SU1010147A1 - Method for processing slags - Google Patents

Description

4 1 Изобретение относитс  к цветной металлургии, в частности к способам извлечени  цветных металлов из шлаков шахтной свинцовой плавки. Известен способ переработки шлаков шахтной свинцовой плавки фьюмин гованием, заключающийс  в том, что расплавленный шлак продувают углевоздушной смесью или смесью природн го газа с воздухом при 1200-1250°С 100-120 мин. При продувке шлака углевоздушной смесью извлечение цин ка в возгоны составл ет 85-9 а свинца . При продувке шлака смесью природного гаЗа с воздухом извлечение цинка в возгоны составл ет до 781, а свинца Гт 3 Однако известный способ характер зуетс  недостаточно высоким извлече нием свинца и цинка в возгоны, а также высоким расходом тонко измельченной угольной пыли или природ ного газа и больша  продолжительность процесса переработки. Цель изобретени  - повышение извлечени  свинца и цинка в возгоны, снижение расхода угольной пыли или природного газа и интенсификаци  процесса. Поставленна  цель достигаетс  тем, что согласно способу переработ ки шлаков шахтной пыли свинцовой , плавки фьюмингоБЗНием расплавленный шлак продувают тонкодисперсным шламом производства карбида кремни  с углевоздушной смесью при Ы (0,4-0 ,7): 0,8 или со смесью природного газа с воздухом при ci (2 ,5-3 ,7 ): 1 30-60 мин при 1300-1350 С. Расход тонкодисперсного шлама производства карбида кремни  составл ет 3(% от массы шлака. Тонкодисперсный шлам производства карбида кремни  состоит из компо нентов,: SiC 60-80; Si. 5,6-Ut,5; SiOj 2,0-15,0; Fa 5,0-6,0; С i), 0-7 остальное , , , MgO. Введение его в углевоздушную смесь или смесь природного газа с воздухом при продувке шлакового расплава интенсифицирует процессы восстановлени  трудновосстановимь х: силикатов, ферритов свинца и цинка так как компоненты, вход щие в сост шлама,  вл ютс  более эффективными восстановител ми по сравнению с угольной пылью или природным газом в отипшении пкисных и других соединений цветных металлов. Тонкодиспер 7 2 сный шлам производства карбида кремни  образуетс  при производстве абразивных изделий и  вл етс  отвальным продуктом производства карбида кремни . Частицы шлама имеют крупность 28 мкм и содержание этой фракции в порошке составл ет 95 от всей массы шлама. Последнее обсто тельство исключает необходимость подготовки шлама и позвол ет оперативно вводить его, например, с углевоздушной смесью в расплавленный шлак. Дл  восстановлени  окислов металлов и достижени  рабочей температуры в шлаковый расплав подают углевоздушную смесь при отношении угольной пыли к воздуху о6(0,-0,7): 0,8 совместно с тонкодисперсным шламом производства карбида кремни , причем предпочтительной  вл етс  углевоздушна  смесь с oL 0,5:0,8. Нижний предел отношени  угольной пыли к воздуху соответствует стехиометрически необходимому количеству восстанрвител  дл  восстановлени  Фкислов цинка и свинца, и кроме того, определ етс  тепловым балансом фьюминг-процесса и обеспечивает рабочую температуру 1300-1350°С в шлаковом расплаве, при его продувке. Ве.охний предел отношени  угольной пыли к -воздуху обеспечивает оптимальные услови  протекани  реакций восстановлени  окислов свинца и цинка в шлаковом расплаве и позвол ет поддерживать рабочую температуру в установке по мере окончани  процесса продувки.. Дальнейшее увеличение расхода уголь .ной пыли нецелесообразно ввиду возможности получени  возгонов с повышенным содержанием углерода, а также возрастани  температуры в установке , что приводит к снижению срока службы футеровки. При d 0,5:0,8 . обеспечиваютс  оптимальные услови  процесса фьюминговани  шлакового расплава с получением возгонов высокого качества. Указанный расход дуть , равный 0,8, обеспечивает оптимальное окисление испар емых металлов над шлаковым расплавом, которые унос тс  с газами и подвергаютс  фильтрации. При восстановлении окислов металлов смесью природного газа с воздухом и тонкодисперсным шламом производства карбида кремни  отношение природного газа к воздуху составл ет4 1 The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods for extracting non-ferrous metals from slag mining of lead smelting. A known method for processing slags from mining lead smelting is fumin using the process that the molten slag is blown with a carbon / air mixture or a mixture of natural gas with air at 1200–1250 ° C for 100–120 minutes. When the slag is blown with a carbon-air mixture, the extraction of zinc into sublimates is 85-9 a of lead. When slag is blown with a mixture of natural gas with air, zinc extraction to sublimates is up to 781, and lead Gt 3. However, the known method is not sufficiently high to extract lead and zinc to sublimates, as well as high consumption of finely ground coal dust or natural gas and large processing time. The purpose of the invention is to increase the extraction of lead and zinc in sublimates, reduce the consumption of coal dust or natural gas and intensify the process. The goal is achieved by the fact that according to the method of processing slag of lead coal dust, melting by fumigation, molten slag is blown with fine slurry of silicon carbide production with a carbon-air mixture at S (0.4-0, 7): 0.8 or with a mixture of natural gas with air at ci (2, 5-3, 7): 1 30-60 min at 1300-1350 C. The consumption of fine sludge from silicon carbide production is 3 (% by weight of slag. Fine slurry from production of silicon carbide consists of the components: SiC 60-80; Si. 5,6-Ut, 5; SiOj 2.0-15.0; Fa 5.0-6.0; C i), 0-7 balance,,, MgO. Introducing it into the carbon – air mixture or the mixture of natural gas with air during the blowing of the slag melt intensifies the recovery processes of the difficult-to-recover xes: silicates, lead ferrites, and zinc, since the components included in the sludge composition are more efficient as compared to coal dust or natural dust. gas in pkysnyh and other compounds of non-ferrous metals. The fine-dispersed 7 2 sludge from the production of silicon carbide is formed during the production of abrasive products and is a waste product from the production of silicon carbide. The sludge particles have a particle size of 28 µm and the content of this fraction in the powder is 95% of the total mass of the sludge. The latter circumstance eliminates the need to prepare the sludge and allows you to quickly enter it, for example, with a coal-air mixture in the molten slag. To reduce the metal oxides and to reach the working temperature, the carbon-air mixture at the ratio of coal dust to air O6 (0, -0.7): 0.8 together with the fine slurry of silicon carbide production is used in the slag melt, and the carbon-air mixture with oL 0 is preferred. 5: 0.8. The lower limit of the ratio of coal dust to air corresponds to the stoichiometrically necessary amount of reducing agent to restore the zinc and lead fusions, and in addition, is determined by the thermal balance of the fuming process and provides an operating temperature of 1300-1350 ° C in the slag melt when it is blown. The upper limit of the ratio of coal dust to air provides optimal conditions for the reactions of reduction of lead and zinc oxides in the slag melt and allows maintaining the operating temperature in the installation as the blowing process ends. Further increase in the consumption of coal dust is impractical with increased carbon content, as well as an increase in temperature in the installation, which leads to a decrease in the service life of the lining. With d 0.5: 0.8. optimal conditions are provided for the slag melt fusion process to produce high quality sublimates. The specified flow rate, equal to 0.8, ensures optimal oxidation of the evaporated metals above the slag melt, which is carried away with the gases and subjected to filtration. When metal oxides are reduced by a mixture of natural gas with air and fine sludge from silicon carbide production, the ratio of natural gas to air is

310310

oi-(2,,7): 1,0. Верхний предел отношени  обеспечивает оптимальный режим фьюминговани  и получение кондиционных возгонов, а нижний предел обусловлен минимальным расходом природного газа, обеспечивающим рабочую температуру в установке и повышение степени извлечени  свинца и цинка из соединений и окислов. Расход дуть  обеспечивает окисление паров металлов, уносимых газами из установки.oi- (2,, 7): 1.0. The upper limit of the ratio ensures optimal fusing and the production of conditioned sublimates, and the lower limit is caused by the minimum consumption of natural gas, which ensures the operating temperature in the installation and increases the degree of extraction of lead and zinc from compounds and oxides. Consumption blow provides oxidation of metal vapors carried away by gases from the installation.

Расход тонкодисперсного шлама производства карбида кремни  составл ет 3,0-6,0 от веса шлакового расплава и  вл етс  оптимальным при продувке как с углевоздушной смесью, так и со смесью природного гйза с воздухом. Более высокий расход тонкодисперсного шлама производства карбида кремни  выше 6 нецелесообразен ввиду увеличени  в зкости шлака, что приводит к снижению скорости отгонки цинка и свинца. При более низком расходе шлама (менее 3 )потери цинка и свинца с отвальным шлаком возрастают из-за неполноты протекани  реакций восстановлени .The consumption of fine sludge from the production of silicon carbide is 3.0-6.0 by weight of the slag melt and is optimal for purging with both the carbon-air mixture and the mixture of natural gas with air. The higher consumption of finely divided sludge from silicon carbide production above 6 is not advisable due to the increased viscosity of the slag, which leads to a decrease in the rate of distillation of zinc and lead. With lower sludge consumption (less than 3), zinc and lead losses with waste slag increase due to incomplete reduction reactions.

П р и м е р 1 . Шлак шахтной евин цовой плавки в количестве 100 г, состава,: РЪ 1,8; Zn 11.,2; SiO.g 2i, CaO 16,0 FeO 29,0 загружают в алундовый тигель, помещают в лабораторную шахтную электропечь и при 1200 С довод т до расплавлени  . После расплавлени  шлак продувают углевоздушной смесью при ot 0,5iO,8 совместно с тонкодисперсным шламом производства карбида кремни , расход которого сосPRI me R 1. Slag mine Evin tsovoy melting in the amount of 100 g, composition: Pb 1.8; Zn 11., 2; SiO.g 2i, CaO 16.0 FeO 29.0 is loaded into an alundum crucible, placed in a laboratory electric shaft furnace and at 1200 ° C brought to melt. After melting, the slag is blown with a carbon-air mixture at ot 0.5iO, 8 together with finely divided sludge from the production of silicon carbide, the consumption of which is

l4l4

тавл ет У% от веса шлака. Расплав продувают при 30 мин. Шлам производства карбида кремни  содержит в своем составеД: SiC 78,5i Si 5,0; Si02 Т,8; Fe 5,i; С 6,2, ос- тельное - , А1„0, , MgO, . Выход отвального шлака от веса исходного составл ет 95,8, а содержание в нем цинка 0,76, свинц - 0,02.yields% by weight of slag. The melt is blown at 30 minutes. The silicon carbide production sludge contains D: SiC 78.5i Si 5.0; Si02 T, 8; Fe 5, i; С 6.2, the rest is -, А1 „0,, MgO,. The output of waste slag from the weight of the original is 95.8, and the zinc content in it is 0.76, lead is 0.02.

Извлечение цинка составл ет 93,5% свинца - 97,7Zinc recovery is 93.5% lead - 97.7

П р и м е р 2. Шлак шахтной свинцовой плавки в количестве 100 г, составаД: РЬ 1,8; Zn 11,2; Si02 2,0; CaO 1б,0; FeO 29,0 помещают в алундовый тигель и довод т до расплавлени  при 1200°С в шахтной электропечи после чего продувают смесь природного газа с воздухом при о 2,5:1,0 совместно с тонкодисперсным шламом производства карбида кремни , расход которого составл ет 3 от веса шлака. Шлам производства карбида кремни  содержит,: SlC 78,5, Si 5,0; Si02l,8; Fe 5,1; С 6,2, остальное - ,, AlgOj, Cr OijOMgO. Шлак в тигле продувают при 1300°C 30 мин. После продувки получен отвальный шлак, выход которого составл ет от веса исходного шлака. Отвальный шлак содержит ,%: цинк 0,71j свинец 0,05. Извлечение цинка составл ет 93,5%, свинца - 97,6,PRI mme R 2. Slag mining lead smelting in the amount of 100 g, composition: Pb 1.8; Zn 11.2; Si02 2.0; CaO 1b, 0; FeO 29.0 is placed in an alundum crucible and brought to melt at 1200 ° C in an electric shaft furnace, after which a mixture of natural gas and air is blown at about 2.5: 1.0 together with finely divided silicon carbide slurry, whose consumption is 3 by weight of slag. The slurry of silicon carbide production contains: SlC 78.5, Si 5.0; Si02l, 8; Fe 5.1; From 6.2, the rest - ,, AlgOj, Cr OijOMgO. The slag in the crucible is blown at 1300 ° C for 30 minutes. After purging, waste slag was obtained, the output of which is based on the weight of the original slag. Waste slag contains,%: zinc 0,71j lead 0.05. Zinc recovery is 93.5%, lead is 97.6,

В табл. 1 представлены результаты применени  предлагаемого способа дл  переработки шлаков свинцовой плавки при использовании углевоздушной смеси. В табл. 2 - то же, при использовании природного газа.In tab. Figure 1 shows the results of applying the proposed method for processing slags of lead smelting using a carbon-air mixture. In tab. 2 - the same when using natural gas.

enen

CO .-CO .-

r Г-.r g-.

rr

(П(P

COCO

CVlCVl

r r

о (Пo (n

en ooen oo

LTiLTi

lAlA

СЭ SE

-a-4VD-a-4VD

t) t)

LALA

LA СЭLA SE

#k#k

1r1r

OO оOo o

oo о r оoo o r o

0000

ЧH

СЭ SE

-ijLA-ijLA

t оt o

C3C3

rrrr

чО OOcho oo

vO 00vO 00

oooo

COCO

оabout

оabout

оabout

оabout

СЭSE

C3C3

lAlA

LALA

о vOabout vO

-Э-dC5О-E-dC5O

LALA

СЭLAElea

8eight

vOvO

оо олoo ol

to сгto cr

r-r-

CTiCTi

смcm

СП SP

CTlCTl

о about

ил оsilt about

mm

о trabout tr

гCPlgCPl

frfr

соwith

СПSP

ооoo

0000

ил CDIl CD

vvАvvA

vp vp

о оэoh

о 1 с гabout 1 sg

р смp cm

емeat

чОcho

соwith

оо ооoo oo

сэ о se o

о о оLtd

оabout

ил silt

сзsz

чОcho

о ил about silt

о ил rf плabout silt rf pl

9 , .lOlOl 109, .lOlOl 10

Использование предлагаемого спосов частности сократить врем  операцииThe use of the proposed methods in particular to reduce the time of operation

ба переработки шлаков обеспечиваетпродувки шлаковой ванны в 4 раза;Ba slag processing provides slag bath 4 times;

по сравнению с известным способомснизить расход дефицитной угольнойcompared with the known method to reduce the consumption of scarce coal

следующие преимущества. возможностьпыли или природного газа, расходуемыхThe following benefits. possibility of dust or natural gas consumed

значительного увеличени  степениg Дл  восстановлени  окислов металловsignificant increase in the degree of reduction of metal oxides

извлечени  свинца и цинка, что осо-в расплаве за счет эффективногоextraction of lead and zinc, which is especially in the melt due to the effective

бенно важно при комплексной перера-использовани  отходов и полупроботке сырь  вцветной металлургии;дуктов других отраслей промышленинтенсифицировать фьюминг-процесс,ности.Especially important for complex waste recycling and semi-processing of raw materials in non-ferrous metallurgy; for other industries, to intensify the fuming process.

Claims (2)

1. СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ШЛАКОВ шахтной свинцовой плавки фыомингованием, отличающийся тем, что, с целью повышением извлечения свинца и цинка в возгоны, снижения расхода угольной пыли или природного газа и интенсификации процесса, расплавленный шлак продувают тонко| измельченным шламом производства карбида кремния с углевоздушной смесью при ct= (0,4-0,7):0.8 или со смесью природного газа с воздухом при оС= (2,53,7): 1»0 в течение 30-60 мин при 1300-1350°С.1. METHOD FOR PROCESSING SLAGS of mine lead smelting by fuming, characterized in that, in order to increase the extraction of lead and zinc into sublimates, reduce the consumption of coal dust or natural gas and intensify the process, the molten slag is blown thinly | crushed slurry of silicon carbide production with a carbohydrate mixture at ct = (0.4-0.7): 0.8 or with a mixture of natural gas with air at oC = (2.53.7): 1 »0 for 30-60 minutes at 1300-1350 ° C. 2. Способ поп. 1,отличаю* щ и й с я тем, что расход тонкодис персного шлама производства карбида кремния составляет 3“6% от веса массы шлака.2. The method of pop. 1, it is distinguished by the fact that the consumption of finely dispersed sludge from the production of silicon carbide is 3–6% of the mass of the slag. 1 1011 101