Изобретение относится к цветной металлургии.
Известен способ переработки цинковых концентратов, заключающийся в окислительном обжиге с последующим извлечением цинка из агломерата или огарка в возгоны или растворы [1]
Недостатком данного способа является то, что на окончательную переработку в том и другом случае поступают промпродукты, загрязненные примесями, железом, породообразующими, которые в обоих случаях требуют многоступенчатой очистки от них с образованием дополнительных промпродуктов, также требующих переработки.
Наиболее близким к заявляемому является способ переработки медно-цинковых концентратов по способу "Феркам", включающий взвешенную плавку концентрата в смеси с флюсами в атмосфере кислорода при полной или почти полной десульфуризации с переводом окислов цинка и других металлов в шлак с последующим извлечением цинка в возгоны, а меди в металлизированный сплав [2] (прототип).
Недостатком данного способа являются значительные потери цинка на отдельных технологических переделах и в процессе очистки промпродуктов, образующихся при получении цинка. Кроме того, способ не применим к богатым цинковым концентратам, из-за того что получаемый в процессе плавки шлак не в состоянии растворить все окислы, в результате чего на ванне и в циклоне образуются тугоплавкие настыли, корки, увеличивающие общие потери цинка.
Целью изобретения является повышение извлечения ценных металлов и сквозного извлечения цинка.
Поставленная цель достигается тем, что в способе переработки цинковых концентратов, включающем окислительно-восстановительную переработку в шлаковом расплаве, согласно изобретению переработку осуществляют в непрерывно циркулирующем между восстановительной и окислительной зонами оборотном шлаковом расплаве при отношении оборотного шлака к образующемуся в процессе плавки от 3:1 до 6,5:1.
Способ реализуется в двухзонной установке, включающей плавильную и восстановительную зоны, соединенные между собой внутренним шлаковым сифоном, и позволяющей вести более глубокую доработку как в окислительной, так и в восстановительной зонах.
Способ осуществляется следующим образом. В барботируемую и рециркулирующую шлаковую ванну окислительной зоны загружается цинковый концентрат с флюсами, содержащий сульфиды цинка и других металлов и породообразующие. В окислительной зоне под действием кислородсодержащего газа все сульфиды металлов при температуре расплава выше 1200oC окисляются до окислов и переходят в шлак. Шлак по мере образования новых порций перетекает в восстановительную зону, где под действием восстановителей, твердых или газообразных, подвергается восстановительной обработке при температуре расплава выше 1400oC. При этом все металлы избирательно извлекаются в металлическую и газовую фазы в виде возгонов.
Необходимость окисления всех сульфидов концентрата вызвана тем, что цинковые концентраты содержат главным образом цинк и незначительные количества других металлов. Поэтому с целью более полного извлечения цинка в шлак, а затем в возгоны целесообразно на первой стадии пирометаллургической обработки перевести весь цинк в шлаковый расплав совместно с другими цветными металлами ввиду из незначительного содержания в сырье. Незначительное содержание других цветных металлов в сырье определяет также необходимость их перевода в металлизированный сплав в восстановительной зоне. Кроме того, металлизация расплава в восстановительной зоне способствует более полному переводу цинка в возгоны, а других цветных металлов в сплав.
Пример.
Глубокой окислительной обработке подвергался концентрат следующего состава, Zn 51,0; Fe 9,5; S 31,6; SiO2 3,0; Al2O3 2,9; Pb 1,5; Cu 1,5. После окислительной бесфлюсовой обработки концентрата получают промпродукт следующего состава, ZnO 75,61; FeO 7,25; Fe3O4 7,49; PbO 1,93; Cu2O 2,3; SiO2 3,8; Al2O3 2,5. При данном содержании ZnO промпродукт тугоплавок и может существовать только в виде настыли и непригоден для нормального технологического процесса. Для достижения приемлемой для технологического процесса жидкотекучести данный промпродукт необходимо разбивать шлакообразующим до содержания в нем ZnO не выше 25% следовательно, разбавить в три раза, т.е. ввести в виде флюсующих присадок в процессе в три раза больше флюса, чем концентрата, что не рентабельно из-за больших расходов топлива.
В этой связи в шихту целесообразно добавлять необходимое количество флюсов, обусловленное получением нормального шлака, исходя из необходимости шлакования железа (согласно технологическому расчету на данный концентрат необходимо добавить к нему 8-10% флюсов), а разбавление окисленного промпродукта шлакообразующими (по ZnO) производить за счет оборотного шлака состава, ZnO 1,6; FeO 37,1; SiO2 33,1; Al2O3 58,0; CaO 11,5; PbO 0,03; Cu 0,1, полученного после отгонки цинка в восстановительной зоне.
Согласно технологическому расчету на состав концентрата, принятый в примере, для вывода из процесса железа необходимо получить 32,67 кг отвального шлака, а для вывода из окислительной зоны со шлаком окиси цинка необходимо 165,0 кг оборотного шлака, т.е. отношение оборотного шлака к вновь образующемуся в процессе плавки составляет 5,0:1. Шлак с целью снижения эксплуатационных затрат на топливо и повышения извлечения ценных металлов целесообразно возвращать в жидком виде. При более бедных концентратах по цинку (40%) отношение оборотного шлака к вновь образующемуся в процессе плавки, полученному для вывода из процесса железа, снижается до 3:1. Для более богатых по цинку концентратов это отношение будет повышаться до 6,5:1. Как снижение, так и повышение указанных пределов по оборотному шлаку будет приводить только к перерасходу флюсующих материалов.
Результаты использования различных отношений оборотного шлака к образующемуся в процессе плавки сведены в таблицу.
По результатам таблицы видно повышенное извлечение цинка и других ценных металлов из бедного и богатого концентрата при использовании заявляемого способа.
Таким образом, заявляемый способ по сравнению с прототипом позволяет извлекать ценные металлы в металлический сплав и возгоны с более высокой степенью извлечения непосредственно на стадии окислительно-восстановительной обработки концентрата. Так, прямое извлечение цинка в возгоны составляет 99,2% против 85 95% по прототипу.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЦИНКСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ | 1999 |
|
RU2148096C1 |
Способ переработки коллективных медно-цинковых пиритных концентратов | 1989 |
|
SU1786161A1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНЫХ ЗОЛОТОМЫШЬЯКОВЫХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ | 1996 |
|
RU2110593C1 |
Способ обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы | 2022 |
|
RU2783094C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ АККУМУЛЯТОРНОГО ЛОМА | 2000 |
|
RU2178008C1 |
Способ переработки медных и медно-цинковых сульфидных концентратов | 1982 |
|
SU1312115A1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СВИНЦОВЫХ КЕКОВ | 1995 |
|
RU2086681C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ПОЛУПРОДУКТОВ ЦВЕТНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ, СОДЕРЖАЩИХ СВИНЕЦ, МЕДЬ И ЦИНК | 2015 |
|
RU2592009C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНЫХ ЦИНКОСОДЕРЖАЩИХ МАТЕРИАЛОВ | 2008 |
|
RU2364640C1 |
АГРЕГАТ ДЛЯ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНО-ЦИНКОВЫХ И СВИНЦОВО-ЦИНКОВЫХ МАТЕРИАЛОВ | 2003 |
|
RU2236659C1 |
Использование: Изобретение относится к цветной металлургии. Цель: повышение извлечения ценных металлов и сквозного извлечения цинка. Сущность изобретения: способ переработки цинковых концентратов, включающий окислительно-восстановительную переработку в барботажном режиме в непрерывно циркулирующем между восстановительной и окислительной зонами оборотном шлаковом расплаве при отношении оборотного шлака к образующемуся в процессе плавки от 3:1 до 6,5:1. Положительный эффект: повышение извлечения полезных компонентов из цинкового концентрата. 1 табл.
Способ переработки цинковых концентратов, включающий окислительно-восстановительную переработку в шлаковом расплаве в барботажном режиме, отличающийся тем, что переработку осуществляют в непрерывно циркулирующем между восстановительной и окислительной зонами оборотном шлаковом расплаве при отношении оборотного шлака к образующемуся в процессе плавки (3-6,5):1.
Мечев В.В | |||
и др | |||
Автогенные процессы в цветной металлургии | |||
М., 1991, с | |||
ПЕЧНОЙ ЖЕЛЕЗНЫЙ РУКАВ (ТРУБА) | 1920 |
|
SU199A1 |
Авторы
Даты
1997-01-20—Публикация
1993-05-18—Подача