FI90789B - Förfarande och anordning för behandling av zinkslig - Google Patents
Förfarande och anordning för behandling av zinkslig Download PDFInfo
- Publication number
- FI90789B FI90789B FI895358A FI895358A FI90789B FI 90789 B FI90789 B FI 90789B FI 895358 A FI895358 A FI 895358A FI 895358 A FI895358 A FI 895358A FI 90789 B FI90789 B FI 90789B
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- slag
- fuming
- zinc
- furnace
- reduced
- Prior art date
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 134
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 114
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 111
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 55
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 15
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 158
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 64
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 41
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 41
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 35
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 35
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims description 32
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 21
- 238000005192 partition Methods 0.000 claims description 20
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 12
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 claims description 9
- 150000002430 hydrocarbons Chemical class 0.000 claims description 9
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 5
- 239000004215 Carbon black (E152) Substances 0.000 claims description 3
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000011203 carbon fibre reinforced carbon Substances 0.000 claims description 3
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 239000003570 air Substances 0.000 claims 1
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 claims 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 38
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- QNDQILQPPKQROV-UHFFFAOYSA-N dizinc Chemical compound [Zn]=[Zn] QNDQILQPPKQROV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 8
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 7
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 7
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 7
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 6
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 5
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 4
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 3
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 3
- RTZKZFJDLAIYFH-UHFFFAOYSA-N Diethyl ether Chemical compound CCOCC RTZKZFJDLAIYFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 235000005911 diet Nutrition 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 2
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- 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 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 229910052924 anglesite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009833 condensation Methods 0.000 description 1
- 230000005494 condensation Effects 0.000 description 1
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 230000037213 diet Effects 0.000 description 1
- 230000000378 dietary effect Effects 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 229910052840 fayalite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 230000004927 fusion Effects 0.000 description 1
- 239000004922 lacquer Substances 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 1
- 239000002966 varnish Substances 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 150000003751 zinc Chemical class 0.000 description 1
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004857 zone melting Methods 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
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/04—Obtaining zinc by distilling
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
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 Fiber Materials (AREA)
Description
90789
FÖRFARANDE OCH ANORDNING FÖR BEHANDLING AV ZINKSLIG MENETELMÄ JA LAITE SINKKIRIKASTEIDEN KÄSITTELEMISEKSI
Föreliggande uppfinning hänför sig tili ett förfarande för behandling av zinkslig för utvinning av zink. Upp-finningen hänför sig speciellt tili ett förfarande som omfattar ett smältsteg och ett smältsteget päföljande 5 fumingsteg. Vid smältsteget oxideras och smältes zinkslig under tillförsel av luft eller syre innehällande gas, varvid svaveldioxid avgär och bildad zinkoxid förslaggas.
Vid fuming steget reduceras den vid smältsteget bildade slaggen under tillförsel av reducerande medel säsom koi 10 eller kolväten, varvid en bl.a. CO, C02 och metallisk zink innehällande reducerande gas avgär. Slagg avtappas ur fumingsteget.
Uppfinningen hänför sig även tili en anordning för behand-15 ling av zinkslig, vilken omfattar en smältugn och en vid smältugnen anordnad slaggbehandlingsugn. En mellanvägg avskiljer smältugnens och slaggbehandlingsugnens gasutrymmen frän varandra och en andra mellanvägg avskiljer slaggskikten frän varandra.
20 I dag produceras nästan ali zink hydometallurgiskt dvs. genom elektrolys eller pyrometallurgiskt enligt den s.k. ISP processen, Imperial Smelting Processen.
25 Enligt den elektrolytiska processen, som vanligen används för zink koncentrat med höga halter zink, lakas zinkoxiden direkt ut ur rostad zinkslig. Zinklösningen renas och ur den renade lösningen utvinnes zink medelst elektrolys, varvid metallisk zink fälls ut elektrolytiskt. För ett 30 gott utbyte av zink bör även järnet lakas ur och sedan utfällas, vanligen som jarosit eller götit. Jarositen utgör ett stort avfallsproblem, dels bildas den i Stora 2 mängder och mäste deponeras, dels kan den innehälla Zn och eventuellt Cd, vilka ätminstone i större inängder anses giftiga. Det har därmed blivit allt svärare att fä tillständ för att deponera den. Olika vägar att omvandla jarositen i 5 en miljövänlig deponerbar form har undersökts. Härvid har olika hydrometallurgiska metoder föreslgits. Man har bl.a. undersökt lakningsprocesser, som resulterar i finkornig järnoxid. Det är emellertid svärt att finna en lämplig användning för den finkorniga järnoxiden. Man har även 10 föreslagit smältprocesser för framställning av en deponerbar slutprodukt. Torkning och smältning av jarosit skulle emellertid fordra ansenliga mängder värme.
Enligt den pyrometallurgiska ISP processen kan zink utvinnas 15 även ur slig med relativt läga zinkhalter. Processen är en tvästegsprocess varvid zinkslig först behandlas i ett sint-rings- eller rostningssteg för utdrivning av S02 och oxidering av Zn till ZnO. I ett andra separat steg smältes den zinkoxid- haltiga produkten i en smältugn. Koks används 20 vid smältprocessen bäde som bränsle och som reduceringsme-del. Metallisk zink avgär med reduktionsgaserna ur smältug-nen och tillvaratas vanligen i en s.k. "splash-" eller stänkkondensor. Zinken frän ISP processen är inte av sanuna höga kvalitet, som den som fär ur elektrolysprocessen.
25
Man har även, t.ex. i den intenationella patentansökan W0 87/03010, föreslagit utvinning av zink genom direkt oxide-rande smältning av zinkslig tili metallisk zink. Enligt det föreslagna förfarandet sker smältning, oxidation och 30 reduktion i en tvädelad ugn, varvid en smältugn och en fumingugn har sammanfogats tili en enhet. Ugnen är medelst en vertikal mellanvägg, som delar ugnens Övre del i tvä delar, delad i en smältugnsdel med oxiderande zon och en fumingdel med reducerande zon. Mellanväggen i ugnen är 35 anordnad sä att transport av slagg mellan zonerna kan ske under mellanväggen. Zinkslig och oxiderande gas inmatas medelst lansar i smältugnen eller den oxiderande zonen för förslaggning av zink tili zinkoxid och utdrivning av S02.
Il 90789 3
Den zinkoxidhaltiga slaggen leds under mellanväggen frän den oxiderande zonen tili fumingugnen för reduktion av slaggen. I den reducerande zonen inbläses reducerande medel via lansar, varvid zinkoxid reduceras tili metallisk 5 zink, som avgär med avgaserna ur ugnen.
I det amerikanska patentet US 4,741,770 visas även ett förfarande för utvinning av zink ur järnhaltig zinkslig, i en ugn, som indelats i en smältugnsdel med oxiderande zon 10 och en fumingdel med reducerande zon. Zinkslig förslaggas tili zinkoxid i den oxiderande zonen och leds därefter tili den reducerande zonen. I reduktionszonen reduceras ZnO tili Zn, som f&r avgä med avgaserna. Avgaserna och slaggen i reduktionszonen tillföres värmeenergi genom att 15 en del av de i reduktionszonen uppstäende reducerande gaserna förbränns omedelbart ovanför slaggytan. En järnhaltig slagg tappas ut ur reduceringszonen.
Enligt det, i det amerikanska patentet beskrivna förfaran-20 det, kan en del av den avtappade slagggen frän fumingdelen ledas tili ett extra reduktionssteg där en del av järnet i slaggen reduceras. Det reducerade järnet äterförs tili fumingdelen och bidrar där tili reduktion av ZnO tili Zn. Slaggen frän det extra reduktionssteget kan sedan ledas 25 vidare tili smältugnen för där att underlätta förslagg-ningen av den järnhaltiga zinksligen.
De ovan angivna processerna fordrar relativt sett mycket energi trots direkt cirkulation av smält slagg frän smältugn 30 till fumingugn, trots utnyttjande av det i sligen ingäende järnet för reduktion av ZnO och trots ätercirkulation av slagg frän det extra järnreduktionssteget tili smältugnen.
Vid utvinning av zink ur zinkrika koncentrat uppstär problem 35 vid förslaggningen emedan zinkslagg ej kan hälla mera än 25% zink utan att dess viskositet blir för hög. Tillsats av ytterligare slaggkomponenter för att hälla zink koncent-rationen nere, för att uppfänga maximal mängd av zinkoxiden 4 i slaggen, fordrar ytterligare energi för uppvärmning och smältning av slaggkomponenterna.
Ändam&let med föreliggande uppfinningen är att Astadkomma 5 ett förfarande för utvinning av zink ur zinkslig i vilket behovet av reducerande medel och bränsle sAsom koi eller kolväten är betydligt mlndre än i de ovannämnda tidigare kända förfarandena.
10 Den föreliggande uppfinningen avser även att Astadkomma ett förfarande enligt vilket erhAlles en lättare deponerbar slagg.
Dessutom avser den föreliggande uppfinningen att föreslA en 15 enkel och kompakt anordning för utvinning av zink ur zinkslig.
Ett förfarande för utvinning av zink enligt uppfinningen kännetecknas därav att en del av den vid fumingsteget 20 avtappade slaggen direkt Atercirkuleras tili smältsteget, för att uppfAnga zinkoxiden i slaggen i smältsteget. Företrädesvis reduceras den vid smälsteget bildade slaggen i tvA pA varandra följande fuming steg, sA att - slagg frAn smältsteget reduceras i ett första fuming 25 steg tili en zinkhalt pA mellan 5 - 15 %, fördelaktigt tili en zinkhalt > 10%, - en del av den avtappade reducerade slaggen frAn det första fuming steget Aterförs tili smältsteget och - en andra del av den avtappade reducerade slaggen leds 30 vidare tili ett andra fuming steg där slaggen reduceras tili en zinkhalt < 5 %. Slaggen reduceras fördelaktigt tili < 2% zink i det andra reducerande steget.
Anordningen enligt uppfinningen för utvinning av zink ur 35 zinkslig kännetecknas av att - slaggbehandlingsugnen är medelst en frAn ugnens tak nedAt riktad mellanvägg avdelad i en inloppsdel och en egentlig fumingdel, varvid mellanväggen är anordnad sA att inloppsde- 90789 5 lens och fumingdelens Övre gasutrymme och Övre slaggskikt är avskilda frän varandra och att en förbindelse mellan inloppsdelen och fumingdelen huvudsakligen bildas i ugnens nedersta del, 5 - ett överlopp anordnats i mellanväggen mellan smältugnen och Inloppsdelen, sä att slagg kan strömma frän smältugnen där slaggnivän är högre, tili inloppsdelen, och att - ett andra överlopp anordnats i mellanväggen mellan den egentliga fumingdelen och smältugnen, sä att reducerad 10 slagg kan strömma frän fumingdelen, där slaggnivän höjts över smältugnens slagg nivä medelst injicering av luft, koi eller ev. kolväten, tili smältugnen.
Zinksligen eller zinksulfidkoncentratet kan oxideras och 15 smältas i en flash ugn, cyklonugn eller nägon annan ugn lämplig för smältning av malmkoncentrat. Den smälta zinko-xidhaltiga slaggen kan ledas direkt i kontinuerlig process till en slaggbehandlingsugn för reduktion av zinken tili metallisk zink, varvid slaggen kan transporteras med skänk 20 frän smältugnen tili slaggbehandlingsugnen. Processen kan även utföras satsvis.
Det vid utvinning av zink ur zinkrika koncentrat uppstäende problemet med för hög slaggviskositet vid höga zinkhalter, 25 kan enligt uppfinningen undvikas genom ätercirkulation av zinkfattig slagg frän slaggbehandlingsugnen tili smältste-get. Den zinkfattiga slaggen minskar zinkkoncentrationen för slaggen i smältsteget, varvid slaggen därmed bibehäller sin viskositet. Tillsats av färdig smält het slagg fordrar 30 ingen extra energi för uppvärmning eller smältning. Slagg kan äterföras i sädan mängd att en s.k. mättningsgräns för zink i slagg uppnäs. Mättningsgränsen begränsas av slaggens viskositet. En zinkhalt pä ca 25% utgör mättningsgräns för ett flertal zinkkoncentrat. Slagg frän slaggbehandlings-35 ugnen kan transporteras kontinuerligt tili smältugnen eller t.ex. med skänk.
Fumingen dvs. reduktionen av Zn ur slaggen kan genomföras 6 i en normal fuming ugn, i en el-ugn, i en ugn med lansar eller nägon annan för en reduktionsprocess lämplig ugnstyp.
Zinken uttas med avgaserna ur slaggbehandlingsugnen som 5 flyktig metallisk Zn. Zinken kan oxideras tili ZnO och avskiljas elektrolytiskt i en elektrolysprocess eller kondenseras direkt ur avgaserna i en "splash" kondensor.
Enligt uppfinningen kan behovet för reduktionsmedel och 10 bränsle för zinkprocessen minskas betydligt genom att utföra zinkoxidreduktionen i tvä steg. I det första steget reduceras slaggen tili en zinkhalt pä 5 - 15 % fördelaktigt tili ca 10%. Reduktion ned tili 5 - 10% zink gär mycket fort och är lätt att genomföra dessutom är behovet av 15 reduceringsmedel betydligt mindre vi höga zinkhalter än vid zinkhalter under 5%.
En del av slaggen frän det första reduktionssteget ätercir-kuleras tili smältugnen och enbart endel t.ex. 25 - 50% av 20 slaggen förs vidare tili ett andra reduktionssteg, för att där reduceras tili en zinkhalt < 2%. Slaggmängden i det andra reduktionssteget är betydligt mindre än i det första reduktionssteget. Slaggmängden i det andra reduktionssteget är en funktion av sligens Fe eller Si02 hait. Dä endast en 25 liten slaggmängd reduceras tili läg zinkhalt blir behovet av reduktionsmedel betydligt mindre än om hela slaggmängden frän det första reduktionssteget skulle reduceras tili läg zinkhalt. Ur det andra reduktionssteget fäs en utät neutral silikatslagg, dvs en slagg som inte lätt reagerar 30 och som därmed är lätt deponerbar och som kan utnyttjas för olika ändamäl.
För att undvika skänktransport, föresläs enligt en fördelak-tig utformning av uppfinningen, en sammanbyggnad av smältug-35 nen med slaggbehandlingsugnen. Slaggbehandlingsugnen konstrueras sä att en kontinuerlig äterföring av slagg frän fumingdelen tili smältugnen kan ästadkommas likaväl som transport av slagg frän smältugnen tili slaggbehand-
II
90789 7 lingsugnens Inloppsdel.
Det har visat sig att man enligt uppfinningen erhäller en miljövänlig process, som ocksä har energimässiga fördelar.
5 Om uppfinningen tillämpas i en process med elektrolytisk zinkutvinning förenklas processen, genom att det sura lakningssteget och järnutfällningssteget elimineras, emedan järnet förblir i slaggen. Och som ytterligare fördel fär man enligt det nya förfarandet en utät neutral lätt deponer-10 bar slagg. I jämförelse med ISP processen erhäller man enligt uppfinningen ett förfarande för utvinning av zink, som har en mindre koi- eller kolväteätgäng. Med förfarandet enligt uppfinningen kan även zinkrika koncentrat utnyttjas utan tillsats av stora mängder slaggbildande komponenter.
15
Uppfinningen beskrivs närmare i det följande under hänvis-ning till bifogade figurer i vilka
Fig. 1 visar ett principschema över ett förfarande enligt 20 uppfinningen
Fig. 2 visar en tvärsektion av en kombinerad smält- och slaggbehandlingsugn sedd uppifrän,
Fig. 3 visar snitt A-A av ugnen i Fig. 2,
Fig. 4 visar snitt B-B av ugnen i Fig. 2, och 25 Fig. 5 visar snitt C-C av ugnen i Fig. 2.
I figur 1 är 10 smältugnen där zinkkoncentrat, som inmatas via ett inlopp 12 smältes och förslaggas medelst luft eller annan syreinnehällande gas, som inmatas via intag 14.
30 Svaveldioxid innehällande avgaser avgär frän smältugnen genom ett utlopp 16. En del ZnO och eventuellt PbO kommer att avgä med avgaserna. Mängden ZnO och ev. PbO i avgasen är beroende av zinkkoncentratet och luftmängden. Slagg, som bildas i smältugnen, leds via kanal 18 till slaggbehan-35 dlings- eller fumingugnen 20. I fumingugnen reduceras slaggen medelst kol eller kolväten, som injiceras via dysor 22. Värmet i fumingugnen uppehälls genom partialför-bränning med luft eller syreinnehäl lande gas, som även 8 inmatas via dysorna 22. Zinkoxid reduceras till metallisk zink, som vid fuming-temperaturen är flyktig och avgir frin fumingugnen med de reducerande gaserna via ett utlopp 28. De avgiende gaserna bestir huvudsakligen av CO, C02 5 eventuellt H2 och H20 om kolväten använts vid reduktionen.
Bide Zn eller ZnO kan ingi i avgaserna frin fumingsteget. Vid lägre temperaturer oxideras zink till zinkoxid. Enligt processen, som schematiskt visas i figur 1, oxideras gaserna 10 och metallerna i avgaserna genom tillförsel av luft till avgaserna i utloppet 28. Luften inmatas via intag 26. De oxiderade avgaserna leds därefter till en värmeitervin-ningsanläggning 30. ZnO leds vidare till elektrolytisk Zn utvinning.
15
Om zinken skall tas ut som metallisk zink strävar man till att hilla avgasernas temperatur si hög att reaktionsjämvik-ten gynnar Zn framom ZnO. Avgaserna, som innehiller metallisk zink, leds därefter snabbt via ett kort utlopp till 20 en "splash"-kondensor, för kondensering av zinkingorna.
I vissa fall är det önskvärt att uttaga zink som zinkoxid och di liter man zinken oxideras i eller efter fumingugnen. Zinkoxiden kan sedan ledas till en elektrolysprocess för 25 utfällning av zinken.
Zinkoxid som fis frin gasströmmen är mycket lämplig som material för lakning i en elektrolysprocess. Zinkoxiden kan i detta fall lakas med neutrallakning och och fordrar 30 ej sur lakning sisom traditionell zink utvinning med elektrolys. Lakresten är fullt neutral. Beroende pi utgings koncentratet kan lakresten till stor del besti av PbS04, som är lämplig för vidare förädling. Vid förfarandet enligt uppfinningen undgir man jarositbildning vid lakningen 35 emedan järnoxiden förblir i slaggen i fumingugnen.
Slaggen i fumingugnen reduceras i ugnen närmast till en fayaliteslagg med en zinkhalt pi 5 - 15%. Enligt schemat i
II
90789 9
Fig. 1 ätercirkuleras en del av den reducerade slaggen frän fumingugnen till smältugnen via kanal 32. Den äter-cirkulerade slaggen bidrar till att öka slaggvolymen i smältugnen, vilket underlättar smältning och förslaggning 5 av zinkkoncentrat. Vid förslaggning av slig med hög zink-halt, som skulle ge slagg med > 25% zink, förslaggas bidrar ätercirkulationen fördelaktigt tili att minska zinkkoncen-trationen i slaggen i smältugnen.
10 En äterföring av slagg frän fumingsteget tili smältsteget medför alltsä en förenkling av själva smältprocessen. Slaggen som äterförs behöver ej vara säsom tidigare föresla-gits fullt zinkfri utan kan t.ex. innehälla 10% zink.
Detta ä sin sida betyder att en fuming till denna zinkkon-15 centration i reduktionssteget fordrar väsentligt mycket mindre reduktionsmedel än vid traditional1 fuming till ca.
1% zink.
En adra del av den reducerade slaggen leds frän fumingugnen 20 via en kanal 34 tili ett andra reduktionssteg 40. I det andra reduktionssteget reduceras slaggen tili en zinkhalt < 5%, fördelaktigt < 2% och tas därefter ut som neutral silikatslagg. Avgaserna frän det andra reduktionssteget 40 kan behandlas pä samma sätt som avgaserna frän det första 25 reduktionssteget. Avgaserna kan behandlas var för sig eller gemensamt.
Om det i en traditionell fumingprocess ätgär ca. 1,5-2 kg kol/kg Zn vid reduktion till ca, 1 % zink i slaggen, 30 kan man med en fumingprocess enligt uppfinningen komma ner tili ca 0,5 kg koi/ kg Zn.
Koppar och ädelmetaller, som kömmit tili fumingugnen genom oförbrända sulfider frän primärinmatningen tili smältugnen 35 eller genom tillsats av sulfider tili själva fumingproces-sen, äterfinnes i en skärsten, som kan tappas frän fumingug-nens botten via ett uttag 42 i fumingugnen 40 eller via ett uttag 36 ur fumingugnen 20.
10 I figurerna 2-5 visas schematiskt en del av en fördelaktig kombinerad ugn för smältning och fuming av zinkslig enligt uppf inningen. I figur 2, som visar ugnen uppifrän, betecknar 5 10 smältugnsdelen och 20 slaggbehandlingsugnen. Smältugnens och slaggbehandlingsugnens gasutrymmen är avskilda frän varandra medelst en mellanvägg 15. Mellanväggen 15 sträcker sig ner i själva slaggskiktet i smältugnen säsom visas i figur 3 och 4. En spalt 17 under mellanväggen i slaggskiktet 10 utgör en förbindelse mellan ugnarna. Slaggskiktena i smältugnen och slaggbehandlingsugnen är avskilda medelst en andra mellanvägg 19.
Slaggbehandlingsugnen är delad medelst en tredje mellanvägg 15 21 i en inloppsdel 23 och en fumingdel 25. Slaggnivän a i smältugnen är pä en högre än slaggnivän b i inloppsdelen 23, varvid ett avsnitt 19' i mellanväggen 19 bildar ett överfall för slagg frän smältugnen tili inloppsdelen.
20 Mellanväggen 21 i slaggbehandlingsugnen avskiljer gasutrym-mena och en stor del av slaggskiktena i inloppsdelen och fumingdelen fr&n varandra. En spalt 27 under mellanväggen 21 utgör en förbindelse mellan slaggskikten i de olika delarna.
25
In i fumingdelen injiceras genom dysor 22 fint koi eller kolväten för reducering av slaggen. Luft eller annan syreinnehällande gas injiceras även genom dysorna 22. Injiceringen av gaser höjer slaggnivän c i fumingdelen sä 30 att den blir högre än slaggnivän a i smältugnen. Mellanväggen 19 kommer därför i ett avsnitt 19'' mellan fumingdelen och smältugnen att funktionera som ett överlopp för slagg frän fumingugnen tili smältugnen. Skillnaderna i slaggnivä mellan ä ena sidan smältugnen och inloppsdelen och ä andra 35 sidan fumingugnen och smältugnen möjliggör en kontinuerlig transport av slagg mellan ugnarna.
Exempel
II
90789 11 I en anläggning av den i figur 1 beskrivna typen utvinnes zink ur en zinkslig innehällande 53% Zn, 10% Fe och 1-2%
Si02 .
5 Zinkslig oxideras och förslaggas i en smältugn tili en slagg innehällande ca. 25 % zink. Den erhällna slaggen leds tili ett första reduktionssteg, varvid slaggen reduce-ras tili en zinkkoncentration p& ca 10%. En stor del av den reducerade slaggen ätercirkuleras tili smältugnen.
10
Enbart ca 145 kg zink per ton slig kan förslaggas dä max koncentrationen zink i slagg är kring 25%. Vid reduktion tili 10 % zinkhalt avdrives ca 100 kg zink. För reducering av 450 kg zink per ton slig fordras därför en ca fyrfaldig 15 cirkulation av slagg frän reduktionssteget tili smältugnen, varvid 4 x 100 kg zink kan avdrivas i det första steget. Den resterande 10%:en zinkoxid i slaggen frän det första reduktions-steget reduceras i ett andra reduktionssteg till ca 1 % zink.
20
Vid exemplet användes ett reduktionsmedel vars ätgäng är ca 1,3 - 1,5 kg /kg Zn vid reduktion i ett enda steg tili zinkkoncentrationer pä 1 - 2 %. Atgängen reduktionsmedel per kg Zn ligger vid reduktion tili zinkkoncentrationer > 25 10 % pä en betydligt lägre nivä ca 0,3 - 0,4 kg reduktionsmedel per kg Zn.
I det ovan relaterade exemplet blir dä ätgängen 400 kg x 0,35 kg red.medel/ kg Zn = 140 kg red.medel 30 45 kg x 1,4 kg red.medel/ kg Zn = 63 kg red.medel 445 kg Zn 203 kg red.medel
Enligt exemplet kan vi alltsä uppnä reduktion av zink med 35 203 kg red.medel / 445 kg Zn = 0,45 kg red.medel / kg Zn.
. Uppfinningen är icke begränsad tili de ovan med hänvisining tili bifogade ritningar eller exempel beskrivna utförings- 12 former, utan utförandet av densamma kan givetvis varieras pä mängahanda sätt lnom ramen för den i efterföl jande patentkrav angivna uppfinningstanken.
Vid smältning av ett ton slig förslaggas ca 45 % av zinken. 5 Den smälta slaggen med ca 450 kg zink transporteras tili det första reduktionssteget. I det första reduktionss-teget reduceras slaggen til 10% zinkkoncentration. med ca 450 kg Zn per ton slig. 10% av zinken, dvs. ca 45 kg, förblir i slaggen och leds tili det andra reduktionssteget 10 för reduktion tili ca 1% Zn i slaggen.
li
Claims (13)
1. Förfarande för behandling av zinkslig för utvinning av 5 zink, vilket förfarande omfattar - ett smältsteg vid vilket zinkslig oxideras och smältes under tillförsel av luft eller syre innehällande gas, sä att svaveldioxid avgär och bildad zinkoxid förslaggas, - ett smältsteget päföljande fumingsteg vid vilket den vid 10 smältsteget bildade slaggen reduceras under tillförsel av reducerande medel säsom koi eller kolväten, sä att en bl.a. kolmonoxid, koldioxid och metallisk zink innehällande reducerande gas avgär, - slagg tappas ur fumingsteget och 15. en del av den vid fumingsteget avtappade slaggen direkt ätercirkuleras tili smältsteget, för att uppfänga zinkoxiden i slaggen i smältsteget, kännetecknad därav, att en del av den vid smälsteget bildade slaggen reduceras i tvä 20 pä varandra följande fumingsteg, sä att - slagg frän smältsteget reduceras i ett första fumingsteg tili en zinkhalt pä mellan 5 - 15 %, - en del av den tappade reducerade slaggen frän det första fumingsteget äterförs tili smältsteget och 25. en andra del av den tappade reducerade slaggen leds vidare tili ett andra fumingsteg där slaggen reduceras tili en zinkhalt < 5 %.
2. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav att 30 slagg reduceras i det första fumingsteget tili en zinkhalt > 10 %.
3. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav att reducerad slagg frän det första fumingsteget tillföres 35 smältsteget i sädan mängd att slaggen förblir av lämplig konsistens, fördelaktigt tillföres slagg i en sädan mängd att zinkhalten ej överskrider 25%.
4. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav att över hälften av den reducerade slaggen frän fumingsteget ätercirkuleras tili sraältsteget.
5 5. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav att slagg reduceras i det andra fumingsteget tili en zinkhalt < 2%.
6. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav att 10 het slagg frän det första fumingsteget ätercirkuleras tili smältsteget.
7. Förfarande enligt patentkrav 6, kännetecknat därav att slagg inmatas kontinuerligt frän en smältugn tili en 15 fumingugn och ätercirkuleras kontinuerligt frän fumingugnen tili smältugnen.
8. Förfarande enligt patentkrav 7, varvid behandlingen av zinkslig utföres i en smältugn och en slaggbehandlingsugn, 20 där smältdelen medelst en mellanvägg avskilts frän slaggbe-handlingsdelen kännetecknat därav att - slaggytan i smältugnen hälls pä minst samma nivä som motsvarande slaggyta i slaggbehandlingsugnens inloppsdel, 25. slagg leds via ett överlopp frän smältugnen tili slaggbehandlingsugnens inloppsdel, varvid inloppsdelen är avskild frän den egentliga fumingdelen medelst en mellanvägg, - slagg leds via en spalt under mellanväggen frän inloppsdelen tili den egentliga fumingdelen, 30. zinkoxid reduceras i fumingdelen tili zink, - slaggytan i den egentliga fumingdelen höjs medelst inji-cering av den gas som fumingprocessen erfordrar tili en högre nivä än slaggytan i smältugnen, - en del den reducerade slaggen frän fumingdelen leds via 35 ett andra överlopp frän fumingdelen tili smältugnen och att - en andra del av den reducerade slaggen leds tili ett andra fumingsteg. li 90789
9. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav att vid det första fumingsteget bildad zink och reducerande gaser efterförbränns för erhällande av zinkoxid. 5
10. Förfarande enligt patentkrav 9, kännetecknat därav att efterförbränningen sker i fumingugnen ovanför slaggskiktet, varvid endel av det vid förbränningen bildade värmet kan tillgodogöras fumingprocessen. 10
11. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav att gaser ur fumingdelen leds tili en "splash"- eller stänk-kondenser för tillvaratagande av metallisk zink. 15
12. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav att utät neutral deponerbar silikat slagg uttas ur det andra fuming steget.
13. Anordning för behandling av zinkslig, vilken omfattar 20 en smältugn (10) och en vid smältugnen anordnad slaggbehand-lingsugn (20) varvid en mellanvägg (15) avskiljer smältug-nens och slaggbehandlingsugnens gasutrymmen frän varandra och en andra mellanvägg (19) avskiljer slaggskikten frän varandra 25 kännetecknad därav att - slaggbehandlingsugnen (20) är medelst en frän ugnens tak nedät riktad mellanvägg (21) avdelad i en inloppsdel (23) och en egentlig fumingdel (25), mellanväggen (21) är anordnad sä att inloppsdelens och fumingdelens övre gasut- 30 rymme och övre slaggskikt är avskilda frän varandra och att en förbindelse (27) mellan inloppsdelen och fumingdelen huvudsakligen bildas i ugnens nedersta del, - ett överlopp anordnats i mellanväggen (19') mellan smältugnen och inloppsdelen, sä att slagg kan strömma frän 35 smältugnen där slaggnivän (a) är högre än slaggnivän (b) i inloppsdelen, tili inloppsdelen, och att - ett andra överlopp anordnats i mellanväggen (19’ ') mellan den egentliga fumingdelen och smältugnen, sä att reducerad slagg kan strömma till smältugnen frän fumingdelen, där slaggnivän (c) höjts över smältugnens slaggnivä (a) medelst injicering av luft, koi eller ev. kolväten via intag (22) i fumingdelen. Il 90789
Priority Applications (8)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI895358A FI90789C (sv) | 1989-11-10 | 1989-11-10 | Förfarande och anordning för behandling av zinkslig |
AU65764/90A AU638765B2 (en) | 1989-11-10 | 1990-11-01 | Method and apparatus for treating zinc concentrates |
US07/609,531 US5131944A (en) | 1989-11-10 | 1990-11-06 | Method and apparatus for treating zinc concentrates |
EP90870210A EP0427699B1 (en) | 1989-11-10 | 1990-11-08 | Method and apparatus for treating zinc concentrates |
DE69016593T DE69016593T2 (de) | 1989-11-10 | 1990-11-08 | Verfahren und Vorrichtung zum Behandeln von Zinkkonzentraten. |
NO904873A NO177435C (no) | 1989-11-10 | 1990-11-09 | Fremgangsmåte og anordning for behandling av sinkslig |
CA002029644A CA2029644A1 (en) | 1989-11-10 | 1990-11-09 | Method and apparatus for treating zinc ore concentrates |
US07/829,236 US5192487A (en) | 1989-11-10 | 1992-02-03 | Apparatus for treating zinc concentrates |
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI895358 | 1989-11-10 | ||
FI895358A FI90789C (sv) | 1989-11-10 | 1989-11-10 | Förfarande och anordning för behandling av zinkslig |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
FI895358A0 FI895358A0 (sv) | 1989-11-10 |
FI90789B true FI90789B (sv) | 1993-12-15 |
FI90789C FI90789C (sv) | 1994-03-25 |
Family
ID=8529326
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
FI895358A FI90789C (sv) | 1989-11-10 | 1989-11-10 | Förfarande och anordning för behandling av zinkslig |
Country Status (7)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5131944A (sv) |
EP (1) | EP0427699B1 (sv) |
AU (1) | AU638765B2 (sv) |
CA (1) | CA2029644A1 (sv) |
DE (1) | DE69016593T2 (sv) |
FI (1) | FI90789C (sv) |
NO (1) | NO177435C (sv) |
Families Citing this family (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB9305560D0 (en) * | 1993-03-18 | 1993-05-05 | Univ Birmingham | Method of recovering zine |
US5443614A (en) * | 1994-07-28 | 1995-08-22 | Noranda, Inc. | Direct smelting or zinc concentrates and residues |
CN101580901B (zh) * | 2008-05-15 | 2012-09-12 | 甘肃世恒有色资源再利用有限公司 | 采用含锌渣料提炼锌的方法 |
CN110129583B (zh) * | 2019-05-31 | 2024-02-27 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 火法炼锌系统 |
CN113774230A (zh) * | 2021-09-08 | 2021-12-10 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 锌精矿冶炼装置和锌精矿冶炼方法 |
Family Cites Families (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SE396967B (sv) * | 1975-08-25 | 1977-10-10 | Boliden Ab | Forfarande for kontinuerlig avrykningsbehandling av metallurgiska slagger |
DE2655397C2 (de) * | 1976-12-07 | 1987-04-23 | Gosudarstvennyj naučno-issledovatel'skij institut cvetnych metallov GINCVETMET, Moskau/Moskva | Verfahren zur kontinuierlichen Verarbeitung von Buntmetallrohstoffen mit gleichzeitigem Ausbringen aller wertvollen Komponenten |
US4741770A (en) * | 1985-04-03 | 1988-05-03 | Cra Services Limited | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone |
DE3514717A1 (de) * | 1985-04-24 | 1986-10-30 | Klöckner-Humboldt-Deutz AG, 5000 Köln | Verfahren und vorrichtung zur gewinnung von zinkoxiden aus feinkoernigem sulfidischem zinkkonzentrat mittels pyrometallurgischer schmelzbehandlung |
CA1308918C (en) * | 1985-11-19 | 1992-10-20 | John Millice Floyd | Top submerged lancing reactor and direct smelting of zinc sulphide materials therein |
-
1989
- 1989-11-10 FI FI895358A patent/FI90789C/sv not_active IP Right Cessation
-
1990
- 1990-11-01 AU AU65764/90A patent/AU638765B2/en not_active Ceased
- 1990-11-06 US US07/609,531 patent/US5131944A/en not_active Expired - Fee Related
- 1990-11-08 DE DE69016593T patent/DE69016593T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1990-11-08 EP EP90870210A patent/EP0427699B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1990-11-09 CA CA002029644A patent/CA2029644A1/en not_active Abandoned
- 1990-11-09 NO NO904873A patent/NO177435C/no unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
FI895358A0 (sv) | 1989-11-10 |
DE69016593T2 (de) | 1995-09-07 |
AU6576490A (en) | 1991-05-16 |
CA2029644A1 (en) | 1991-05-11 |
NO177435B (no) | 1995-06-06 |
EP0427699A1 (en) | 1991-05-15 |
NO904873D0 (no) | 1990-11-09 |
FI90789C (sv) | 1994-03-25 |
NO177435C (no) | 1995-09-13 |
US5131944A (en) | 1992-07-21 |
NO904873L (no) | 1991-05-13 |
AU638765B2 (en) | 1993-07-08 |
EP0427699B1 (en) | 1995-02-01 |
DE69016593D1 (de) | 1995-03-16 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US4741770A (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
US8133295B2 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
CA1279198C (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
US6270554B1 (en) | Continuous nickel matte converter for production of low iron containing nickel-rich matte with improved cobalt recovery | |
FI90789B (sv) | Förfarande och anordning för behandling av zinkslig | |
US20050199095A1 (en) | Method for producing blister copper | |
CN113817924A (zh) | 一种铜浮渣熔炼生产粗铜的方法及其熔炼装置 | |
WO2015173472A1 (en) | A method of converting copper containing material | |
AU592398B2 (en) | Oxidation-reduction smelting of zn ores | |
US5849061A (en) | Process for refining high-impurity copper to anode copper | |
EP0641394B1 (en) | Oxygen smelting | |
US4421552A (en) | Dead roast-oxide flash reduction process for copper concentrates | |
US5192487A (en) | Apparatus for treating zinc concentrates | |
Victorovich et al. | Direct production of copper | |
CA1204598A (en) | Procedure for producing lead bullion from sulphide concentrate | |
US3773494A (en) | Smelting of copper sulphide concentrates with ferrous sulphate | |
AU683452B2 (en) | Method of recovering zinc | |
US4388111A (en) | Process for the recovery of lead from a lead-bearing sulfide concentrate | |
RU2100459C1 (ru) | Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы | |
ZA200409879B (en) | Method for producing blister copper. |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
BB | Publication of examined application | ||
PC | Transfer of assignment of patent |
Owner name: FOSTER WHEELER ENERGIA OY |
|
MM | Patent lapsed | ||
MM | Patent lapsed |
Owner name: FOSTER WHEELER ENERGIA OY |