СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЛЕГКОИСПАРЯЮЩИХСЯ МЕТАЛЛОВ, ТАКИХ КАК ЦИНК, СВИНЕЦ И КАДМИЙ, ИЗ СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ Российский патент 1997 года по МПК C22B5/08 

Изобретение относится к способу получения цинка, кадмия, свинца и других легко испаряющихся металлов из сульфидного сырья в пирометаллургическом процессе.

В пирометаллургическом производстве цинка до сих пор преобладали способы, при которых сульфидную руду или сульфидный концентрат сначала путем обжига переводили в оксидную форму, из которой затем цинк и другие ценные металлы восстанавливали каким-либо углеродсодержащим материалом.

В патенте (США N 2598745, кл. C 22 B 19/04) описан способ восстановления железоцинковой руды, содержащей медь, серебро и/или золото, в печи с дугой, проходящей через шихту, при температурах ниже 1450^oC, в штейн, шлак, не содержащий заметного количества цинка, и пары металлического цинка. В соответствии с этим способом либо используют шихту, содержащую серу в виде сульфида, либо серосодержащее сырье загружают в печь в таком количестве, что в ней образуется штейн, в котором растворена по меньшей мере часть железа, а также медь, серебро и золото. Полученные пары цинка конденсируются в тяжелый расплав металла.

В патенте (США N 3094411, кл. C 22 B 5/08) описан способ, в котором смесь содержащего оксид цинка сырья и измельченного угля засыпают в расплав меди или медного сплава и погружают в него с помощью соответствующего оборудования. Расплав выдерживают при температуре 1900-2200^o (около 1000-1200^o)C с тем, чтобы восстановить цинк, при этом получают сплав меди и цинка. Невосстанавливающийся шлак поднимается на поверхность, и его снимают Затем сплав нагревают при атмосферном или пониженном давлении в восстановительной или инертной атмосфере с тем, чтобы большую часть цинка испарить, сконденсировать и извлечь в виде металла.

В патенте (США N 3892559, кл. C 22 B 15/00) описан процесс, при котором концентрат, руду или кальцит, содержащие медь и цинк, вводят совместно с флюсом, топливом и кислородсодержащим газом в ванну с жидким шлаком. Образованный медный штейн отделяют от шлака в шлакоотдельной печи. Металлический цинк, летучий сульфид или серу возгоняют и затем улавливают. В соответствии с этим способом количество кислородсодержащего газа ограничивают, с тем чтобы содержащаяся в ванне медь окислялась не далее, чем до Cu₂S. Медный штейн содержит благородные металлы.

Ближайшим по технической сущности и достигаемому результату является способ, при котором цинк, свинец и/или кадмий получают путем взаимодействия сульфидов указанных металлов и металлической меди (патент США N 3463630, кл. C 22 B 19/04, 1969). Сульфидную руду восстанавливают расплавом меди в экстракторе металла, в результате чего образуется сульфидный штейн (Cu₂S) и сплав восстановленного металла и меди. Штейн поступает в конвертор, где его с помощью кислорода или воздуха превращают в медь и диоксид серы. Медь затем возвращают в экстрактор металла.

Из экстрактора металла металлический сплав направляют в испаритель, где легкоиспаряющиеся металлы испаряются из расплава медного сплава, после чего полученная медь поступает в конвертор или экстрактор металла. Пары металлов собирают в конденсаторе или подвергают фракционной дистилляции, при этом цинк и кадмий конденсируют отдельно.

Сплав может содержать 1-17% цинка. Оптимальная температура сплава, выходящего из экстрактора металла, составляет 1200^oC. Сплав можно получить при температуре не выше 1450^oC. Рост температуры приводит к увеличению содержания серы и снижению содержания цинка в сплаве. Фактором, снижающим выход цинка, является его испарение из экстрактора металла в газообразном виде. При попытке ограничить количество цинка, растворенного в штейне, путем повышения температуры, количество цинка в газовой фазе также возрастает. Аналогичный эффект вызывает добавление газообразного диоксида серы из конвертора в экстрактор металла или отходящих газов, образующихся при сгорании топлива.

В патенте Великобритании N 2048309 кл. C 22 B 5/02 описан способ извлечения цветных металлов из их сульфидных руд. В этом способе руду растворяют или расплавляют в жидкой сульфидсодержащей композиции, такой как медный штейн, который циркулирует в процессе экстракции металла. Затем на композицию воздействуют кислородом и окисляют, например в конверторе, с тем чтобы по меньшей мере часть руды окислилась. Композиция-носитель поглощает выделенную энергию и переносит ее к тем участкам, где протекают эндотермические реакции.

Экстрагируемым металлом может быть цинк или расплав, содержащий штейн сульфида меди, который подвергают окислению для перевода содержащегося в нем сульфида меди в медь, которая затем способна восстановить руду сульфида цинка непосредственно в цинк. Расплав может содержать сульфид железа, превращаемый в конверторе в оксид железа, который может восстановить руду сульфида цинка в цинк на следующей стадии, которая включает восстановление оксида железа в металлическое железо.

Характерной особенностью вышеописанного способа является то, что он включает использование сосуда пониженного давления, в который всасывает легкоиспаряющееся вещество, получая соответствующий металл или сульфид, или всасывает примеси. Извлекаемым металлом может быть также олово, причем в этом случае легкоиспаряющимся веществом сульфид олова. С помощью указанного всасывания обеспечивают, по меньшей мере частично, циркуляцию жидкой композиции. Обеспечить циркуляцию композиции можно также путем вдувания в нее газа для создания локального снижения плотности композиции.

Поскольку процесс осуществляют при пониженном давлении, температура процесса находится в интервале 1150 1350^oC. Энергию, необходимую для протекания в контактном аппарате или сосуде пониженного давления эндотермических реакций, получают путем осуществления циркуляции в конверторе избыточного количества сульфидного штейна, который нагревается в конверторе или может быть нагрет далее горелками.

Изобретение предусматривает пирометаллургическое получение цинка, при котором цинк испаряют непосредственно из цинкового концентрата в электропечи при атмосферном давлении, при этом температура в присутствии расплава меди составляет 1450 1800^oC, а цинк извлекают в виде расплава металла путем конденсации из газа, выходящего из электропечи. Предложенным способом извлекают также другие ценные металлы, обычно содержащиеся в концентрате, т.е. свинец, кадмий, медь, серебро, золото и ртуть. Существенные отличия изобретения очевидны из приведенной формулы изобретения.

На фиг.1 представлен график зависимости отношения концентраций свинца в шлаке и штейне от концентрации меди в шлаке; на фиг.2 графики зависимости концентрации в металле и штейне, а также концентрации серы в металле от температуры.

Предложенный способ основан на уже описанной Фурне в 1833 г. способности меди более легко связывать серу по сравнению с цинком или свинцом. Кадмий, ртуть и серебро ведут себя аналогично цинку и свинцу. Сульфиды указанных металлов при повышенной температуре подвергают воздействию жидкой меди, находящейся в печи, при этом протекают следующие реакции:
ZnS + 2Cu --> Zn + Cu₂S (1)
PbS + 2Cu --> Pb + Cu₂S (2)
CdS + 2CU --> Cd + Cu₂S (3)
HgS + 2Cu --> Hg + Cu₂S (4)
AgS + 2Cu --> Ag + CU₂S (5)
Восстановление цинка и других металлов осуществляют при температуре, достаточно высокой для возможности выпуска легколетучих металлов из электропечи в газообразной форме. Полученный в результате фактически свободный от цинка медный штейн выводят из печи и направляют в окислительный реактор, где его окисляют снова в медь и возвращают в электропечь. Газ, содержащий преимущественно лишь пары цинка, подвергают конденсации любым известным способом с образованием жидкого металла.

Вследствие высокой температуры количество цинка, растворенного в меди, мало. Однако для данного способа это несущественно, поскольку медь фактически не извлекают из печи, а используют в реакциях с восстанавливаемыми сульфидами металлов.

Нижний предел температуры расплавов в электропечи определяют, исходя из требуемого выхода цинка. Как показали проведенные в лаборатории эксперименты, после того, как содержание цинка в меди, находящейся в печи, достигло точки насыщения, извлечения в газовую фазу при 1300^oC составило около 55% при 1400 ^oC соответственно около 84% и при 1500^oC более 99% Следовательно, минимальная температура расплава, при которой достигают приемлемого выхода цинка, составляет 1400^oC.

Верхний предел температуры расплава определяется стойкостью материала, из которого изготовлена печь. На практике термостойкость обшивочных материалов позволяет осуществлять процесс при температуре ниже 1800^oC.

Содержание серы в полученном цинке повышается с ростом температуры. В проведенных экспериментах содержание серы в цинке, извлекаемом из газа, составило 0,004% при 1400^oC и 0,2% при 1500^oC.

Свинец испаряется из расплава значительно хуже, чем цинк, поскольку у него более низкое давление пара. В особенности это справедливо для смешанных концентратов, содержащих помимо цинка свинец, где относительное содержание свинца в цинке может быть настолько мало, что, независимо от высокого содержания свинца в сплаве, парциального давления свинца недостаточно для испарения поступающего с сырьем свинца. Особенно большие количества свинца, растворенного в меди, накапливаются в электропечи при низких температурах. Выше точки плавления меди свинец и медь полностью смешиваются.

Для поддержания низкого содержания свинца в штейне и металле, находящиеся в электропечи, можно интенсифицировать испарение свинца, очищая жидкий металл, находящийся в электропечи, каким-либо инертным газом, например, вдувая в него азот. Таким образом, свинец можно испарять из расплава вместе с газом-носителем, имеющим низкое давление пара. Пары цинка также могут выступать в роли газа-носителя для свинца. Количество газа, необходимое для продувки, зависит от содержания свинца и цинка в концентрате.

Продувка газом целесообразна также при обработке концентрата, содержащего только цинк, поскольку таким образом уже при низкой температуре достигают выхода цинка, который в противном случае потребовал бы использования более высокой температуры.

В непрерывном процессе, при котором в электропечь непрерывно подают медь и непрерывно вводят сульфидный концентрат, содержание цинка в штейне и меди выше, чем в периодическом процессе. В непрерывном процессе штейн можно выводить из электропечи через специальную зону отделения и испарения, где извлекают капли меди, содержащейся в штейне, а концентрации свинца и цинка в штейне понижают путем испарения вместе с инертным газом.

В случае применения указанного продувочного газа целесообразно также использовать его в качестве газа-носителя, посредством которого руду или концентрат вводят в ванну с жидкой медью, находящуюся в электропечи. Рост количества вдуваемого газа приводит к снижению содержания свинца и цинка в сульфидном штейне и меди, но с другой стороны, затрудняет извлечение металлов из газа вследствие их разбавления.

Традиционный способ производства цинка пирометаллургическим путем заключается в восстановлении оксидной или кальцинированной оксидной руды или концентрата углем или другим углеродсодержащим веществом. В таких процессах цинк испаряют и выводят из реактора в газовой форме вместе с содержащим оксид или диоксид углерода газом. Конденсирование цинка из такого газа затруднено, поскольку во время охлаждения цинк подвержен окислению под действием диоксида углерода:
Zn_(g) + CO2_(g) --> ZnO_(s) + CO_(g) (6)
Эту проблему решают, охлаждая газ настолько быстро, что окисление по реакции (6) не успевает произойти. Быстрое охлаждение можно провести, например, путем введения жидкого цинка в газ, или, лучше, с помощью расплава свинца, при этом конденсирующийся цинк растворяется в свинце и его активность снижается. На второй стадии цинк можно извлечь из свинца путем охлаждения расплава.

В предложенном способе цинк выводят из реактора исключительно в виде паров, которые, кроме цинка, содержат, по существу, только другие легколетучие металлы, восстанавливаемые медью. Если во время загрузки материала в реактор используют инертный газ-носитель, такой как азот, то выходящий из реактора газ также содержит азот и не содержит газообразных соединений-носителей кислорода. Вследствие этого при использовании предлагаемого способа отсутствует проблема окисления цинка, обычная для традиционных пирометаллургических процессов. Цинк и другие пары металлов можно извлечь известными методами, например охлаждая газы с целью их конденсации.

В пирометаллургических процессах получения цинка, необогащенный цинк до обработки содержит кроме других примесей свинец и кадмий. Необогащенный цинк часто очищают, извлекая рудную породу методом фракционной разгонки. По методу Нью-Джерси необогащенный цинк очищают в двух последовательно соединенных колоннах, где, наряду с другими металлами, разделяют свинец, цинк и кадмий. Потребление энергии при фракционной разгонке цинка велико и составляет около 7 ГДж на тонну цинка. Основная энергия идет на разгонку цинка в колоннах.

В соответствии с предложенным способом цинк присутствует, по существу, либо исключительно в виде паров цинка, либо в парообразной форме в смеси с инертным газом-носителем, поэтому его можно направить в дистилляционную колонну непосредственно из реактора, минуя стадию предварительной конденсации в жидкую фазу. Поскольку в дистилляционных колоннах не содержатся кислород или окисляющие агенты, повторного окисления цинка не происходит. Таким образом сохраняют значительную часть энергии, обычно расходуемую в процессе дистилляции.

Когда в проведенных экспериментах содержащее сульфид цинка сырье загружали в медную ванну реактора восстановления путем введения с инертным газом-носителем, концентрация серы и рудных пород в цинке, полученном конденсацией газов, выходящих из реактора, была выше, чем в экспериментах, проведенных без газоносителя. Частично это обусловлено тем, что газ-носитель увлекает с собой непрореагировавшие сульфиды металлов, которые поступают затем с газом в реактор конденсации цинка. Увеличение количества газа, выпущенного из реактора, также приводит к повышению количества серы и сульфидов металлов, подвергавшихся испарению и выделенных в виде газов из руды и штейна.

Вследствие натекания воздуха кислород может попадать в электропечь или трубы подачи газа, при этом, реагируя с металлами, он образует оксиды металлов с высокой температурой плавления.

В реакторе конденсации цинка указанные примеси образуют твердый дросс (окалину) или отдельный жидкий слой на поверхности цинка. Его можно удалить известным способом и вернуть в восстановительный реактор или в конвертор.

Если газ направляют из восстановительной печи непосредственно в дистилляционную колонну, вышеупомянутые примеси могут вызвать блокирование тарелок дистилляционной колонны или иным образом нарушить ее работу. Во избежание осложнений, прежде чем направить газ в дистилляционную колонну, его можно очистить путем вспрыска с расплавом, содержащим свинец и/или цинк. Температуру в камере впрыска поддерживают настолько высокой, чтобы содержащийся в газе цинк не конденсировался из газа, а вместо этого вышеупомянутые примеси так же, как и часть содержащегося в газе свинца, - присоединились к потоку свинца и/или цинка, циркулирующего в процессе обогащения.

Часть извлеченных примесей образует на поверхности находящегося в камере жидкого металла твердую окалину, которую удаляют известным способом. Другая часть растворена в жидком металле или образует на его поверхности отдельный жидкий слой, нерастворимый или слаборастворимый в металле. Из реактора обогащения очищенный газ направляют непосредственно в дистилляционную колонну, где разделяют содержащиеся в нем свинец, цинк, кадмий и другие летучие металлы.

Путем повышения температуры находящегося в камере жидкого металла можно понизить количество цинка и свинца, которое в зоне обогащения переходит из газа в расплав. В результате этого увеличивается их выход из дистилляционной колонны. Это целесообразно, поскольку полученные в процессе дистилляции металлы чище, чем извлеченные из вышеописанного реактора обогащения. Температура металла может быть повышена вплоть до достижения ею температуры газа, поступающего в реактор обогащения. Нижним пределом изменения температуры является точка кипения цинка, т.е. около 950^oC.

Содержащиеся в концентрате железо и сульфид меди не реагируют в электропечи, будучи лишь растворены в фазе штейна. Пирит теряет лабильную серу, которая взаимодействует с медью, образуя сульфид меди.

Таким образом, медь, содержащаяся в концентрате, собирается в виде меди, циркулирующей в процессе. Ее можно удалить из процесса и извлечь либо в виде металла после конвертора, либо в виде штейна, выходящего из электропечи.

Содержащееся в концентрате железо окисляют в конверторе. Вместе с соответствующими флюсами, которые должны быть загружены в конвертор, например с оксидом кремния, железо образует жидкий шлак, который удаляют в качестве отходов.

Обычно цинковый концентрат содержит также небольшие количества благородных металлов. При температурах, преобладающих в печи, давления паров серебра в общем достаточно для испарения всего серебра, поступающего с концентратом. Однако то, что серебро растворено в больших количествах металла и штейна, снижает его активность до такой степени, что значительное количество серебра остается невыпаренным. Давление пара золота настолько низко, что по существу все золото растворено в сплаве металлов и штейне.

В (S.Sinha, H.Sohn, M.Namagori: Metallurgical Transactions B, March 1985 v16 B) указано, что, согласно проведенным измерениям, при 1400 К содержание золота в меди, находящейся в равновесии с сульфидным штейном, приблизительно в 100 раз выше его содержания в штейне. В той же работе показано, что содержание серебра в меди при 1400 K примерно в 2,1 раза выше его содержания в штейне сульфида меди.

При осуществлении предложенного способа целесообразно осуществлять концентрацию вышеупомянутых благородных металлов в меди и находящемся в электропечи штейне, выпуская из нее время от времени небольшие количества металлического сплава, из которого благородные металлы извлекают затем известным способом, например, в каком-либо процессе производства меди.

Непрерывный выпуск небольшого количества металлического сплава из печи иногда может оказаться более удобным для извлечения содержащихся в нем благородных металлов и удаления возможных примесей, накопленных металлами во время пребывания в печи. Это целесообразно в том случае, если содержание благородных металлов в сырье исключительно высоко или же если концентрат содержит большое количество вредных примесей. Одной из таких вредных примесей, накапливающихся в меди, является мышьяк.

Поскольку сырье часто содержит небольшие количества меди, удаление сплава металлов из обращения не обязательно приводит к недостатку количества меди, циркулирующей в процессе, зато медь, содержащаяся в концентрате, может быть таким образом удалена из процесса и утилизована.

Благородные металлы, растворенные в штейне, поступают вместе со штейном в конвертор, где значительное количество этих металлов, как известно, переходит в медь и вместе с ней обратно в электропечь.

В некоторых случаях эффективным может оказаться удаление из процесса вместо сплава металлов сульфидного штейна, из которого затем извлекают упомянутые металлы и примеси.

Благоприятным фактором при проведении этого процесса является отсутствие в электропечи кислорода в таких соединениях, из которых он мог бы перейти в газ, затрудняя при этом конденсацию и дистилляцию цинка. Хотя железо, содержащееся в загрузке, также может связывать небольшие количества кислорода, окисляясь в шлак в виде оксида железа, более удобен данный процесс, в котором полученная в конверторе медь содержит минимальное количество кислорода. Кроме того, отсутствует необходимость обессеривания меди до такой степени, какая обычно требуется в традиционных процессах ее получения. Целесообразнее прервать продувку конвертора еще до того, как весь штейн из него израсходуется и содержание кислорода в меди начнет расти.

В проведенных экспериментах сульфидный штейн подвергали обработке в конверторе с продувкой воздухом, при этом образовавшаяся окалина меди находилась в равновесии с сульфидным штейном при температуре около 1300^oC. Содержание кислорода в полученной окалине меди составляло в среднем 0,07% а содержание серы соответственно около 1%
Сульфидный штейн, который должен быть удален из электропечи, можно переработать известным конверторным способом, например в конверторе Пирса-Смита, или в непрерывном конверторном процессе, при осуществлении которого сульфидный штейн непрерывно вводят в процесс из электропечи, а металлическую медь непрерывно выводят из процесса в электропечь. Количество штейна, которое нужно удалять из электропечи, близко к стехиометрическому по отношению к количеству сульфида, загружаемого в печь, поскольку штейн не подвергают циркуляции, обеспечивающей протекание эндотермических реакций. В предложенном способе энергию, выработанную в конверторе, можно использовать в различных целях, например при обработке отходов ярозита со старых цинковых заводов, которые превращают в экологически чистый шлак.

Содержание меди в шлаке, полученном в конверторе, настолько высоко (не менее 6% ), что его необходимо снижать в процессе очистки шлака, предшествующем его сбросу в отходы. Содержание меди в конверторном шлаке можно снизить, используя феррито-кальциевый шлак вместо фаялитового шлака.

Для очистки шлака можно использовать известные способы, например восстановление углеродсодержащим восстановителем в электропечи. Медь или медьсодержащий штейн, полученные в этом процессе, можно загружать в электропечь для извлечения цинка или в конвертор.

Сульфидный штейн можно подвергнуть более полному окислению в конверторе, с тем чтобы на последний стадии процесса в реакторе остались лишь окалина меди и шлак. При этом содержание кислорода в полученной окалине ниже, а содержание меди в шлаке выше. Прежде чем вернуть медь в электропечь для извлечения цинка, можно понизить содержание в ней кислорода с помощью известного процесса анодного восстановления, в котором окалину меди восстанавливают углеродсодержащим восстановителем.

В том случае, если исходное сырье главным образом содержит свинец, концентрация его в штейне и меди растет и становится значительной при стационарном ведении процесса вследствие низкого давления пара свинца. В экспериментах, проведенных на пилотной установке, подвергали обработке концентрат с содержанием свинца около 14% при этом максимальное содержание свинца в штейне составляло около 4% а в металле около 14% Содержание свинца в штейне является основным фактором, влияющим на его выход, поскольку штейн из печи подают непосредственно в конверторный процесс.

Для достижения хорошего выхода свинца конверторный процесс и очистку шлака целесообразнее вести таким образом, чтобы вернуть максимально возможное количество свинца в электропечь вместе с медью. Это осуществимо, например, при использовании в конверторном процессе феррито-кальциевого шлака.

На фиг. 1 представлены графики зависимости отношения концентраций свинца в шлаке и штейне к концентрации меди в шлаке в процессе конвертирования содержащего свинец штейна сульфида меди и в процессе очистки шлака.

Распределение свинца в процессе конвертирования зависит от степени окисления. В соответствии с проведенными измерениями, содержание свинца в конверторном шлаке и меди (фиг.1) изменяется таким образом, что при низком содержании меди в шлаке содержание свинца меди высоко по сравнению с его содержанием в шлаке и наоборот.

С целью максимально возможного снижения потерь свинца из-за попадания в шлак целесообразнее вести процесс конвертирования таким образом, чтобы содержание меди в образовавшемся шлаке было как можно меньше. Этого достигают в том случае, когда и полученная медь, и шлак находятся в равновесии с сульфидным штейном.

Содержание свинца в конверторном шлаке в дальнейшем снижают до минимума, подвергая шлак эффективному восстановлению в процессе его очистки, с тем чтобы содержание меди в шлаке также понизилось. В вышеописанных экспериментах минимальное содержание свинца в отходах шлака составило около 0,3%
Изобретение поясняется примерами его осуществления; для сравнения даны также примеры, температура опыта в которых ниже 1450^oC.

Пример 1. 800 г электролизной меди и 500 г цинкового концентрата поместили в тигель и нагрели в индукционной печи до 1300^oC. Выделенный газ уловили и охладили для конденсации из него цинка. После окончания эксперимента тигель и его содержимое охладили и проанализировали. Результаты представлены в табл. 1.

Когда тот же эксперимент повторили при 1400^oС были получены следующие результаты, которые приведены в табл. 2.

Пример 2. Условия проведения опыта аналогичны примеру 1, но с тем отличием, что тигель нагревали до 1500^oC. Результаты представлены в табл. 3.

Пример 3. Условия проведения опыта аналогичны примеру 1, но с тем отличием, что тигель нагревали до 1600^oC. Результаты представлены в табл. 4.

Содержание цинка в металле и штейне, а также содержание серы в металле (фиг.2) представлены как функции температуры.

Пример 4. В пилотную электропечь загрузили 300 кг меди в дополнение к тем 200 кг, которые остались от предыдущих экспериментов. Медь расплавили и установили температуру 1380^oC. После этого в медь загрузили 195 кг содержащего цинк и свинец концентрата при скорости подачи 57 кг/ч с помощью инжекторной трубки при использовании в качестве газ-носителя азота в количестве 87 л на кг концентрата. После введения газа образовавшиеся в печи расплавы были проанализированы. Результаты представлены в табл. 5.

В примере 4 (и последующих примерах 5, 6) для извлечения цинка и свинца использовали струйный конденсатор, при этом количество цинка в конденсаторе составляло 4500 кг. Поскольку количество цинка и свинца, полученное в этих примерах, было мало по сравнению с количеством цинка в конденсаторе, экспериментально определить точное содержание цинка не представляется возможным, однако при необходимости оно может быть рассчитано.

Пример 5. Условия проведения экспериментов аналогичны описанным в примере 4, однако дополнительно расплавили 400 кг меди и установили температуру 1530^oC. Затем загрузили всего 210 кг концентрата при скорости подачи 41 кг/ч с пользованием в качестве газа-носителя азота в количестве около 200 л на кг концентрата. Результаты представлены в табл. 6.

Пример 6. В пилотную электропечь загрузили 300 кг меди и установили температуру 1570^oC. Затем ввели всего 320 кг концентрата при скорости подачи 60 кг/ч с использованием в качестве газа-носителя азота в количестве около 132 л на кг концентрата. Результаты представлены в табл.7.

Использование способы получения цинка, кадмия, свинца и других легкоиспаряющихся металлов из сульфидного сырья в пирометаллургическом процессе. Сущность изобретения: в способе концентрат сульфида цинка подают в расплав меди при температуре 1450-1800^oC и атмосферном давлении. При этом цинк, свинец и кадмий испаряются, а железо и медь остаются в расплаве металла или в штейне сульфида металла, образующемся в печи. В качестве восстановительной печи используют электропечь. Сульфидное сырье вводят в расплав меди посредством газа-носителя. Расплав меди очищают вдуваемым в него инертным газом. Сульфидный штейн перед подачей в окислительный реактор очищают инертным газом. В качестве газа-носителя используют азот. Испарившиеся цинк и другие металлы направляют в конденсационный или дистилляционный реактор. Перед подачей испарившихся металлов в дистилляционный реактор расплав металла, содержащий цинк и/или свинец, инжектируют в газовую фазу, содержащую пары металлов. Из восстановительной печи удаляют стехиометрическое по отношению к сульфидному сырью количество сульфидного штейна и подают его в окислительный реактор. 10 з.п. ф-лы, 2 ил, 7 табл.

1. Способ получения легкоиспаряющихся металлов, таких как цинк, свинец и кадмий, из сульфидного сырья, включающий его восстановление расплавом меди в восстановительной печи при атмосферном давлении с образованием паров металлов и сульфидного штейна, сбор паров металлов в конденсационном или дистилляционном реакторе, подачу сульфидного штейна в окислительный реактор и превращение его в металлическую медь, отличающийся тем, что пары металлов в восстановительной печи извлекают при температуре 1450 1800^oC. 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве восстановительной печи используют электропечь. 3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что сульфидное сырье вводят в расплав меди посредством газа-носителя. 4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что расплав меди очищают вдуваемым в него инертным газом. 5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что сульфидный штейн перед подачей в окислительный реактор очищают инертным газом. 6. Способ по п. 3, отличающийся тем, что в качестве газа-носителя используют азот. 7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что из восстановительной печи удаляют стехиометрическое по отношению к сульфидному сырью количество сульфидного штейна и подают его в окислительный реактор. 8. Способ по п. 1, отличающийся тем, что испарившийся цинк и другие металлы, направляют в конденсационный реактор. 9. Способ но п. 1, отличающийся тем, что испарившийся цинк и другие металлы направляют в дистилляционный реактор. 10. Способ по пп. 1 и 9, отличающийся тем, что перед подачей испарившихся металлов в дистилляционний реактор в газовую фазу, содержащую пары металлов, инжектируют расплав металла, содержащий цинк и/или свинец, для быстрого охлаждения газов с осуществлением конденсации испарившихся металлов, их растворения в расплаве металла, содержащем цинк и/или свинец, и снижения их активности. 11. Способ по п. 1, отличающийся тем, что осуществляют выпуск сульфидного штейна из восстановительной печи или окислительного реактора для извлечения благородных металлов.