NO792175L - PROCEDURE FOR REFINING RAABLY - Google Patents
PROCEDURE FOR REFINING RAABLYInfo
- Publication number
- NO792175L NO792175L NO792175A NO792175A NO792175L NO 792175 L NO792175 L NO 792175L NO 792175 A NO792175 A NO 792175A NO 792175 A NO792175 A NO 792175A NO 792175 L NO792175 L NO 792175L
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- lead
- iron
- slag
- copper
- raw
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 20
- 238000007670 refining Methods 0.000 title description 6
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 61
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 53
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 53
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 48
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 44
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 31
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 22
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 claims description 13
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 10
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 9
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 9
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 7
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 6
- KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 1,3,2,4$l^{2}-dioxathiaplumbetane 2,2-dioxide Chemical compound [Pb+2].[O-]S([O-])(=O)=O KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 238000011065 in-situ storage Methods 0.000 claims description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 3
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 3
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 claims description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 3
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910000640 Fe alloy Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 238000011109 contamination Methods 0.000 claims description 2
- 238000005507 spraying Methods 0.000 claims description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- 239000002826 coolant Substances 0.000 claims 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims 2
- 229910001339 C alloy Inorganic materials 0.000 claims 1
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 claims 1
- UVTGXFAWNQTDBG-UHFFFAOYSA-N [Fe].[Pb] Chemical compound [Fe].[Pb] UVTGXFAWNQTDBG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims 1
- 229910021332 silicide Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 17
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 7
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 5
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 5
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 5
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 5
- 229910001882 dioxygen Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VETKVGYBAMGARK-UHFFFAOYSA-N arsanylidyneiron Chemical compound [As]#[Fe] VETKVGYBAMGARK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000002918 Fraxinus excelsior Nutrition 0.000 description 1
- 241001062472 Stokellia anisodon Species 0.000 description 1
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 1
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZGOFOSYUUXVFEO-UHFFFAOYSA-N [Fe+4].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] Chemical compound [Fe+4].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] ZGOFOSYUUXVFEO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- PRPNWWVBZXJBKY-UHFFFAOYSA-N antimony iron Chemical compound [Fe].[Sb] PRPNWWVBZXJBKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002956 ash Substances 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000013065 commercial product Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 description 1
- 230000029142 excretion Effects 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 238000003197 gene knockdown Methods 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- -1 iron metals Chemical class 0.000 description 1
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 230000002093 peripheral effect Effects 0.000 description 1
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/06—Refining
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Description
Fremgangsmåte ved raffinering av råbly.Procedure for refining crude lead.
Oppfinnelsen angår en fremgangsmåte ved fremstilling av rå-The invention relates to a method for the production of raw
bly fra kobberholdige blymaterialer av metallisk, oxydisk, sulfatisk eller sulfidisk type. lead from copper-containing lead materials of the metallic, oxidic, sulphate or sulphide type.
Metallisk bly fremstilles som regel fra sulfidiske blyråmaterialer, f.eks. blyslig, men også fra oxydiske og sulfatiske blyråmaterialer, f.eks. støv, asker og slagger. Den vanligste ovnsenhet for smelting og reduksjon av bly er sjaktovnen som be-skikkes med blyråmateriale som om nødvendig på forhånd er blitt sintret eller røstet under samtidig oxydasjon av tilstedeværende sulfidsvovel med luftoxygen til et innhold av under 2% svovel. Smelting og reduksjon av- blyråmaterialer kan også med fordel ut-føres i en roterende, hellende ovn, som beskrevet i svenske patent-skrifter nr. 7317217-3 og nr. 7317219-9 som beskriver fremgangs-måter ved fremstilling av råbly både fra sulfidiske, oxydiske og sulfatiske blyråmaterialer. Metallic lead is usually produced from sulphidic lead raw materials, e.g. lead, but also from oxidic and sulphate lead raw materials, e.g. dust, ashes and slag. The most common furnace unit for melting and reducing lead is the shaft furnace, which is provided with lead raw material which, if necessary, has been sintered or roasted in advance during the simultaneous oxidation of sulphide sulfur present with air oxygen to a content of less than 2% sulphur. Smelting and reduction of lead raw materials can also advantageously be carried out in a rotating, pouring furnace, as described in Swedish patent documents no. , oxydic and sulphate lead raw materials.
Ved fremstilling av råbly, dvs. bly som må renses eller raffineres for å kunne selges som et normalt handelsprodukt, vil dette således praktisk talt bestandig inneholde forurensninger som er uønskede i det ferdige bly, som kobber, arsen og antimon, og som derfor må fjernes fra råblyet. Dessuten foreligger som regel gull og sølv i råblyet. In the production of raw lead, i.e. lead that must be purified or refined in order to be sold as a normal commercial product, this will practically always contain impurities that are undesirable in the finished lead, such as copper, arsenic and antimony, and which must therefore be removed from the raw lead. In addition, gold and silver are usually present in the raw lead.
Uavhengig av fremstillingsmetoden for råblyet må dette således raffineres for at et tilstrekkelig rent ferdig bly skal kunne opp-nås. Vanligvis utføres raffineringen i såkalte kjeler eller digler av forskjellige typer som er spesielt utformet for raffinering med hensyn til de nevnte forurensninger. Et spesielt problem ved en en slik raffinering utgjøres av kobber som foreligger i råblyet, Regardless of the production method for the raw lead, this must therefore be refined in order to achieve a sufficiently clean finished lead. Generally, the refining is carried out in so-called boilers or crucibles of various types which are specially designed for refining with regard to the mentioned pollutants. A particular problem with such refining is posed by copper present in the raw lead,
men også arsen og antimon som foreligger i råblyet, kan represen-tere problemer. Arsen og antimon kan foreligge i mengder opp til ca.. but also the arsenic and antimony present in the crude lead can represent problems. Arsenic and antimony can be present in amounts up to approx.
15%, og dette fører til dannelse av meget store mengder faste pulver-produkter som flyter opp til metalloverflaten ved raffineringen. Denne såkalte dross vanskeliggjør den videre håndtering av råblysmelten. 15%, and this leads to the formation of very large quantities of solid powder products that float to the metal surface during refining. This so-called dross makes further handling of the lead melt difficult.
Når større kobbermengder foreligger i blyråmaterialene, er det av vesentlig betydning effektivt å kunne fjerne kobberet på et tid-lig stadium av prosessen for ikke å fordyre denne på grunn av at kobberet vanskeliggjør blyets videre behandling til raffinert bly og da kobberinnholdet representerer en betydelig metallverdi. When larger amounts of copper are present in the lead raw materials, it is of significant importance to be able to effectively remove the copper at an early stage of the process in order not to make it more expensive because the copper makes further processing of the lead into refined lead difficult and because the copper content represents a significant metal value.
Oppfinnelsen angår en fremgangsmåte ved fremstilling av råbly fra kobberholdige blyråmaterialer av metallisk, oxydisk, sulfatisk eller sulfidisk type ved smelting i en ovn hvor turbulens av innholdet kan tilveiebringes, idet blyråmaterialet smeltes i nærvær av slaggdannere og reduseres, hvorefter en slagg trekkes av, og fremgangsmåten er særpreget ved at blysmelten under kraftig turbulens og efter at slaggen er blitt trukket av, avkjøles fra smeltetemperaturen til en temperatur over blysmeltens likviduspunkt, men under ca. 700°C, hvorefter kobberholdig fase som er blitt utskilt under.avkjølingen, og råblysmelten separeres. The invention relates to a method for the production of raw lead from copper-containing lead raw materials of the metallic, oxidic, sulphate or sulphidic type by melting in a furnace where turbulence of the contents can be provided, the lead raw material being melted in the presence of slag formers and reduced, after which a slag is drawn off, and the method is characterized by the fact that the lead melt, under strong turbulence and after the slag has been drawn off, cools from the melting temperature to a temperature above the liquidus point of the lead melt, but below approx. 700°C, after which the copper-containing phase which has separated during the cooling, and the raw lead melt are separated.
Det foretrekkes at blysmelten efter at slaggen er blitt av-trukket avkjøles til en temperatur av under 500°C. It is preferred that the lead melt, after the slag has been drawn off, is cooled to a temperature of below 500°C.
Ved smelting av blyråmaterialer som inneholder bl.a. arsen, antimon og kobber kan arsen og antimon fjernes som en speiss. En "speiss" er en forbindelse av arsen og/eller antimon med jern-metaller og kobber, dvs. at en "speiss" kan bestå av arsenider og/ eller antimonider av ett eller flere av metallene kobber, jern, nikkel og kobolt. Eventuelle forurensninger av arsen eller antimon fjernes derfor ved at det til smeiten og under kraftig turbulens tilføres jern i metallisk, findelt form eller at jern bringes til å dannes in situ, hvorefter den uoppløselige jernspeiss som er blitt dannet i smeiten, skilles fra råblysmelten i .direkte tilknytning til en gravitasjonsseparering av speiss og råbly, hvorefter kobber utskilles og fraskilles. Hvis derfor jern tilsettes i form av pulver, spon eller findelte stykker, vil en jern-arsen-eller jern-antimon-speiss dannes som er praktisk talt uoppløselig i blysmelten. Med jern i findelt form er her ment metallisk jern i en slik form at en god kontaktoverflate mot blysmelten kan er-holdes, og at jernet kan tilføres blysmelten på enkel måte. Speissen som er praktisk talt uoppløselig i bly ved de angjeldende tem-peraturer, separerer lett og kan trekkes av, fortrinnsvis ved en temperatur av 850-1200°C. Jernet kan også tilsettes som en jernlegering som inneholder 60% jern eller derover. Tilsetningen av jern kan da avpasses slik at bare en del av arseninnholdet danner en jernspeiss og at en arsenmengde blir tilbake i blysmelten som svarer til et molforhold kobber:arsen av minst 1,17, for at kobber skal kunne danne en kobberspeiss som lett kan behandles for ut-vinning av kobber og arsen. Derved vil eventuelt tilstedeværende tinn bli tilbake i råblysmelten. Blyråmaterialets innhold av kobber vil imidlertid hovedsakelig bli tilbake i råblysmelten, men det kan som nevnt ovenfor efter avkjøling av smeiten under kraftig turbulens til en temperatur over blysmeltens smeltepunkt, men under ca. 700°C, fraskilles i utseigret tilstand som metallisk kobber og/eller When melting lead raw materials that contain, among other things, arsenic, antimony and copper, arsenic and antimony can be removed as a spark. A "fireplace" is a compound of arsenic and/or antimony with iron metals and copper, i.e. a "fireplace" can consist of arsenides and/or antimonides of one or more of the metals copper, iron, nickel and cobalt. Any contamination from arsenic or antimony is therefore removed by adding iron in metallic, finely divided form to the smelter and under strong turbulence, or by causing iron to form in situ, after which the insoluble iron slag that has formed in the smelter is separated from the raw lead melt in . direct connection to a gravity separation of spark and raw lead, after which copper is separated and separated. If, therefore, iron is added in the form of powder, shavings or finely divided pieces, an iron-arsenic or iron-antimony spark will be formed which is practically insoluble in the lead melt. By iron in finely divided form is meant here metallic iron in such a form that a good contact surface with the lead melt can be maintained, and that the iron can be added to the lead melt in a simple way. The lead, which is practically insoluble in lead at the relevant temperatures, separates easily and can be pulled off, preferably at a temperature of 850-1200°C. The iron can also be added as an iron alloy containing 60% iron or more. The addition of iron can then be adjusted so that only part of the arsenic content forms an iron plug and that an amount of arsenic remains in the lead melt that corresponds to a copper:arsenic molar ratio of at least 1.17, so that copper can form a copper plug that can be easily processed for extraction of copper and arsenic. Thereby, any tin present will be returned to the lead melt. However, the copper content of the lead raw material will mainly remain in the lead melt, but as mentioned above, it can after cooling the smelt under strong turbulence to a temperature above the melting point of the lead melt, but below approx. 700°C, is separated in the unannealed state as metallic copper and/or
speiss, hvorefter råbly tappes og tas vare på.fired, after which raw lead is tapped and taken care of.
Råblysmelten kan avkjøles ved å tilføre f.eks. ytterligere oxydisk eller sulfatisk blyråmateriale eller knust jernsilikatslagg. Også tilsetning av slaggdannere for en påfølgende smeltesyklus.kan.benyttes for avkjøling av råblysmelten. The raw lead melt can be cooled by adding e.g. further oxidic or sulphate lead raw material or crushed iron silicate slag. The addition of slag formers for a subsequent smelting cycle can also be used for cooling the raw lead melt.
Avkjølingen kan alternativt utføres ved at vann i flytende, findelt form sprøytes direkte mot råblysmelten som befinner seg under turbulent omrøring. The cooling can alternatively be carried out by spraying water in liquid, finely divided form directly onto the lead melt which is under turbulent stirring.
Det er ikke nødvendig å avkjøle råblysmelten hver gang en ny charge blyråmateriale nedsmeltes og slagg og eventuell jern-arsen-speiss er blitt trukket av. Ovnen kan således fylles med en råblysmelte og den kobberholdige fase derefter seigres ut, hvorefter ovnen tappes for råbly og kobberho.ldig fase tas vare på. It is not necessary to cool the raw lead melt every time a new charge of lead raw material is melted down and the slag and any iron-arsenic spark has been pulled off. The furnace can thus be filled with a crude lead melt and the copper-containing phase is then tempered out, after which the furnace is drained of crude lead and the copper-containing phase is taken care of.
Smeltingen, eventuell speissdannelse og kobberutskillelsen finner sted i en ovn hvori smeiten kan behandles under kraftig turbulens. En slik ovn-kan med fordel være en toppblåst, roter-bar konverter, f.eks. en såkalt TBRC ("Top Blown Rotary Converter") eller en Kaldo-ovn. En TBRC eller Kaldo-ovn kan roteres med en hastighet fra 10 til 60 omdreininger pr. minutt, og valget ay en egnet rotasjonshastighet bestemmes av ovnens diametre . En egnet turbulens fås.dersom ovnens innside beveger seg med en omkrets-hastighet av 0,5-7 m/s, fortrinnsvis 2-5 m/s, som muliggjør at smeiten følger med ovnens roterende innside og faller ned mot bad-overflaten som et dråperegn som fører til en meget god kontakt mellom fast fase, flytende fase og gassfase. En slik god kontakt er en forutsetning for hurtige kjemiske og fysikalske forløp, som reduksjonsforløp, avkjøling og utskillelse. Støvdannelse unngås i overraskende sterk grad på grunn av at dråperegnet slår ned støv som ellers ville ha forlatt ovnen sammen med reaksjonsgasser. The smelting, possible peak formation and the copper separation take place in a furnace in which the smelting can be processed under strong turbulence. Such a furnace can advantageously be a top-blown, rotatable converter, e.g. a so-called TBRC ("Top Blown Rotary Converter") or a Kaldo furnace. A TBRC or Kaldo furnace can be rotated at a speed of 10 to 60 revolutions per minute. minute, and the choice of a suitable rotation speed is determined by the diameter of the oven. A suitable turbulence is obtained if the inside of the furnace moves with a peripheral speed of 0.5-7 m/s, preferably 2-5 m/s, which enables the melt to follow the rotating inside of the furnace and fall down towards the bath surface which a raindrop that leads to a very good contact between solid phase, liquid phase and gas phase. Such a good contact is a prerequisite for rapid chemical and physical processes, such as reduction processes, cooling and excretion. Dust formation is avoided to a surprisingly high degree because the raindrops knock down dust that would otherwise have left the furnace together with reaction gases.
Eksempel 1Example 1
30 tonn pellets av et oxydisk-sulfatisk blyråmateriale som skrev seg fra kobberkonverterstøv med følgende analyse: Pb 35%, 30 tonnes of pellets of an oxydisc-sulphate lead raw material which was obtained from copper converter dust with the following analysis: Pb 35%,
As 3,5%, Cu 1,15%, S 6,0%, Bi 1,20%, Au 0,5 mg/kg og Ag 3,38 mg/kg, smeltes sammen med 9,6 tonn granulert fajalittslagg (jern-silikat-slagg fra en avrykningsovn for kobberslagg) og 3,5 tonn findelt kalksten i en toppblåst, roterende konverter av Kaldo-typen med en innvendig diameter av 2,5 m ved hjelp av en olje-oxygen-gass-brenner under dannelse av et råblybad og slagg. Efter smeltingen ble slaggen og råblybadet redusert med 1,9 tonn koks inntil blyinnholdet i slaggen var ca. 1,5% Pb, ved en temperatur av ca. 1100°C, hvorefter slaggen ble tappet. As 3.5%, Cu 1.15%, S 6.0%, Bi 1.20%, Au 0.5 mg/kg and Ag 3.38 mg/kg, are fused together with 9.6 tonnes of granulated fajalite slag ( iron-silicate slag from a copper slag stripping furnace) and 3.5 tonnes of finely divided limestone in a top-blown Kaldo-type rotary converter with an internal diameter of 2.5 m using an oil-oxygen-gas burner during formation of a crude lead bath and slag. After the smelting, the slag and raw lead bath were reduced by 1.9 tonnes of coke until the lead content in the slag was approx. 1.5% Pb, at a temperature of approx. 1100°C, after which the slag was drained.
Derefter ble under kraftig turbuléns 2,25 tonn knust jernsilikatslagg tilsatt, hvorefter'råblysmeltens temperatur i løpet av 60 minutter sank fra 1100 o C til ca. 850 oC og en kobberholdig fase ble utskilt. Denne fase ble derefter skilt fra råblysmelten, og dennes innhold av kobber ble derved senket fra 5% Cu til 1,5% Cu. Then, under strong turbulence, 2.25 tonnes of crushed iron silicate slag were added, after which the temperature of the crude lead melt dropped from 1100 o C to approx. 850 oC and a copper-containing phase was separated. This phase was then separated from the raw lead melt, and its copper content was thereby lowered from 5% Cu to 1.5% Cu.
En del av den således erholdte råblysmelte ble under fortsatt kraftig turbulens videre avkjølt til 400°C, hvorved ytterligere kobberholdig fase kunne skilles ut og separeres. Derved ble et kobberinnhold av 0,2% Cu oppnådd i råblysmelten. Part of the lead melt thus obtained was, under continued strong turbulence, further cooled to 400°C, whereby a further copper-containing phase could be separated out and separated. Thereby, a copper content of 0.2% Cu was achieved in the raw lead melt.
Eksempel 2Example 2
30 tonn pellets av et oxydisk-sulf atisk blyråmateriale med .den samme sammensetning som i eksempel 1 ble sammen med 9,6 tonn granulert fajalittslagg og 3,5 tonn findelt kalksten smeltet i en toppblåst, roterende konverter av Kaldo-typen med en innvendig diameter av 2,5 m ved hjelp av en olje-oxygengassbrenner under dannelse av et råblybad og en slagg. Efter smeltingen ble slaggen og råblybadet redusert med 1,9 tonn koks inntil blyinnholdet i slaggen var ca. 1,5% Pb, 30 tonnes of pellets of an oxydisc-sulphate lead raw material of the same composition as in Example 1, together with 9.6 tonnes of granulated fajalite slag and 3.5 tonnes of finely divided limestone, were melted in a top-blown Kaldo-type rotary converter with an internal diameter of 2.5 m using an oil-oxygen gas burner while forming a crude lead bath and a slag. After the smelting, the slag and raw lead bath were reduced by 1.9 tonnes of coke until the lead content in the slag was approx. 1.5% Pb,
ved en temperatur av ca. 1100°C, hvorefter slaggen ble tappet.at a temperature of approx. 1100°C, after which the slag was drained.
Vann i findelt form ble derefter sprøytet inn direkte mot den turbulent omrørte råblysmelte, hvorved smeltens temperatur i løpet av 60 minutter sank fra 1100°C til ca. 650°C og en kobberholdig fase ble utskilt. Denne fase ble skilt fra råblysmelten, hvorved kobberinnholdet i denne sank fra 5% Cu til 1,5% Cu. Water in finely divided form was then injected directly into the turbulently stirred lead melt, whereby the temperature of the melt dropped from 1100°C to approx. 650°C and a copper-containing phase was separated. This phase was separated from the raw lead melt, whereby the copper content in this decreased from 5% Cu to 1.5% Cu.
Eksempel 3Example 3
30 tonn pellets av et oxydisk-sulfatisk blyråmateriale med30 tonnes of pellets of an oxydisc-sulphate lead raw material with
en sammensetning som i eksempel 1 ble sammen med 9,6 tonn granulert fajalittslagg og 3,5 tonn findelt kalksten smeltet i en toppblåst, roterende konverter av Kaldo-typen med en innvendig diameter av 2,5 m ved hjelp av en olje-oxygengassbrenner under dannelse av et råblybad og en slagg. a composition which, in Example 1, together with 9.6 tonnes of granulated fajalite slag and 3.5 tonnes of finely divided limestone was melted in a top-blown Kaldo-type rotary converter with an internal diameter of 2.5 m by means of an oil-oxygen gas burner under formation of a crude lead bath and a slag.
Efter smeltingen ble slaggen og råblybadet redusert med 1,9After smelting, the slag and raw lead bath were reduced by 1.9
tonn koks inntil blyinnholdet i slaggen var ca. 1,5% Pb, ved en temperatur av ca. 1100°C, hvorefter slaggen ble tappet. tonnes of coke until the lead content in the slag was approx. 1.5% Pb, at a temperature of approx. 1100°C, after which the slag was drained.
2,25 tonn knust jernsilikatslagg ble derefter tilsatt til den turbulent omrørte. råblysmelte, hvorefter smeltens temperatur i løpet av 60 minutter sank fra 1100°C til ca. 850°C og en kobberholdig fase ble utskilt. Råblysmelten hvis kobberinnhold sank fra 5% Cu til 1,5% Cu, ble tappet mens den kobberholdige fase sammen med jernsilikatslaggen ble holdt tilbake i ovnen. Ytterligere 30 tonn oxydisk-sulfatisk blyråmateriale og 3,5 tonn findelt kalksten ble tilført og smeltet sammen med den kobberholdige fase og jernsilikatslaggen. Den erholdte slagg og råblybadet ble redusert med 1,9 tonn koks inntil blyinnholdet i slaggen var ca. 1,5% Pb, ved en temperatur av ca. 1000°C, hvorefter slaggen ble tappet. Under kraftig turbulent omrøring av den erholdte råblysmelte ble ytterligere 2,25 tonn knust jernsilikatslagg tilsatt, hvorved råblysmeltens temperatur i løpet av 60 minutter sank fra 1100°C til ca. 850°C 2.25 tons of crushed iron silicate slag was then added to the turbulently stirred. raw lead melt, after which the temperature of the melt dropped from 1100°C to approx. 850°C and a copper-containing phase was separated. The pig lead melt, whose copper content decreased from 5% Cu to 1.5% Cu, was tapped while the copper-containing phase together with the iron silicate slag was retained in the furnace. A further 30 tonnes of oxydisc-sulphate lead raw material and 3.5 tonnes of finely divided limestone were added and fused with the copper-containing phase and iron silicate slag. The slag obtained and the raw lead bath were reduced by 1.9 tonnes of coke until the lead content in the slag was approx. 1.5% Pb, at a temperature of approx. 1000°C, after which the slag was drained. During vigorous turbulent stirring of the obtained crude lead melt, a further 2.25 tonnes of crushed iron silicate slag were added, whereby the temperature of the crude lead melt dropped from 1100°C to approx. 850°C
og en større mengde kobberholdig fase ble erholdt. Denne større mengde kobberholdig fase kunne skilles fra råblysmelten med mindre blytap enn når bare en utfrysing med jernsilikatslagg ble utført. and a larger amount of copper-containing phase was obtained. This larger amount of copper-containing phase could be separated from the raw lead melt with less lead loss than when only a freeze-out with iron silicate slag was carried out.
En betydelig tidsbesparelse pr. tonn produsert bly ble dessuten oppnådd da bare en utfrysning var nødvendig. A significant time saving per tonnes of lead produced was also achieved when only one freeze-out was necessary.
Denne fremgangsmåte hvor den kobberholdige fase holdes tilbake, bør selvfølgelig fortsette inntil det fås en kobberholdig fase i en mengde som er gunstig for produksjonsforholdene. This method, where the copper-containing phase is retained, should of course continue until a copper-containing phase is obtained in an amount that is favorable for the production conditions.
Eksempel 4Example 4
30 tonn oxydisk-sulfatisk blyråmateriale med en sammensetning som i eksempel 1 ble.sammen med 9,6 tonn granulert fajalittslagg og 3,5 tonn findelt kalksten smeltet i en toppblåst, roterende konverter av Kaldo-typen med én innvendig diameter av 2,5 m ved hjelp av en olje-oxygengassbrenner under dannelse av et råblybad og en slagg. 30 tonnes of oxydisc-sulphate lead raw material with a composition as in example 1, together with 9.6 tonnes of granulated fajalite slag and 3.5 tonnes of finely divided limestone, was melted in a top-blown, rotary converter of the Kaldo type with one internal diameter of 2.5 m using an oil-oxygen gas burner while forming a crude lead bath and a slag.
Efter smeltingen ble slaggen og råblybadet redusert med 1,9 tonn koks inntil blyinnholdet slaggen var ca. 1,5% Pb, ved en temperatur av ca. 1100°C, hvorefter slaggen ble tappet. After the smelting, the slag and raw lead bath were reduced by 1.9 tonnes of coke until the lead content of the slag was approx. 1.5% Pb, at a temperature of approx. 1100°C, after which the slag was drained.
Det således erholdte bly inneholdt 7% As og 3% Cu. 3 tonn jern i metallisk, findelt form ble tilsatt til den turbulent om-rørte råblysmelte for å danne en jernspeiss ved ca. 1000°C som derefter ble tappet i flytende form. . Derefter ble knust jernsilikatslagg tilsatt under kraftig turbulens av råblysmelten, som i. eksempel 1, hvorved temperaturen sank og en kobberholdig fase ble utskilt som ble separert fra råblysmelten. The lead thus obtained contained 7% As and 3% Cu. 3 tonnes of iron in metallic, finely divided form was added to the turbulently stirred pig lead melt to form an iron spark at approx. 1000°C which was then bottled in liquid form. . Crushed iron silicate slag was then added under strong turbulence of the pig lead melt, as in example 1, whereby the temperature dropped and a copper-containing phase was separated which was separated from the pig lead melt.
Claims (12)
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE7807358A SE413105B (en) | 1978-06-29 | 1978-06-29 | RABLY REFINING PROCEDURE |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO792175L true NO792175L (en) | 1980-01-03 |
Family
ID=20335339
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO792175A NO792175L (en) | 1978-06-29 | 1979-06-28 | PROCEDURE FOR REFINING RAABLY |
Country Status (6)
Country | Link |
---|---|
EP (1) | EP0006832A1 (en) |
DK (1) | DK271579A (en) |
FI (1) | FI792061A (en) |
NO (1) | NO792175L (en) |
PL (1) | PL117460B1 (en) |
SE (1) | SE413105B (en) |
Families Citing this family (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SE436045B (en) * | 1983-05-02 | 1984-11-05 | Boliden Ab | PROCEDURE FOR MANUFACTURING RABLY FROM SULFUR CONTAINING OXIDIC LEADERS |
CN106756090B (en) * | 2016-12-21 | 2019-09-06 | 中国恩菲工程技术有限公司 | The method of the continuous decopper(ing) of lead bullion |
CN108461849A (en) * | 2017-02-20 | 2018-08-28 | 中国瑞林工程技术有限公司 | The processing system of lead-acid battery and its application |
Family Cites Families (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE1189279B (en) * | 1962-10-26 | 1965-03-18 | Brevets Metallurgiques | Method and device for removing copper from lead |
DE1174511B (en) * | 1962-12-19 | 1964-07-23 | Broken Hill Ass Smelter | Method and device for separating copper from molten lead |
DE1199003B (en) * | 1963-08-12 | 1965-08-19 | Metallgesellschaft Ag | Process for removing copper from lead |
US3666441A (en) * | 1968-11-08 | 1972-05-30 | Power Gas Ltd | Process for decopperizing lead |
US4017308A (en) * | 1973-12-20 | 1977-04-12 | Boliden Aktiebolag | Smelting and reduction of oxidic and sulphated lead material |
-
1978
- 1978-06-29 SE SE7807358A patent/SE413105B/en unknown
-
1979
- 1979-06-15 EP EP79850059A patent/EP0006832A1/en not_active Withdrawn
- 1979-06-27 DK DK271579A patent/DK271579A/en not_active Application Discontinuation
- 1979-06-28 NO NO792175A patent/NO792175L/en unknown
- 1979-06-29 FI FI792061A patent/FI792061A/en not_active Application Discontinuation
- 1979-06-29 PL PL1979216722A patent/PL117460B1/en unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
FI792061A (en) | 1979-12-30 |
PL117460B1 (en) | 1981-08-31 |
SE7807358L (en) | 1979-12-30 |
PL216722A1 (en) | 1980-03-24 |
EP0006832A1 (en) | 1980-01-09 |
DK271579A (en) | 1979-12-30 |
SE413105B (en) | 1980-04-14 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US3682623A (en) | Copper refining process | |
US4489046A (en) | Method for working-up arsenic-containing waste | |
KR20200094209A (en) | Improved dry metallurgical process | |
NO153265B (en) | PROCEDURE FOR PYROMETALLURGICAL TREATMENT OF A CHARGE CONTAINING LEAD, COPPER AND SULFUR | |
JPH021897B2 (en) | ||
US4705562A (en) | Method for working-up waste products containing valuable metals | |
KR20200091443A (en) | Improved solder manufacturing process | |
NO792175L (en) | PROCEDURE FOR REFINING RAABLY | |
US2129445A (en) | Treating impure lead and/or tin metal | |
US1804054A (en) | Method of treating materials containing lead | |
CA1153561A (en) | Separation of antimony | |
EP0007890B1 (en) | A method of manufacturing and refining crude lead from arsenic-containing lead raw-materials | |
SE451332B (en) | PROCEDURE FOR MAKING BLISTER COPPER | |
US5100466A (en) | Process for purifying lead using calcium/sodium filter cake | |
US1989734A (en) | Production of bismuth | |
US2543041A (en) | Process for refining lead and its alloys | |
US2364815A (en) | Method of treating tin hardhead to recover tin | |
US4678507A (en) | Treatment of dross | |
EP0163666B1 (en) | Treatment of dross | |
CN116397111A (en) | Method for producing high-grade crude bismuth from decoppered slag | |
US1966376A (en) | Converting copper matte | |
JP6474811B2 (en) | Treatment of high sulfur solids | |
US470384A (en) | Pierre manhes | |
SU901317A1 (en) | Method of lead refining | |
RU2034061C1 (en) | Method for combined processing of hydroxides and cementites in production of platinum group metals |