SU996491A1 - Способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов - Google Patents

Способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов Download PDF

Info

Publication number
SU996491A1
SU996491A1 SU813337068A SU3337068A SU996491A1 SU 996491 A1 SU996491 A1 SU 996491A1 SU 813337068 A SU813337068 A SU 813337068A SU 3337068 A SU3337068 A SU 3337068A SU 996491 A1 SU996491 A1 SU 996491A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
copper
coke
zone
sublimates
charge
Prior art date
Application number
SU813337068A
Other languages
English (en)
Inventor
Султанбек Мырзахметович Кожахметов
Павел Федорович Панфилов
Аркадий Николаевич Квятковский
Мурат Ибрагимович Онаев
Елена Александровна Ситько
Original Assignee
Институт металлургии и обогащения АН КазССР
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 Институт металлургии и обогащения АН КазССР filed Critical Институт металлургии и обогащения АН КазССР
Priority to SU813337068A priority Critical patent/SU996491A1/ru
Application granted granted Critical
Publication of SU996491A1 publication Critical patent/SU996491A1/ru

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

1
Изобретение относитс  к цветной металлургии и может быть использовано при электроппавке попиметалпических медьсодержащих сульфидных концентратов.
Известен способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов электроплавкой с подачей известн ка, конвертерного шлака, пирита и коксика в восстановительной атмосфере. Способ предусматривает снижение потерь цветных металлов со шлаками путем загрузки в шлаковый торец печи пиритной , руды или-пиритного концентрата 1.
Недостатком этого способа  вл етс  низкое извлечение РЪ и Zn в возгоны.
Наиболее близким к изобретению  вл -етс  способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов элёктроплавкой с подачей конвертерного шлака, известн ка и кокса, при 20 соотношении известн к: кокс равном 23:1 2.
Основной недостаток этого способа заключаетс  в низком извпечении РЪ и
Zh в возгоны, соответственно 8,5О% и - 9,80%. При конвертировании полученного штейна всего около 5О% CMiHua извлекаетс  в возгоны, 25-30% свинцу переходит в шлаки первого периода ивозвра- щаетс  обратно в электропечь, остальна  часть 2О-25% остаетс  в белом матте. При последующей продувке белого магта металлический свиней концентрируетс  в меди, некотора  часть его окисл етс  и переходит в шлаки второго периода. Дтш, получени  качественной черновой меди производ т передув меди, при этом происходит дополнительное окисление и ошла кование свинца, сопровождаемого значитель№1М окислением меди. Цинк в количестве 75-80% переходит в шлаки периода, и возвращаетс  обратно в электропечь и только 20-25% от общего количества в штейне переходит в возгоны.
Цель изобретени  - повышение извлечени  свинца И цинка в возгоны.
Поставленна  цель достигаетс  тем, что электроплавку полиметаллических мвдьсодер: {ащих сульфидных концентратов с подачей известн ка, кокса и конвертер ного шлака ведут с разделением ванны расплава на зону плавлени  и зону восстановлени , причем в последнюю подают кокс и известн к послойно в соотношении 1:(4-8). Процесс осуществл ют в электропечи разделенной вертикальной перегородкой, не доход щей до наклонного пода на шве части. В большей части ее - зоне плавлени  происходит расплавле1ше концентра та и накопление штейна, а в меньшей части - зоне восстановлени  да расплавленный концентрат послойно загружают кокс и известн к. При этом, вначале загружают кокс, на него опускают элек троды, а затем подают известн к. Это позвол ет в районе электродов в зоне восстановлени  получить температуру 2000с. В ЭТИХ услови х из восстанови тельной шихты (коксик и известн к) пол чаетс  карбид кальци . Взаимодействие непрерывно образующегос  карбида кальци  с компонентами расплава приводит к восстановлению окислов свиниа, цинка, меди и железа, свинец и цинк возгон ютс . Образующеес  металлическое желе зо, проход  через слой расплава, взаимо действует с неуспевшими восстановитьс  окислами цветных металлов. В результате чего восстановленные свинец и цинк возгон ютс  в газовую фазу, а медь и металлическое железо по наклонному поду стекают в зону плавлени . При этом раствор  сь в штейне они металлизируют его. В металлизированном штейне протекают реакции способствующие вытеснению свинца и цинка и шлак. Вытесненные из штейна в зоне плавлени  свинец и цинк переход т в шлак и в зону восстановлени , где они возгон ютс . Таким образом, в этих услови х осуществл етс  максимальное извлечение свинца и цинка в возгоны. Нижний предел восстановительной шихты, соотношение кокса и известн ка 1:4, примен етс  при минимальном наличии в исходной шихте окислов железа или при минимальной подаче конвертерно го шлака. При наличии в исходной шихте большого количесгва окислов железа или при максимальной подаче конвертерного шлака необходимо работать на верхнем пределе восстановительной шихты, соотношение кокса и известн ка 1:8. 9 14 Способ позвол ет за счет лучшей от.- онки свинца и цинка в возгоны и восстас«лени  меди из шлака и удалени  ее зону плавлени , получать отвальные лаки бед№1е по uBeriaJM металлам и оэтому пригодные дл  изготовлени  троительных материалов и литых изделий. Способ опробован в укрупненй -лабораторных услови х на шестиэлектродной ечи с наклонным подом и разделенной вертикальной перегородкой на две зоны. Пример 1. Исходный концентрат в количестве 100 кг плав т в электропечи с добавкой 31,5 кг конвертерного шлака. На расплавленную до 12ОО°С шихту в зоне восстановлени  загружают 2 кг кокса и на него опускают электроды, затем сверху загружают 8 кг извести .ка (соотношение кокс: известн к равно 1:4). Процесс ведут до полного выгорани  восстановительной шихты. Получаетс : штейн в количестве 65,6кг; шлак - 6О,8 кг; возгоны - 9,1 кг. Извлечение в возгоны составл ет: Pt - 88,07 и In - 86,94. Пример 2. Исходный концентрат в количестве 86 кг плав т в электропечи с добавкой 44,5 кг конвертерного шлака. На расплавленную до.1200°С шихту в зоне восстановлени  загружают 4 кг кокса и на него опускают электроды , затем сверху загружают 24 кг известн ка (соотношение кокс:известн к равно 1:6); Процесс ведут до полного выгорани  восстановительной шихты. Получаетс : штейн в количестве 59,7кг шлак - 71,8кг; воагоны - 12 кг. Извлечение в возгоны составл ет: Pt).- 96,4 и Zn- 92,4. П р И|М ер 3. Исходный концентрат в количество 1ОО кг плав т в электропечи с добавкой 31,5 кг конвертерного шлака. На расплавленную до 1200 шихту в зоне восстановлени  загружают 6 кг кокса и на него опускают электроды , затем сверху загружают 48 кг известн ка (соотношение коксик : известн к равно 1:8). Процесс ведут до полного выгорани  восстановительной шихты. Получаетс : штейн в количестве 58,7 кг; шлак - 83,1 кг; возгоны 13 ,7 кг. Извлечение в возгоны составл ет: РЪ - 96,4% и Zn - 96,06%. Таким образом, данный способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидньхх концентратов позвол ет: полно отогнать свинец и цинк на стадии . 59S64 электроплавки в всхзгоны {извлечение свинца в возгоны 88,07-96,4%, извлечение Zn - 86,94-96,06%); получить отвальные шлаки пригодные дл  получени  литых изделий и строительных материа- s пов; получить металдвёировакный штейн, чтЬ улучшает послед ощую его перера- 14ботку; улучшить качество черново|| меав после конвертировани ; обеспечить ёезотвальную переработку концентратов. В таблице приведен сравнительный расчет эффективности переработкиЮООООт концентрата.
.1ООООО
1 80О 1 7ОО 5ОО
12 ООО Кокс4 5ОО
24
12 ООО Итого Как видно из таблицы затраты при электроплавке по предлагаемому способу превышают затраты при базовом способе иа 96000 руб., при цене коксика 24руб/т: Однако количество свинца и цинка при электроплаэке по предлагаемому способу получаетс  в денежном выражении брльЗатрачено:
Шихта1ООООО
в ней 1,8%1 8ОО
1,7%1 700
10в 000

Claims (2)

  1. 24 1О8 ООО ше на 1О4О230-3851 25 6551 ОЗруб Следовательно элек1роплавка дает дополнительно прибыли 055 1О5-96 ООО 559 105 руб. Формула изобретени  Способ переработки попиметаппических медьсодержаишх сульфщцплх ко1шентратов
    70964918.
    элекгроппавкой с подачей известй ка,1. Кершанский И. И. и др. Внедрение
    кокса и конвертерного шлака, о г п и -плавки гранулированной медьсодержащей
    чающийс  тем, что, с целью по-шихты в рудиотермических печах. вышени  свинца и цинка в возгоны, элек-Цветные металлы, 1976, № 3. троплйвку ведут с разделением расплава j
    на зону плавлени  и зону восстановле-
  2. 2. Цефт А.Л. и др. Ликваиионна 
    ни , причем известн к и кокс подают вэлектроплавка медных концентратов
    зону восстановлени  послойно в соотно-Джезказгана на высокс.кальциевистые
    шении (4-8)1шлаки. Сб. Цветна  металлурги  . ТруИсточни си информации.ЮД института металлургии и обогащени 
    прин тые во внимание при экспертизеАН Казахской ССР, 1963. т. УШ.
SU813337068A 1981-06-05 1981-06-05 Способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов SU996491A1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU813337068A SU996491A1 (ru) 1981-06-05 1981-06-05 Способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU813337068A SU996491A1 (ru) 1981-06-05 1981-06-05 Способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU996491A1 true SU996491A1 (ru) 1983-02-15

Family

ID=20976431

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU813337068A SU996491A1 (ru) 1981-06-05 1981-06-05 Способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU996491A1 (ru)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US3890139A (en) Continuous process for refining sulfide ores
ES2075347T3 (es) Procedimiento para recuperar metales valiosos a partir de un polvo que contiene zinc.
CN100392123C (zh) 从锌渣中回收非铁金属的方法
US4072507A (en) Production of blister copper in a rotary furnace from calcined copper-iron concentrates
US4741770A (en) Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone
US4571260A (en) Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc
CA1279198C (en) Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone
CN86104384A (zh) 直流电弧炉炼钢法
US10428404B2 (en) Method of converting copper containing material
US4487628A (en) Selective reduction of heavy metals
RU2126455C1 (ru) Способ получения богатого никелевого штейна
US4388110A (en) Method for recovering the metal content of complex sulphidic metal raw materials
SU996491A1 (ru) Способ переработки полиметаллических медьсодержащих сульфидных концентратов
EP0185004B1 (en) A method for processing of secondary metallic copper-containing smelt materials
US3666441A (en) Process for decopperizing lead
GB2196649A (en) Smelting complex sulphidic materials containing lead, zinc and optionally copper
US1896807A (en) Process for the recovery of platimum and its bymetals from mattes
US4515631A (en) Method for producing blister copper
RU2592009C1 (ru) Способ переработки полупродуктов цветной металлургии, содержащих свинец, медь и цинк
AU594370B2 (en) Recovery of volatile metal values from metallurgical slags
US4274867A (en) Method for producing low-carbon steel from iron ores containing vanadium and/or titanium
EP0126053B1 (en) A method for producing lead from sulphidic lead raw material
SU908893A1 (ru) Шихта дл переработки полиметаллических материалов
SU1073311A1 (ru) Способ переработки сульфидного полиметаллического сырь
SU1116733A1 (ru) Способ переработки оловосодержащих свинцовых промпродуктов