grade) from cassiterite concentrate
RU2333268C2 (en) * 2006-10-31 2008-09-10 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" Method of tin manufacturing from cassiterite concentrate
RU2393252C1 (en) * 2009-07-01 2010-06-27 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU127420A1 (en) * 1947-06-06 1959-11-30 Е.Н. Хазанов Method of extracting tin from tin concentrates
GB1224059A (en) * 1968-05-24 1971-03-03 Inst De Investigaciones Minero Tin-smelting process using high and low grade tin concentrates, and a combined tin melting and volatilising furnace for use therein
AU2685977A (en) * 1976-08-12 1979-01-11 Aberfoyle Services Pty. Ltd. Recovery of tin from ores and concentrates
US4571260A (en) * 1984-02-07 1986-02-18 Boliden Aktiebolag Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc
RU2224037C2 (en) * 2002-04-17 2004-02-20 Хабаровский государственный технический университет Electric arc method for producing of first-grade tin (alloy with composition approximating that of 04 grade) from cassiterite concentrate
RU2333268C2 (en) * 2006-10-31 2008-09-10 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" Method of tin manufacturing from cassiterite concentrate
RU2393252C1 (en) * 2009-07-01 2010-06-27 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Комков В.Г., к.т.н., Автореферат диссертации на тему: Ресурсосберегающая технология получения литейных оловянных бронз специального назначения из минеральных концентратов при углетермическом процессе в расплавах солей щелочных металлов, Комсомольск-на-Амуре, 2010 . *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN108118157B (en) Wiring board burns the recovery method of cigarette ash pretreatment and bromine
KR102508038B1 (en) Lithium recovery method
CN106282584A (en) A kind of method of complicated high-arsenic-containing copper smelting flue dust valuable metal recovery
KR20080072747A (en) Method for recovering rare metals in a zinc leaching process
EP3395969A1 (en) Method for immobilizing arsenic, and arsenic-containing vitrified waste
CN110029218B (en) Comprehensive utilization method of gold mine cyanide-containing tailing slag
CN105039722A (en) Method for preferably removing arsenic in lead and antimony smoke
CN104178642A (en) Method for separating zinc and iron from zinc leaching residues
CN103789544A (en) Synergistic leaching-copper arsenate removing method for leaching residues in high-iron zinc calcine and high-iron zinc sulfide concentrate
CN108504872B (en) Method for comprehensively treating white smoke dust and arsenic sulfide slag
CN108017072A (en) A kind of preparation method of lithium carbonate
CN104294055A (en) Method for extracting vanadium from vanadium slag
CN103952563A (en) Method for removing arsenic from white smoke
RU2528297C1 (en) Lead production from tinstone concentrate
CN110282640B (en) Method for extracting, separating and recycling arsenic alkali residue
CN106636657A (en) Method for pre-removing arsenic in arsenic-containing soot
CN111575500A (en) Method for treating zinc-containing dangerous solid waste and zinc ore by combining chlorination roasting with ammonia process electrodeposition
RU2393252C1 (en) Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate
RU2333268C2 (en) Method of tin manufacturing from cassiterite concentrate
CN113528845B (en) Full-resource recovery method for smelting soot of waste circuit board
RU2014152467A (en) METHOD FOR THERMOCHEMICAL PROCESSING OF RARE METAL RAW MATERIALS
CN105018736A (en) Method for comprehensive recovery of magnesium, aluminum, chromium and iron in carbon ferrochrome smelting slag
CN104004918A (en) Method for collocation treatment of kiln slag with copper blast furnace
CN107881346A (en) The selective separation method of arsenic in a kind of white cigarette dirt
RU2490347C1 (en) Method for obtaining pure niobium

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20150507