BG60721B1

BG60721B1 - Метод за получаване на леснолетливи метали като цинк, олово и кадмий от сулфидни суровини

Info

Publication number: BG60721B1
Application number: BG97751A
Authority: BG
Inventors: Timo Talonen; Heikki Eerola
Original assignee: Outokumpu Research Oy
Priority date: 1992-05-20
Filing date: 1993-05-19
Publication date: 1996-01-31
Also published as: US5403380A; ZA933339B; BG97751A; RU2091496C1; FI922301A0; FI922301L; CA2096665A1; EP0570942B1; BR9301940A; ES2124753T3; DE69322198T2; RO109954B1; MX9302903A; CA2096665C; KR930023477A; FI93659C; AU664442B2; CN1037531C; EP0570942A1; CN1080325A

Abstract

Методът се прилага в производството на леснолетливи метали от сулфидни суровини, получени по пирометалургичен метод. Той включва подаване на цинков сулфиден концентрат в стопилка от мед чрез газ носител при атмосферно налягане и температура от 1450до 18000с така, че цинкът, оловото и кадмият да преминат в летливо състояние, а желязото и медта даостанат в стопено състояние или във формата на метално-сулфиден щайн, образуван от пещта.

Description

Изобретението се отнася до метод за получаване на цинк, кадмий, олово и други лесно летливи метали от сулфидни суровини при пирометалургични процеси.

При производството на цинк по пирометалургичен метод се използват главно методи, при които сулфидната руда или концентратът първоначално се превръщат в оксидна форма чрез пържене, след което цинкът и другите благородни метали сс редуцират с въглеродсъдържащо вещество.

От литературата /1/ е известна редукцията окислена цинково-желязна руда, съдържаща мед, сребро и/или злато в дъгова електропещ при температура под 1450°С до щейн и шлака, практически несъдържаща цинк и пари от метален цинк. Съгласно нивото /1/ захранващата суровина се състои от сулфидна сяра или сулфидната суровина се подава в пещта в такова количество, че да се образува щейн, в който са разтворени поне част от желязото и от медта, среброто и златото. Получените цинкови пари кондензират, при което се получава плътен стопен метал.

Известен е и метод /2/, при който смес от съдържаща цинков оксид суровина и ситно смлени въглища се изсипва в стопилка от мед или медна сплав и се потапя с помощта на подходящо съоръжение. Стопилката се поддържа при температура от 1900 до 2200°F (около 1038-1204°С), при което цинкът се редуцира и в резултат се получава сплав от мед и цинк. Нсрсдуцираната шлака се оставя да се придвижи до повърхността, след което се отгребва. После сплавта се загрява при атмосферно или понижено налягане при условия, подходящи за редукция, или при неутрални условия, така че по-голямата част от цинка се изпарява, кондензира се и се извлича във формата на плътен метал.

Известен е и друг метод /3/, при който съдържащ основно мед и цинк концентрат, руда или пържилен остатък се нагнетява заедно с флюс, гориво и газ, съдържащ кислород, в баня от стопена шлака. Полученият меден щейн се отделя от шлаката в отделна утаителна пещ. Металният цинк, летливият сулфид или сярата преминават в летливо състояние, след ко ето се извличат. Съгласно този метод количеството газ, съдържащ кислород, е намалено така, че медта, съдържаща се в банята, не се окислява повече до Cu₂S. В медния щейн се концентрират благородни метали.

Описан е и метод /4/, при който цинк, олово и/или кадмий се получават при взаимодействие на сулфидите на споменатите метали и метална мед. Минерален сулфид се редуцира със стопена мед в екстрактор за метал, при което се получава сулфиден щейн (Cu₂S) и сплав на редуцирания метал и медта. Щейнът се подава в конвертор, където с помощта на кислород или въздух се превръща в мед и серен двуоксид. Медта се връща в екстрактора за метал.

От екстрактора за метал металната сплав се въвежда в изпарител, в който летливите метали се изпаряват лесно от стопената медна сплав и получената мед се подава в конвертор или екстрактор за метал. Изпарените метали се кондензират в кондензатор или се подлагат на фракционна дестилация, а цинкът и кадмият се кондензират отделно.

Сплавта може да съдържа от 1 до 17% цинк. Оптималната температура за сплавта, когато излиза от екстрактора за метал, е 1200°С. Сплавта може да се получава при температури до 1450°С. При повишаване на температурата се повишава съдържанието на сяра, а съдържанието на цинк в сплавта се понижава.

Едно явление, което понижава добива от цинк, е изпаряването на цинка от екстрактора за метал. Когато се правят опити за понижаване на количеството цинк, разтворено в щейна, чрез повишаване на температурата, се увеличава количеството цинк, което се изпарява. Подобен ефект се постига, когато газ от серен двуоксид, получен в конвертора, или отработен газ, получен от изгарянето на горивото, се подава в екстрактора за метал.

Известен е метод /5/ за извличане на цветни метали от сулфидни руди. При този метод рудата се разтваря или превръща в стопилка от серен носител, например меден щейн, която циркулира в оборотния цикъл на екстрактора за метал. След това стопилката влиза в контакт с кислород и се окислява, например в конвертор, така че поне част от рудата да се окисли. Носещата стопилка абсорбира отделената топлина и я пренася в ендотермичните места на оборотния цикъл на екстрактора за метал.

Металът, който трябва да се екстрахира, може да бъде цинк или стопен ссрно-меден щейн, като при окисляването медният сулфид от щейна се превръща в мед, която после редуцира цинково-сулфидната руда директно в цинк или когато стопилката съдържа железен сулфид, той се превръща в железен окис, който може след последваща обработка да редуцира цинково-сулфидната руда в цинк. Споменатата последваща обработка включва редукция на железния оксид до метално желязо.

За този метод е характерно, че в него се използва съд с понижено налягане, в който летливият материал се извлича под формата на метал или съответния сулфид, а онечистванията се извличат чрез всмукване. Металът, който сс извлича, може също да бъде калай, като в този случай калаеният сулфид се извлича в летливо състояние. Стопилката циркулира поне частично, като се използва споменатото всмукване чрез нагнетяване на газ в нея, за да се получи локално понижение на плътността в нея.

Тъй като методът се осъществява при понижено налягане, температурата е от 1150 до 1350°С. Топлината, необходима за ендотермичните реакции, които сс провеждат в смесителя и в съда с понижено налягане, се осигурява чрез циркулиране в конвертора на сулфиден щейн, взет в излишък, който се загрява в конвертора или който може допълнително да се загрее с помощта на горелки.

Изобретението се отнася до метод за получаване на леснолетливи метали като цинк, олово и кадмий по пирометалургичен път от сулфидна суровина, като се отделят и други ценни метали, съдържащи се в суровината, а щейнът, образуван в електропещта, се полага на циркулация в реактор за окисление, за да се превърне отново в метална мед, която след това се връща в редукционната пещ. Съгласно изобретението сулфидната суровина се инжектира чрез газ-носител в медната стопилка в редукционната пещ, която работи при атмосферно налягане и температура от 1450 до 1800°С. Посредством медната стопилка цинкът, оловото и кадмият, съдържащи се в концентрата, се превръщат в метална форма, отделят се в газообразно състояние от пещта и кондензират, а ценните метали, желязото и медта в по-голямата си част остават в стопения метал или в металносулфидния щейн, по лучен в пещта.

Изобретението се пояснява с приложените фигури, от които:

фигура 1 представлява графика, показваща съотношението на оловното съдържание в шлаката и щейна като функция от медното съдържание в шлаката;

фигура 2 - съдържанието на цинк в метала и в щейна и съдържанието на сярата в метала като функция от температурата.

Съгласно метода се използва способността на медта на свързва сярата по-лесно от цинка или оловото, което е описано от Фурнет през 1833 година. Кадмият, живакът и среброто също притежават подобна способност. Сулфидите на тези метали взаимодействат при повишена температура със стопената мед, намираща се в пещта, при което протичат следните реакции:

ZnS + 2Cu —> Zn + Cu₂S (1) PbS + 2Cu -g Pb + Cu₂S (2) CdS + 2Cu -> Cd + Cu₂S (3) HgS + 2Cu -> Hg + Cu₂S (4) Ag₂S + 2Cu —> 2Ag + Cu₂S (5)

Редуцирането на цинка и другите метали се провежда при температура, която да е достатъчно висока, за да могат летливите метали да напуснат електрическата пещ в газообразно състояние. Полученият практически несъдържащ цинк меден щейн се извежда от пещта и се въвежда в реактор за окисление, в който той се окислява отново до мед и се връща в електрическата пещ. Газът, съдържащ на практика само цинк в парообразна форма, се кондензира съгласно известните методи до течен метал.

Поради високата температура количеството цинк, разтворено в медта, е малко. Това обаче не е от значение при този метод, тъй като практически медта не се извличат пещта, а се използва в реакции с метални сулфиди, които трябва да бъдат редуцирани.

Долната граница на стопилката в електрическата пещ се определя в зависимост от желания добив на цинк. При проведени лабораторни опити отделянето на цинк в газа при 1300°С, след като съдържанието му в медта достигне точката на насищане, е около 55%, при 1400°С съответно е около 84% и при 1500°С - над 99%. Следователно, за едно приемливо извличане на цинк е необходима минимална температура от 1450°С на стопилката в елект ричсската пещ.

Горната граница на стопилката се определя от устойчивостта на материалите, от които е изработена електрическата пещ. На практика устойчивостта на високи температури на облицовъчния материал ограничава използваната в метода температура - под 1800°С.

Съдържанието на сяра в получения цинк се повишава заедно с повишаването на температурата. При проведените опити съдържанието на сяра в цинка, извлечен от газа, е 0,004% при 1400°С и 0,02% при 1500°С.

Оловото от стопилката преминава в летливо състояние значително по-слабо от цинка, тъй като то има по-ниско налягане на парите. По-специално в смесени концентрати, съдържащи освен цинк и олово, съотношението между количеството на оловото и цинка може да бъде толкова високо, че независимо от високото съдържание на олово в сплавта парциалното налягане на оловото да не бъде достатъчно високо за изпаряването му. По-специално при ниски температури в електрическата пещ се акумулира голямо количество олово, разтворено в медта. Над точката на топене на медта оловото и медта се смесват напълно.

За да се поддържа съдържанието на олово в щейна и в метала в електрическата пещ на ниско ниво при провеждане на метода при умерени температури, летливостта на оловото може да бъде ускорена чрез продухване на стопения метал, намиращ се в пещта, с инертен газ, например азот. Така оловото от стопилката може да премине в летливо състояние заедно с газа носител при ниско налягане на парите. Цинкът под формата на газ също се използва като газов носител на оловото. Необходимото количество газ за продухването зависи от количествата олово и цинк, съдържащи се в концентрата.

Използването на газ за продухване е предимство, когато се третира концентрат, съдържащ само цинк, защото се постига, вече при ниска температура, добив на цинк, който иначе би изисквал използването на по-висока температура.

В един непрекъснат метод, при който в електрическата пещ непрекъснато се подава олово и се нагнетява сулфиден концентрат, съдържанието на цинк в щейна и медта е по-високо, отколкото в периодичния метод. В непрекъснатия метод щейнът може да напуска електричес ката пещ през специална утаителна зона и зона за изпаряване, където медните капки, съдържащи се в щейна, се извличат, а оловото и цинкът, които се съдържат в щейна, се спускат надолу чрез изпаряване с инертен газ.

Когато се използва споменатият промиващ газ, за предпочитане е той да се използва и като газ носител, с помощта на който рудата или концентратът се нагнетяват в стопената медна баня. Ако се нагнетява едно по-голямо количество газ, оловото и цинкът в сулфидния щейн и в медта се отделят, но от друга страна това води до затруднение при извличането на металите от газа, тъй като той ги разрежда.

Един обичаен начин за получаване на цинк по пирометалургичен метод е да се редуцира окисна или изпържена руда или концентрат с въглерод или друго въглеродно вещество. При този метод цинкът се изпарява и излиза от реактора в газообразна форма заедно с носещия газ, съдържащ въглероден оксид или въглероден двуоксид.

Z_(i, ⁺ C02.„-+ZnO_(s, + CO₍„ (6)

Този недостатък се отстранява, когато газът се охлажда много бързо, за да няма време за извършване на окислението съгласно реакция (6). Бързото охлаждане може да се проведе, като се използва стопен цинк, който се нагнетява в газа или за предпочитане с помощта на стопено олово, като в този случай кондензиращият цинк се разтваря в оловото и неговата активност се понижава. Като втори етап цинкът може да бъде извлечен от оловото чрез охлаждане.

В метода съгласно изобретението цинкът напуска реактора само под формата на цинкови пари, които освен цинк съдържат практически други леснолетливи метали, които се редуцират от медта. Ако се използва инертен газ носител, като например азот, при подаване на суровината в реактора газът, който напуска реактора, съдържа същия газ, но той не съдържа газообразни съединения, които практически са носители на кислорода. Следователно, проблемът за окисляване на цинка, който е обичаен при стандартните пирометалургични методи, не съществува в този метод. Цинкът и другите летливи метали могат да бъдат извлечени по известни методи чрез охлаждане на газовете така, че те да се кондензират.

При пирометалургичните методи за получаване на цинк суровият цинк, който се получава, съдържа също и олово и кадмий. Суровият цинк често се пречиства чрез извличане на посочените примеси с помощта на фракционна дестилация. По метода от Ню Джърси суровият цинк се дестилира в две последователно свързани колони, където освен другите метали се отделят и олово, цинк и кадмий.

Консумацията на енергия при фракционната дестилация на цинка е висока, около 7 GJ/t цинк. По-голямата част от енергията отива за изпаряването на цинка в дестилационните колони.

При метода съгласно изобретението цинкът съществува на практика само във формата на пари или смесени с инертния газ носител цинкови пари и следователно може да бъде въведен в дестилационната колона директно от реактора, без първоначално кондензиране до течно състояние. Повторно окисляване на цинка не се извършва, тъй като дестилационните колони не съдържат кислород или окисляващи съединения. Така основната част на енергията, която обикновено е необходима за провеждане на дестилацията, може да бъде спестена.

Когато по време на провеждането на опитите суровината, съдържаща цинков сулфид, се подава в медната стопилка в редукционния реактор чрез нагнетяване с инертен газ носител, съдържанието на сяра и на примесите в цинка, който се кондензира от изходящите газове от реактора, е по-високо, отколкото при опитите, които се провеждат, без да се използва газ носител. Това отчасти се дължи на факта, че газът носител улавя нереагиралите метални сулфиди и те преминават заедно с него в реактора за кондензиране на цинк. При повишаване на количеството газ, излизащо от реактора, се повишава и количеството сяра и метални сулфиди, които се изпаряват и отделят от суровината и щейна във формата на газове.

Поради просмукване на въздух в електрическата пещ или в газовите тръби, може да проникне кислород, който заедно с металите образува метални оксиди с висока точка на топене.

В реактора за кондензиране на цинк споменатите онечиствания образуват шлака с твърда консистенция или отделен пласт сто пилка върху цинка. Те се отстраняват по обичайните методи и се връщат в реактора за редуциране или в конвертора.

Ако газът бъде отведен директно от редукционната пещ в дестилационната колона, тези онечиствания могат да причинят блокиране на тарелките на дестилационната колона или по някакъв друг начин да попречат на нейната нормална работа. За да се избегнат тези затруднения, газът може да бъде очистен непосредствено преди въвеждането му в дестилационната колона чрез нагнетяване със стопен метал, който съдържа олово и/или цинк. Температурата в камерата за нагнетяване се регулира така, че да бъде достатъчно висока и да не може цинкът, съдържащ се в газа, практически да се кондензира от него, а вместо него - онечистванията и част от оловото, съдържащо се в газа, да се присъединят към оловния и/или цинков поток, циркулиращ в концентрата.

Част от отстранените онечиствания образуват твърда шлака на повърхността на стопения метал, намиращ се в камерата, и тя се отстранява по известни методи. Част от нея се разтваря в стопения метал или образува на повърхността му отделен стопен слой, който е неразтворим или съвсем слабо разтворим в метала. От промивния реактор очистения газ се въвежда директно в дестилационната колона, където се отделят оловото, цинкът, кадмият и другите летливи метали, съдържащи се в него.

Чрез повишаване на температурата на стопения метал в камерата могат да бъдат намалени количествата цинк и олово, които в зоната за промиване преминават от газа носител в стопилката. В резултат на това добивите от тях след дестилационната колона се повишават. Това е едно предимство, тъй като металите, извлечени чрез дестилация, са по-чисти от тези, които се извличат от описания промивен реактор. Температурата на метала може да бъде повишена до температурана на газа, влизащ в промивния реактор. Долната граница на температурата е точката на кипене на цинка, т.е. около 905°С.

Железният и медният сулфид, съдържащи се в концентрата, не взаимодействат в електрическата пещ, те само се разтварят в щейна. Пиритът освобождава лесноподвижната сяра от молекулата си, която взаимодейства с медта, при което се получава меден сулфид.

Така медта, съдържаща се в концен трата, се събира в медта, циркулираща при провеждането на метода. Тя може да бъде отстранена от циркулационния поток и извлечена или под формата на метал след преминаване през конвертора, или под формата на щейна.

Желязото, съдържащо се в концентрата, се окислява в конвертора. Заедно с подходящи флюси, които се подават в конвертора, например силициев оксид, то образува стопена шлака, която сс отделя като отпадъчен продукт.

Обикновено цинковият концентрат съдържа и малки количества благородни метали. При използваните температури в електрическата пещ налягането на парите на среброто обикновено е достатъчно за изпаряване на цялото количество сребро от концентрата. Обаче разтварянето му в големи количества метал и щейн понижава активността му до такава степен, че значително количество сребро остава нсизпарено. Налягането на парите на златото е толкова ниско, че практически цялото количество злато се разтваря в металната сплав и щейн.

В /6/ се посочва, че според измервания при 1400°К съдържанието на злато в медта, която е в равновесие със сулфидния щейн, е стократно повече отколкото златото, което се съдържа в щейна. При повишаване на температурата се повишава и съдържанието на злато в медта, а се понижава съдържанието му в щейна. Според същия литературен източник съдържанието на сребро в медта при 1400°К е около 2,1 пъти повече от съдържанието на сребро в щейна от меден сулфид.

По метода съгласно изобретението е за предпочитане посочените благородни метали да се концентрират в медта и щейна в електрическата пещ и от време на време да се отделят малки количества метална сплав от пещта, като благородните метали се извличат от нея по известни методи.

Понякога се получават добри резултати, когато непрекъснато се оставя малко количество сплав да изтича от пещта, за да бъдат извлечени благородни метали, съдържащи се в нея и да се отстранят възможните онечиствания, намиращи се в металите отделени от пещта. Това е за предпочитане, ако съдържанието на благородни метали в суровината е изключително високо или концентратът съдържа големи количества вредни примеси. Един такъв вреден пример концентриран в медта е арсенът.

Тъй като суровината често съдържа мал ки количества мед, отстраняването на метална сплав от циркулиращия поток не причинява дефицит в количеството мед, циркулиращо при провеждането на метода, тъй като по този начин медта в концентрата може да бъде отстранен от процеса и след това да бъде използвана.

Благородните метали, разтворени в щейна, отиват в конвертора, където една значителна част от тях се прехвърля в медта (известно от литературата) и заедно с нея - обратно в електрическата пещ.

В някои случаи е за предпочитане да се отдели сулфидния щейн от процеса вместо металната сплав, като в този случай споменатите метали и онечиствания се извличат от сулфидния щейн.

За предпочитане е при осъществяването на метода да не присъства кислород в електрическата пещ в съединения, с които може да попадне в газа и да попречи на кондензирането и дестилацията на цинка. Въпреки че желязото, съдържащо се в захранващата суровина, може да свърже малки количества кислород, като се окисли в шлаката до железен оксид, за предпочитане е медта, получена от конвертора, да съдържа колкото може помалко количество кислород. От друга страна медта трябва да съдържа сяра. Освен това се предпочита продухването в конвертора да бъде прекъснато преди цялото количество щейн да излезе от него и съдържанието на кислород в медта да започне да се увеличава.

В проведените опити медния щейн се продухва с въздух така, че получената черна мед да бъде в равновесие със сулфидния щейн при около 1300°С. Съдържанието на кислород в получената черна мед средно е средно 0,07 %, а съдържанието на сяра е съответно около 1 %.

Сулфидният щейн, който се отстранява от електрическата пещ, се преработва по известни методи, например в конвертора на Пиърс-Смит или за предпочитане в конвертора се подава непрекъснато сулфиден щейн от електрическата пещ, а металната мед се подава непрекъснато от конвертора в електрическата пещ. Количеството щейн, което се отстранява от електрическата пещ, е почти стехиометрично по отношение на количеството сулфид, което се подава в пещта, тъй като щейнът не трябва да циркулира, за да се поддържат ендотермичните реакции. В мето да съгласно изобретението топлината, която се отделя от конвертора, може да се използва за различни цели, например за третиране на ярозитни отпадъци от стари цинкови заводи така, че отпадъците да бъдат превърнати в екологична шлака.

Съдържанието на мед в шлаката, която се образува в конвертора, е толкова високо (най-ниската граница е над 6%), че тя трябва да бъде надробена по метода за очистване на шлаки непосредствено преди отстраняването й като отпадъчен продукт. Като се използва калциево-феритна шлака вместо фаялитна, съдържанието на мед в шлаката от конвертора може да бъде понижено.

За очистване на шлаката се използват известни методи, например редукция с въглероден редуктор в електрическа пещ. Медта или щейнът, получени по метода, могат да бъдат подавани в електрическа пещ за извличане на цинк или в конвертор.

Сулфидният щейн може да бъде окислен в конвертор почти напълно така, че в реактора в крайния етап на превръщане да остане само черна мед и шлака. Съдържанието на кислород в получената черна мед е високо, съдържанието на сяра е по-ниско отколкото в предишния случай и съдържанието на мед в шлаката е високо. Непосредствено предн връщането на медта в електрическата пещ за извличане на цинк съдържанието на кислород в нея може да се понижи, като се използва известен метод, който се провежда в анодна пещ, в която черната мед се редуцира с въглероден редуктор.

Ако суровината съдържа основно олово, съдържанието на олово в щейна и медта се увеличава значително, когато методът е непрекъснат, което се дължи на ниското налягане на парите на оловото. При провеждане на полупромишлени опити, при които се третира концентрат със съдържание на олово, грубо казано равно на 14%, съдържанието на олово в щейна е най-много около 4%, а съдържанието на олово в метала е около 14%. Що се отнася до добивите от олово, фактор, който е от значение е съдържанието на олово в шейна, тъй като той се извлича от пещта по време на конверсията.

За да се получат добри добиви от олово, е желателно конверсията и очистването на шлаката да бъдат контролирани така, че колкото може по-голяма част от оловото, разтворено в шлаката, да бъде върнато в електрическата пещ заедно с медта. Това е възможно например, когато се използва калциево-феритна шлака при провеждането на методи на конверсията.

Изобретението се пояснява с фиг. 1, която представлява графика, отразяваща съотношението на оловното съдържание в шлаката и в щейна при превръщането на съдържащия олово медносулфиден щейн и при очистването на шлаката.

Разпределението на оловото при конверсията зависи от степента на окисление. Съгласно проведените измервания съдържанието на олово в шлаката от конвертора и медта (фигура 1), е такова, че при ниско съдържание на мед в шлаката съдържанието на олово в медта е високо в сравнение с неговото съдържание в шлаката и обратно.

За да се постигне колкото е възможно по-малка загуба на олово в отпадъчните продукти, желателно е да се контролира метода на конверсията така, че съдържанието на мед в образуваната шлака да е възможно найниското. Това се постига, когато както образуваната мед, така и образуваната шлака,са в равновесие по отношение на сулфидния щейн.

Съдържанието на олово в шлаката от конвертора се понижава до минимум, като шлаката се подлага на ефективна редукция в процеса за пречистване на шлака, така че съдържанието на мед в шлаката също да бъде ниско. В описаните опити съдържанието на олово в отпадъчната шлака е около 0,3%, което е възможно най-ниското съдържание на олово.

Изобретението се пояснява с примерите, които следват. Примерите, в които температурата е под 1450°С, са сравнителните примери.

Пример 1. 800 g електролитна мед и 500 g цинков концентрат се поставят в тигел и се загряват в индукционна пещ до 1300°С. Газът, който се образува, се извлича и охлажда, за да се кондензира цинкът, който се съдържа в него. След провеждането на опита тигелът и остатъците, намиращи се в него, че охлаждат и анализират. Резултатите са дадени в следващата таблица.

	Сяра Цинк Мед (мас. %) (мас. %) (мас. %)
Концентрат Метал в тигела	33,8 46 0,8 0,38 13,9

Сулфиден щейн в тигела

23,1

14,9

54,1

Когато същият опит се провежда при 1400°С, се получават следните резултати:

	Сяра (мас.%)	Цинк (мас.%)	Мед (мас.%)
Концентрат	33,8	46	0,8
Метал в тигела	0,65	7,8
Сулфиден щейн
в тигела	22,2	4,8	66
Метал, конден-
зиран от газа	0,001	99
Пример 2. Опитът, описан в пример 1,
се повтаря с тази разлика, че тигелът се загря-
ва до 1500°С. Резултатите са следните:
	Сяра	Цинк	□лово
	(мас.%)	(мас.%)	(мас.%)
Концентрат	31,2	53,3	2,3
Метал	Μ	1,6	2,3
Сулфиден щейн	19,8	0,96	0,59
Метал, конден-
зиран от газа	0,01	99

Пример 3. Опитът, описан в пример 1, се повтаря с тази разлика, че тигелът се загрява до 1600°С. Получени са следните резултати.

	Сяра (мас.%)	Цинк (мас.%)	Мед (мас.%)
Концентрат	33,8	46	0,8
Метал в тигела	0,78	0,34
Сулфиден щейн
в тигела	20,9	0,1
Метал, конден-
зиран от газа	0,01

Съдържанието на цинк в метала и щейна и съдържанието на сяра в метала, е дадено на фиг. 2 като функция на температурата.

Пример 4. В полупромишлена електрическа пещ се подават 300 kg мед. Освен това в нея от предишен опит се съдържат още 200 kg мед. Медта се стопява и температурата се регулира до 1380°С. След това в медта се подава цялото количество от 195 kg концентрат, съ държащ цинк и олово, със скорост на подаване от 57 kg/h чрез нагнетяване през тръба, а използваният газ носител е азот, 87 1/kg концентрат. След приключване на нагнетяването стопилката се анализира. Резултатите са дадени в сладващата таблица.

	Цинк (мас. %)	Сяра (мас. %)
Концентрат	29,3	14,2
Метал	3,75	8,3
Сулфиден щейн	1,7	3,0

Пример 5. Повтаря се опитът от пример 4 с тази разлика, че се стопява допълнително количество от 400 kg мед и температурата се регулира на 1530°С. Общо количество от 210 kg концентрат се нагнетява със скорост на подаване от 41 kg/h. Като газ носител се използва азот около 200 Ι/kg концентрат. Резулта-тите са дадени в таблицата, която следва:

	Цинк (мас. %)	Олово (мас. %)
Концентрат	29,3	14,2
Метал	Μ	5
Сулфиден щейн	0,25	1,75

Пример 6. В полупромишлена електрическа пещ се подават 300 kg мед и температурата се регулира на 1570°С. Общо количество от 320 kg концентрат се нагнетява в пещта със скорост на подаване от 60 kg/h. Като газ носител се използва азот, около 132 Ι/kg концентрат. Резултатите са дадени в таблицата, която следва:

	Цинк (мас. %)	Олово (мас. %)
Концентрат	29,3	14,2
Метал	0,71	9,4
Сулфиден щейн	0,28	2,8

Патентни претенции

Claims

1. Метод за получаване на леснолетливи метали като цинк, олово и кадмий по пи рометалургичен път от сулфидна суровина, като сс отделят и други ценни метали, съдържащи се в суровината, а щейнът, образуван в електропещта, се подлага на циркулация в реактор за окисление, за да се превърне отново в метална мед, която след това се връща в редукционната пещ, характеризиращ се с това, че сулфидната суровина се инжектира чрез газ носител в медната стопилка в редукционната пещ, която работи при атмосферно налягане и температура от 1450° до 1800°С, а посредством медната стопилка цинкът, оловото и кадмият, съдържащи се в концентрата, се превръщат в метална форма, отделят се в газообразно състояние от пещта и кондензират, и ценните метали, желязото и медта в по-голямата си част остават в стопения метал или в металносулфидния щейн, получен в пещта.

2. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че редукционната пещ е електрическа.

3. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че металната стопилка се продухва с помощта на инертен газ.

4. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че металносулфидният щейн се продухва с помощта на инертен газ непосредствено преди преместването му в реактора за окисление.

5. Метод съгласно претенции 3 и 4, характеризиращ се с това, че използваният инертен газ е азот.

6. Метод съгласно претенция 1, харак- теризиращ се с това, че от редукционната пещ към реактора за окисление се подава сулфиден щейн в стехиометрично количество, изчислено по отношение на захранващия сулфид. 5

7. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че летливите цинк и други метали се подават в реактор за кондензиране.

8. Метод съгласно претенция 1, харак-

10 теризиращ се с това, че летливите цинк и други метали се подават в реактор за дестилация.

9. Метод съгласно претенции 1 и 7, характеризиращ се с това, че непосредствено преди подаване на летливите метали в реактора

15 за дестилация, те се инжектират в стопения метал, .съдържащ олово и/или цинк.

10. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че от редукционната пещ или от реактора за окисление се отделя ме-

20 талната стопилка за извличане на благородни метали.