Главная страница  |  Описание сайта  |  Контакты
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЛЕГКОИСПАРЯЮЩИХСЯ МЕТАЛЛОВ, ТАКИХ КАК ЦИНК, СВИНЕЦ И КАДМИЙ, ИЗ СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЛЕГКОИСПАРЯЮЩИХСЯ МЕТАЛЛОВ, ТАКИХ КАК ЦИНК, СВИНЕЦ И КАДМИЙ, ИЗ СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ

СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЛЕГКОИСПАРЯЮЩИХСЯ МЕТАЛЛОВ, ТАКИХ КАК ЦИНК, СВИНЕЦ И КАДМИЙ, ИЗ СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ

Патент Российской Федерации
Суть изобретения: 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 1450-1800oC 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.
Поиск по сайту

1. С помощью поисковых систем

   С помощью Google:    

2. Экспресс-поиск по номеру патента


введите номер патента (7 цифр)

3. По номеру патента и году публикации

2000000 ... 2099999   (1994-1997 гг.)

2100000 ... 2199999   (1997-2003 гг.)
Номер патента: 2091496
Класс(ы) патента: C22B5/08
Номер заявки: 93044975/02
Дата подачи заявки: 12.05.1993
Дата публикации: 27.09.1997
Заявитель(и): Оутокумпу Рисерч Ой (FI)
Автор(ы): Тимо Тапани Талонен[FI]; Хеикки Йорма Ээрола[FI]
Патентообладатель(и): Оутокумпу Рисерч Ой (FI)
Описание изобретения: 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 1450oC, 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 1900-2200o (около 1000-1200o)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 1200oC. Сплав можно получить при температуре не выше 1450oC. 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 1350oC. 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 1800oC, 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 1300oC составило около 55% при 1400 oC соответственно около 84% и при 1500oC более 99% Следовательно, минимальная температура расплава, при которой достигают приемлемого выхода цинка, составляет 1400oC.
Верхний предел температуры расплава определяется стойкостью материала, из которого изготовлена печь. На практике термостойкость обшивочных материалов позволяет осуществлять процесс при температуре ниже 1800oC.
Содержание серы в полученном цинке повышается с ростом температуры. В проведенных экспериментах содержание серы в цинке, извлекаемом из газа, составило 0,004% при 1400oC и 0,2% при 1500oC.
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 950oC.
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 1300oC. 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 1450oC.
Пример 1. 800 г электролизной меди и 500 г цинкового концентрата поместили в тигель и нагрели в индукционной печи до 1300oC. 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 1400oС 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 1500oC. Результаты представлены в табл. 3.
Пример 3. Условия проведения опыта аналогичны примеру 1, но с тем отличием, что тигель нагревали до 1600oC. 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 1380oC. 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 1530oC. 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 1570oC. 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.
Формула изобретения: 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 1800oC.
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.