Przedmiotem wynalazku jest sposób odzysku olowiu, miedzi i srebra z materialów olowio¬ nosnych pochodzacych z hutnictwa miedzi, a zwlaszcza z pylów otrzymywanych w wyniku mokrego N odpylania gazów z pieca szybowego do przetopu koncentratów miedzi oraz z pylów konwertorowych otrzymywanych w wyniku odpylania gazów w procesie produkcji miedzi czarnej» Pyly te, to jest pyly z mokrego odpylania gazów z pieca szybowego zwane szlamami szybo¬ wymi - zawieraja z reguly jako podstawowe skladniki: olów-40%, miedz-4%, srebro-0,03%» cynk- 6%, wegiel organiczny - 13%, siarka - 1196, zelazo - 296, krzemionka - 8%, tlenek wapnia - 2,5%. tlenek magnezu - 1,5%, sód - 0,4%, a pyly konwertorowe zawieraja: olów - 50%, miedz - 2%, srebro - 0,06%, siarka - 12%, zelazo - 095%9 krzemionka - 2%, tlenek wapnia - 1%, tlenek ma¬ gnezu - 0,5%t cynk - 4%, przy czym ilosc poszczególnych skladników w procentach wagowych, po¬ dana jest w przyblizeniu* Znaay z polskiego opisu patentowego nr 111 494 sposób przerobu surowców olowionosnych, umozliwiajacy odzysk z tych materialów okolo 80% olowiu i srebra, polega na tym, ze szlamy olo¬ wionosne rozdrabnia sie mechanicznie i obtacza suchymi pylami konwertorowymi oraz bezwodnym weglanem soduj uzytym w ilosci 8-12% wagowych i tak przygotowany material wraz z zelazem, do¬ danym w ilosci 10-15% wagowych w stosunku do masy materialów olowionosnych, przetapia sie w piecu obrotowo-wahadlowym* W pierwszym okresie do czasu odpedzenia i spalenia lotnych substancji organicznych proces prowadzi sie w atmosferze silnie utleniajacej, a piec obraca sie przerywanym ruchem obrotowym, natomiast w drugim okresie piec obraca sie ruchem wahadlowym* Po stopieniu wsadu zawartosc pie¬ ca wylewa sie do kadzi zeliwnej, w której nastepuje oddzielenie olowiu surowego od zuzla* Olów surowy kieruje sie do rafinacji celem uzyskania olowiu handlowego i koncentratu srebra, a zuzel wywozi na zwalowisko.2 138 843 Przedstawiony sposób umozliwia odzysk olowiu i srebra w ilosci okolo 80%, nie pozwala natomiast na odzysk miedzi oraz pozostalych ilosci olowiu i srebra, które przechodza do zuzla.Metale te w ilosciach 4-7% miedzi, okolo 0,0196 srebra i okolo 4% olowiu w stosunku do masy zuzla tracone sa bezpowrotnie, gdyz przerób tego zuzla znana metoda w piecu szybowym, gdzie zuzel stosuje sie jako dodatek do brykietowanych koncentratów miedzi, jest nieoplacalny, 2 polskiego opisu patentowego nr 95 021 znany jest sposób uprzydatniania wysokoweglo- wych szlamów olowiowych do odzysku olowiu w piecu hutniczym, polegajacy na tym, ze szlamy szy¬ bowe prazy sie w piecu obrotowym w temperaturze 450-650°C, wykorzystujac cieplo spalania zwiaz¬ ków organicznych wegla zawartych w szlamie. Prazenie prowadzi sie w przeciwpradzie w atmosfe¬ rze utleniajacej stosujac dmuch powietrza. Uzyskana prazonke przerabia sie na olów w piecu obrotowo-wahadlowym lub innym reaktorze hutniczym. Taki sposób prowadzenia procesu pozwala na odzysk olowiu i renu.Celem wynalazku jest opracowanie sposobu kompleksowego odzysku metali uzytecznych z ma¬ terialów olowionosnych, zwlaszcza ze szlamów szybowych i pylów konwertorowych.Sposób wedlug wynalazku polegajacy na tym, ze szlamy szybowe i pyly konwertorowe, w przyblizonym 3tosunku 2:1, zmieszane z bezwodnym weglanem sodu, dodanym w ilosci 8-12%, prze¬ tapia sie w piecu obrotowo-wahadlowym z dodatkiem zelaza kawalkowego, które wprowadza sie w ilosci 10-15% wagowych w stosunku do masy materialów olowionosnych, przy czym w pierwszym okre¬ sie trwajacym do czasu wysuszenia wsadu, odpedzenia i spalenia lotnych czesci substancji orga¬ nicznych proces prowadzi sie w atmosferze silnie utleniajacej, a piec obraca sie przerywanym ruchem obrotowym, natomiast w drugim okresie trwajacym do czasu stopienia wsadu piec obraca sie ruchem wahadlowym, charakteryzuje sie tym, ze po stopieniu wsadu plynny top o temperaturze 1320-1470 K, bedacy mieszanina olowiu surowego i zuzla, przelewa sie do ogrzewanego odstojnika, po czym do tej mieszaniny dodaje sie krzemionke i/lub siarczek zelaza w takich ilosciach, aby modul tlenkowy zuzla okreslony ilorazem sumy zawartosci tlenku wapnia, tlenku magnezu i sodu do zawartosci krzemionki wynosil nie wiecej niz 1,1, a stopien nasiarczenia okreslony ilorazem zawartosci siarki do sumy zawartosci miedzi, olowiu,cynku i sodu wynosil nie inniej niz 0/35.V trakcie przelewania plynnego topu do odstojnika, jak równiez wprowadzania do nja^o dodatków, odstojnik ogrzewa sie tak, aby temperatura topu wynosila nie mniej niz 1320 K i w tej tempe¬ raturze przetrzymuje top w odstojniku przez co najmniej 10 minut, korzystnie 30 minuti Fo uplywie tego czasu dokonuje sie spustu zuzla odpadowego zawierajacego wagowo ponizej 1% miedzi, ponizej 0,003% srebra i ponizej 1,5% olowiu, a nastepnie spustu kamienia miedziowo-olowiowego o zawartosci, podanej wagowo, miedzi 8-25%, olowiu 6-15%, srebra 0,006-0,015% oraz spustu olo¬ wiu surowego o zawartosci co najmniej 95% wagowych olowiu i okolo 0,05% wagowych srebra.Uzyskany kamien miedziowo-olowiowy przerabia sie znanymi metodami na miedz, srebro i olów, olów surowy kieruje sie do rafinacji, a zuzel odpadowy, jako material nieuzyteczny, usuwa sie z procesu.Sposób wedlug wynalazku pozwala na pelny odzysk metali uzytecznych takich jak miedz, olów i srebro ze szlamów olowiowych, pylów konwertorowych i innych materialów pochodzacych z hutnic¬ twa miedzi, przy czym metale te uzyskuje sie w postaci wysokojakosciowego koncentratu jakim jest kamien miedziowo-olowiowy i odrebnie olowiu surowego, a zuzel z procesu jest praktycznie pozba¬ wiony tych cennych skladników. Proces ten przeprowadza sie w znanych piecach obrotowo-wahadlo- wych, a zatem realizacja sposobu wedlug wynalazku nie wymaga duzych nakladów inwestycyjnych.Sposób wedlug wynalazku wyjasniony jest szczególowo w ponizszych przykladach. ' Przyklad I. 8 czesci wagowych szlamu szybowego, w sklad którego wchodza, podane wagowo: olów - 40,1%, miedz - 4,2%, srebro - 0,032%, cynk - 5,5%, wegiel organiczny - 15f2%, siarka - 11,2%, zelazo - 2,2%, krzemionka - 8,1%, tlenek wapnia - 2,5%, tlenek magnezu - 1,6%, sód - 0,41%, miesza sie z 4 czesciami wagowymi pylu konwertorowego, zawierajacego w ilosciach podanych w procentach wagowych: olów - 49%, miedz - 2,2%, srebro - 0,061%, cynk - 4,2%, krze- mionka - 1,8%, zelazo - 0,6%, tlenek wapnia - 0,9%, tlenek magnezu - 0,4%, siarka - 11,5% i jedna czescia wagowa bezwodnego weglanu sodu* Uzyskana mieszanke wprowadza sie do pieca obroto- wo-wahadlowego z dodatkiem 12% wagowych zelaza kawalkowego i przetapia*138 843 3 luf pierwszym okresie do czasu odpedzenia i spalenia lotnych substancji organicznych piec obraca sie przerywanym ruchem obrotowym i utrzymuje w nim atmosfere silnie utleniajaca. W dru¬ gim okresie przetopu, po odpedzeniu i spaleniu lotnych substancji organicznych i rozpoczeciu stapiania wsadu piec obraca sie ciaglym ruchem wahadlowym i utrzymuje w nim atmosfere obojetna* Po uplywie 3 godzin plynny top bedacy mieszanina metalicznego olowiu surowego i zuzla przelewa sie za pomoca suwnicy i kadzi do odstojnika o powierzchni trzonu 3 m i wysokosci wanny 0,6 mt ogrzewanego elektrycznie© Odstojnik wymurowany cegla chromo-magnezytowa posiada 3 otwory spus¬ towe na wysokosci 400 mm, 100mm i 0 od poziomu trzonu.Zuzel, który wraz z olowiem surowym zostal przelany do odstojnika zawiera nastepujace skladniki podane w procentach wagowych: miedz - 5,54%, olów - 4,2%, srebro - 0,01#f siarka - 13%, zelazo - 22,2%, krzemionka - 7,4%, tlenek wapnia - 3,2%, tlenek magnezu - 2,2%, cynk - 6,7%, sód - 6,5%, a jego modul tlenkowy okreslony ilorazem: suma zawartosci tlenku wapnia, tlenku magnezu i sodu wyrazona w procentach wagowych do zawartosci krzemionki wyrazonej w pro¬ centach wagowych wynosi 1,61, natomiast stopien nasiarczenia okreslony ilorazem zawartosci siar¬ ki, wyrazonej w procentach wagowych, do sumy zawartosci olowiu, cynku, miedzi i sodu wyrazonej w procentach wagowych wynosi 0,78. Dla uzyskania zadanego modulu tlenkowego wynoszacego ponizej 1,1 - do odstojnika na kazde 100 czesci wagowe zuzla wprowadza sie 4 czesci wagowe krzemionki, otrzymujac modul tlenkowy 1,04* Uzupelnienie wsadu dodatkiem siarczku zelaza nie jest koniecz¬ ne, poniewaz wskaznik nasiarczenia zuzla jest wystarczajacy.Po nagrzaniu wsadu do temperatury 1450 K co trwa godzine zmniejsza sie intensywnosc na¬ grzewania utrzymujac osiagnieta temperature przez okres 25 minut, w czasie którego wydziela sie z zuzla kamien miedziowo-olowiowy tworzac dolna warstwe w wannie odstojnika. Po zakonczeniu tego procesu nastepuje spust zuzla odpadowego poprzez górny otwór odstojnika, spust kamienia miedziowo-olowiowego przez otwór srodkowy, a nastepnie olowiu surowego poprzez dolny otwór odstojnika.Zuzel, który zawiera 0,6% wagowych miedzi, 0,7% wagowych olowiu i 0,0015% wagowych sreb¬ ra jako produkt odpadowy wywozi sie na zwal; kamien miedziowo-olowiowy o zawartosci 15,5% mie¬ dzi, 8,6% olowiu i 0,018% srebra kieruje sie do przerobu znanym sposobem w konwertorach dla odzysku tych metali, a olów surowy kieruje sie do rafinacji celem uzyskania olowiu handlowego i koncentratu srebra.Przyklad II. 7 czesci wagowych szlamu szybowego, w sklad którego wchodza w pro¬ centach wagowych: olów - 42,2%, miedz - 4,5%, srebro - 0,03%, cynk - 6,5%» wegiel organiczny - I4,5%f siarka - 8,5%t zelazo - 2,4%, krzemionka - 7,2%, tlenek wapnia - 2,4%, tlenek magne¬ zu - 1,5%, sód - 0,52%, miesza sie z 3 czesciami wagowymi pylu konwertorowego, zawierajacego w ilosciach podanych w procentach wagowych: olów - 51t0%, miedz - 3,0%, srebro - 0,058%, cynk- - 5f2%, krzemionka - 1,82%, zelazo - 0,62%, tlenek wapnia - 1,1%, tlenek magnezu - 0,6%, siar¬ ka - 8,0% i 2 czesciami pylu z pieca elektrycznego, w sklad którego wchodza: olów - 35|0%, miedz - 2,1%, srebro - 0,008%, cynk - 12,0%, krzemionka - 1f5%, zelazo - 1f2%, tlenek wapnia - 1f5%, tlenek magnezu - 1,6%, siarka - 2,5% oraz z jedna czescia wagowa bezwodnego weglanu sodu, Uzykana mieszanke wsaduje sie do pieca obrotowo-wahadlowego z dodatkiem - 11% wagowych zelaza kawalkowego i przetapia. ¥ pierwszym okresie do czasu odpedzenia i spalenia lotnych sub¬ stancji organicznych piec obraca sie przerywanym ruchem obrotowym i utrzymuje sie w nim atmos¬ fere silnie utleniajaca* ¥ drugim okresie przetopu po odpedzeniu i spaleniu lotnych substancji organicznych i rozpoczeciu stapiania wsadu, piec obraca sie ciaglym ruchem wahadlowym i utrzy¬ muje w nim atmosfere obojetna. Po uplywie 2,5 godzin plynny top bedacy mieszanina metaliczne¬ go olowiu surowego i zuzla przelewa sie do odstojnika ogrzewanego elektrycznie szczególowo opi¬ sanego w przykladzie I., Zuzel, który wraz z olowiem surowym zostal przelany do odstojnika za¬ wiera nastepujace skladniki podane w procentach wagowych: miedz - 7,0%, olów - 6%, srebro - 0,008%, siarka - 9,5#, zelazo - 23,5%t krzemionka - 8,1%, tlenek wapnia - 2,9%, tlenek magnezu - 2,2%, cynk - 12%, sód - 6,2%, a jego modul tlenkowy okreslony ilorazem: suma zawartosci tlen¬ ku wapnia, tlenku magnezu i sodu do zawartosci krzemionki wynosi 1,4, natomiast stopien nasiar-4 138 843 czenia okreslony ilorazem: zawartosc siarki do sumy zawartosci olowiu, cynku, miedzi i sodu wynosi 0,3i Dla uzyskania zadanego modulu tlenkowego wynoszacego ponizej 1,1 - do odstojnika .na kazde 100 czesci wagowe zuzla wprowadza sie 3 czesci wagowe krzemionki otrzymujac modul tlenkowy 1,02, dla uzyskania zadanego nasiarczenia zuzla okreslonego wskaznikiem wynoszacym powyzej 0,35 do odstojnika na kazde 100 czesci wagowe zuzla wprowadza sie 5 czesci wagowych rucy pirytowej o zawartosci 8096 pirytu (FeS2) - uzyskujac stopien nasiarczenia 0,37i Po nagrzaniu wsadu do temperatury 1450 K zmniejsza sie intensywnosc nagrzewania utrzy¬ mujac osiagnieta temperature przez okres 30 minut, w czasie którego wydziela sie z zuzla ka¬ mien miedziowo-olowiowy tworzac dolna warstwe w wannie odstojnika^ Po zakonczeniu tego proce¬ su nastepuje spust zuzla odpadowego przez górny otwór odstojnika, spust kamienia miedziowo- olowiowego przez otwór srodkowy, a nastepnie olowiu surowego przez dolny otwór odstojnika^ Zui*el zawierajacy 0,58% wagowych miedzi, 0,65% wagowych olowiu i 0,0018% wagowych sreb¬ ra jako produkt odpadowy wywozi sie na zwal; kamien miedziowo-clowiowy o zawartosci 18% mie¬ dzi, 10,5% olowiu i 0,016% srebra kieruje sie do przerobu znanym sposobem w konwertorach dla odzysku tych .netali, a olów surowy kieruje sie do rafinacji celem uzyskania olowiu handlowego i koncentratu srebrai Przyklad Uli 8 czesci wagowych szlamu szybowego, w sklad którego wchodza, w ilos¬ ciach podanych w procentach wagowych: olów - 41,2%, miedz - 4,1%, srebro - 0,03%, cynk - 6,1%, wegiel organiczny - 13,2%, siarka - 10,2%, zelazo - 2,1%, krzemionka - 8,2%, tlenek wapnia - 2,3%, tlenek magnezu - 1,4%, sód - 0,45%, miesza sie z 4 czesciami wagowymi pylu konwertorowe¬ go zawierajacego: o*ów - 50,2%, miedz - 2,3%, srebro - 0,057%, cynk - 4,5%f krzemionka - 1,75%, zelazo - 0,68%, tlenek wapnia - 1,02%, tlenek magnezu - 0,5%, siarka - 10,5% i 1 czescia wago¬ wa bezwodnego weglanu sodui Uzyskana mieszanke wsaduje sie do pieca obrotowo-wahadlowego z do¬ datkiem 12,5% wagowych zelaza kawalkowego i przetapia postepujac dalej jak w przykladzie I. 2 Uzyskany w piecu plynny top przelewa sie do odstojnika o powierzchni trzonu 6 m i wysokosci wanny 0,8 m ogrzewanego za pomoca palnika gazowegOi Odstojnik jest wymurowany cegla magnezy¬ towa, posiada 3 otwory spustowe na wysokosci 420 mm, 100 mm, 0 mm od poziomu trzonu. Zuzel, który wraz z olowiem surowym zostal przelany do odstojnika, zawiera nastepujace skladniki po¬ dane w procentach wagowych: miedz - 5,2%, olów - 5|1%, srebro - 0,011%, siarka - 11,5%, zela¬ zo - 23,1%, krzemionka - 7,8%, tlenek wapnia - 3,0%, tlenek magnezu - 2,1%, cynk - 6,8%, sód- - 6,4%, a jego modul tlenkowy okreslony ilorazem: suma zawartosci tlenku wapnia, tlenku mag¬ nezu i sodu wyrazona w procentach wagowych do zawartosci krzemionki wyrazonej w procentach wa¬ gowych wynosi 1,47, natomiast stopien nasiarczenia okreslony ilorazem; zawartosc siarki, wy- • razona w procentach wagowych do sumy zawartosci olowiu, cynku, miedzi i sodu wyrazonej w pro¬ centach wagowych wynosi 049. Dla uzyskania zadanego modulu tlenkowego wynoszacego ponizej 1,1 - do odstojnika na kazde 100 czesci wagowe zuzla wprowadza sie 3 czesci wagowe krzemionki otrzymujac modul tlenkowy 1,06. Uzupelnienie wsadu dodatkiem materialu siarkonosnego nie jest konieczne, poniewaz wskaznik nasiarczenia zuzla jest wystarczajacym Po nagrzaniu wsadu do temperatury 1470 K, zmniejsza sie intensywnosc nagrzewania utrzy¬ mujac osiagnieta temperature przez okres 20 minut, w czasie którego wydziela sie z zuzla ka¬ mien miedziowo-olowiowy tworzac dolna warstwe w wannie odstojnika. Po zakonczeniu tego proce¬ su nastepuje spust zuzla odpadowego poprzez górny otwór odstojnika, spust kamienia miedziowo- olowiowego przez otwór srodkowy, a nastepnie olowiu surowego poprzez dolny otwór odstojnika.Zuzel, który zawiera 0,75% wagowych miedzi, 0,8% wagowych olowiu i 0,0020% wagowych sreb¬ ra jako produkt odpadowy wywozi sie na zwal; kamien miedziowo-olowiowy o zawartosci 14,5% mie¬ dzi, 9,1% olowiu i 0,015% srebra przesyla sie do przeróbki znanym sposobem w piecach szybowych dla odzysku tych metali, a olów surowy kieruje sie do rafinacji celem uzyskania olowiu handlo¬ wego i koncentratu srebra.138 843 5 Zastrzezenie patentowe Sposób odzysku olowiu, miedzi i srebra z materialów olowionosnych pochodzacych z hut¬ nictwa miedzi polegajacy na tym, ze materialy olowionosne zmieszane z bezwodnym weglanem sodu dodanym w ilosci 8-12# wagowych przetapia sie w piecu obrotowo-wahadlowym z dodatkiem zelaza kawalkowego, które wprowadza sie w ilosci 10-15% wagowych w stosunku do masy materialów olo¬ wionosnych, przy czym w pierwszym okresie, trwajacym do czasu wysuszenia wsadu, odpedzenia i spalenia lotnych czesci substancji organicznych, proces prowadzi sie w atmosferze silnie utleniajacej, a piec obraca sie przerywanym ruchem obrotowym, natomiast w drugim okresie, trwa¬ jacym do czasu stopienia wsadu, piec obraca sie ruchem wahadlowym, znamienny tym, ze po stopieniu wsadu plynny top o temperaturze 1270-1470 K, bedacy mieszanina olowiu surowe¬ go i zuzla, przelewa sie do ogrzewanego odstojnika, po czym do tej mieszaniny dodaje sie krze¬ mionke i/lub siarczek zelaza w takich ilosciach, aby modul tlenkowy zuzla okreslony ilorazem sumy zawartosci tlenku wapnia, tlenku magnezu i sodu do zawartosci krzemionki wynosil nie wie¬ cej niz 1,1, a stopien nasiarczenia okreslony ilorazem zawartosci siarki do sumy zawartosci miedzi, olowiu, cynku i sodu wynosil nie mniej niz 0,35, przy czym w trakcie przelewania plyn¬ nego topu do odstojnika, jak równiez wprowadzania do niego dodatków, odstojnik ogrzewa sie tak, aby temperatura topu wynosila nie mniej niz 1320 K i w tej temperaturze przetrzymuje top w odstojniku przez co najmniej 10 minut, korzystnie 30 minut, po czym dokonuje sie spustu zuzla odpadowego, nastepnie spustu kamienia miedziowo-olowiowego, przerabianego dalej na miedz, srebro i olów oraz spustu olowiu surowego. v PLThe subject of the invention is a method of recovery of lead, copper and silver from lead-bearing materials derived from copper metallurgy, and in particular from dust obtained as a result of wet N dust removal of gases from the shaft furnace for copper concentrate smelting, and from converter dust obtained as a result of gas dedusting in the production process. black copper »These dusts, i.e. dusts from wet dedusting of shaft furnace gases, called glass sludges - usually contain as basic components: 40% lead, 4% copper, 0.03% silver, 6% zinc , organic carbon - 13%, sulfur - 1196, iron - 296, silica - 8%, calcium oxide - 2.5%. magnesium oxide - 1.5%, sodium - 0.4%, and the blister dust contain: lead - 50%, copper - 2%, silver - 0.06%, sulfur - 12%, iron - 095% 9 silica - 2 %, calcium oxide - 1%, magnesium oxide - 0.5% t zinc - 4%, the amount of the individual components in percent by weight is approximate. * It is known from the Polish patent specification No. 111,494 the method of processing raw materials lead-bearing sludge, enabling the recovery of about 80% of lead and silver from these materials, consists in the fact that the lead sludge is mechanically crushed and covered with dry converter dust and anhydrous sodium carbonate used in the amount of 8-12% by weight of the material prepared in this way, together with iron , added in an amount of 10-15% by weight of the lead-bearing material weight, is smelted in a rotary-shuttle kiln * In the first period, until the volatile organic substances are stripped off and burned off, the process is carried out in a strongly oxidizing atmosphere, and the kiln rotates intermittently rotary motion, while in the second period The furnace rotates in an oscillating motion * After melting the charge, the furnace contents are poured into a cast iron ladle, in which the raw lead is separated from the slag * The raw lead is sent for refining to obtain commercial lead and silver concentrate, and the slag is transported to the waste heap.2 138 843 The method presented enables the recovery of lead and silver in the amount of about 80%, but it does not allow the recovery of copper and the remaining amounts of lead and silver that end up in the decay. These metals in the amounts of 4-7% copper, about 0.0196 silver and about 4% of lead in relation to the mass of lead are irretrievably lost, because the processing of this lead in a shaft furnace, where the lead is used as an additive to briquetted copper concentrates, is unprofitable, 2 of the Polish patent no. 95 021 there is a known method of making high carbon lead sludge for lead recovery in a metallurgical furnace, where the shaft sludge is ironed in a rotary furnace at a temperature of 450-650 ° C, using the combustion heat of the organic carbon compounds contained in the sludge. The roasting is carried out in a countercurrent in an oxidizing atmosphere using an air blast. The resulting chip is processed into lead in a rotary-shuttle furnace or other metallurgical reactor. This method of carrying out the process allows for the recovery of lead and rhenium. The aim of the invention is to develop a method of comprehensive recovery of useful metals from lead-bearing materials, in particular from shaft sludge and converter dust. The method according to the invention consists in the fact that the shaft sludge and converter dust approx. 3: 2: 1 ratio, mixed with anhydrous sodium carbonate, added in an amount of 8-12%, is melted in a rotary-shuttle furnace with the addition of piece iron, which is introduced in an amount of 10-15% by weight based on the weight of lead-bearing materials, in the first period of time until the charge is dried, the volatile organic substances are stripped off and burnt off, the process is carried out in a strongly oxidizing atmosphere and the furnace rotates with intermittent rotation, while in the second period until the charge is melted, the furnace rotates swinging motion, characterized by the fact that after melting the charge, a liquid top with a temperature of 1320-1470 K, which is a mixture and the crude lead and the slag are poured into a heated decanter, and then silica and / or iron sulphide are added to this mixture in such amounts that the oxide module decomposes, determined by the quotient of the sum of calcium oxide, magnesium oxide and sodium to the silica content, is no more 1.1, and the degree of sulfur, determined by the quotient of the sulfur content to the sum of the copper, lead, zinc and sodium content, was not more than 0 / 35.V when pouring the liquid melt into the decanter, as well as adding additives to it, the settler is heated so that the temperature of the melt is not less than 1320 K and at this temperature the top is kept in the decanter for at least 10 minutes, preferably 30 minutes, and after this time, the waste slag containing less than 1% by weight of copper, less than 0.003% silver and less than 1.5% lead, followed by a tapping of copper-lead matte containing, by weight, 8-25% copper, 6-15% lead, 0.006-0.015% silver and tapping crude lead containing at least 95% by weight of lead and about 0.05% by weight of silver. The obtained copper-lead stone is processed by known methods into copper, silver and lead, crude lead is sent to refining, and waste slag as a material The method according to the invention allows for the complete recovery of useful metals such as copper, lead and silver from lead sludge, converter dust and other materials derived from copper smelting, and these metals are obtained in the form of a high-quality concentrate which it is a copper-lead stone and a separate crude lead, and the zuzel from the process is practically devoid of these valuable components. This process is carried out in known rotary pendulum furnaces, and therefore the implementation of the method according to the invention does not require high investment costs. The method according to the invention is explained in detail in the following examples. 'Example I. 8 parts by weight of the glazing sludge, which consists of, given by weight: lead - 40.1%, copper - 4.2%, silver - 0.032%, zinc - 5.5%, organic carbon - 15f2%, sulfur - 11.2%, iron - 2.2%, silica - 8.1%, calcium oxide - 2.5%, magnesium oxide - 1.6%, sodium - 0.41%, mixed with 4 parts by weight converter dust, containing in percentages by weight: lead - 49%, copper - 2.2%, silver - 0.061%, zinc - 4.2%, silica - 1.8%, iron - 0.6% , calcium oxide - 0.9%, magnesium oxide - 0.4%, sulfur - 11.5% and one part by weight of anhydrous sodium carbonate * The resulting mixture is introduced into a rotary-pendulum furnace with the addition of 12% by weight of piece iron and melts * 138 843 3 barrels in the first period, until the volatile organic substances are removed and burned, the furnace rotates with intermittent rotation and maintains a strongly oxidizing atmosphere in it. In the second melting period, after the volatile organic substances have been stripped off and burnt and the charge has begun to melt the charge, the furnace rotates in a continuous oscillating motion and maintains an inert atmosphere in it. A ladle for a decanter with a shaft surface of 3 m and a bath height of 0.6 mt electrically heated © The decanter is made of chromium-magnesite bricks with 3 drain holes at a height of 400 mm, 100 mm and 0 from the shaft level. Zuzel, which was poured along with raw lead. the decanter contains the following ingredients in percent by weight: copper - 5.54%, lead - 4.2%, silver - 0.01 # f, sulfur - 13%, iron - 22.2%, silica - 7.4%, calcium oxide - 3.2%, magnesium oxide - 2.2%, zinc - 6.7%, sodium - 6.5%, and its oxide module defined by the quotient: the sum of the content of calcium oxide, magnesium oxide and sodium expressed as a percentage by weight to the silica content expressed as percentages While the degree of sulfation, expressed as the quotient of the sulfur content in percent by weight, to the sum of the percentages of lead, zinc, copper and sodium, is 0.78. In order to obtain the desired oxide module below 1.1 - 4 parts by weight of silica are introduced into the settler for every 100 parts by weight of the slag, resulting in an oxide module of 1.04 *. Supplementing the charge with the addition of iron sulphide is not necessary, because the sulphation index of the slag is sufficient .After heating the charge to the temperature of 1450 K, which lasts for an hour, the heating intensity decreases, maintaining the achieved temperature for a period of 25 minutes, during which copper-lead stone separates from the slag forming the bottom layer in the decanter tank. After this process is completed, the waste slag is tapped through the upper opening of the decanter, copper-lead matte tapped through the center opening, and then the crude lead is tapped through the lower opening of the decanter. Zuzel, which contains 0.6 wt.% Copper, 0.7 wt.% Lead and 0 0.0015% by weight of silver as a waste product is brought to the dump; copper-lead stone with a content of 15.5% copper, 8.6% lead and 0.018% silver is sent to processing in a known method in converters for the recovery of these metals, and crude lead is sent to refining to obtain commercial lead and silver concentrate Example II. 7 parts by weight of the shaft sludge, which consists of: lead - 42.2%, copper - 4.5%, silver - 0.03%, zinc - 6.5%, organic carbon - I4.5 % f sulfur - 8.5%, t iron - 2.4%, silica - 7.2%, calcium oxide - 2.4%, magnesium oxide - 1.5%, sodium - 0.52%, mixed with 3 parts by weight of converter dust, containing by weight percentages: lead - 51t0%, copper - 3.0%, silver - 0.058%, zinc - - 5f2%, silica - 1.82%, iron - 0.62 %, calcium oxide - 1.1%, magnesium oxide - 0.6%, sulfur - 8.0% and 2 parts of dust from the electric furnace, consisting of: lead - 35.0%, copper - 2, 1%, silver - 0.008%, zinc - 12.0%, silica - 1f5%, iron - 1f2%, calcium oxide - 1f5%, magnesium oxide - 1.6%, sulfur - 2.5% and with one part by weight of anhydrous sodium carbonate, The mixture used is charged to a rotary-shuttle furnace with the addition of - 11% by weight of piece iron and melted. In the first period until the volatile organic substances are removed and burnt, the furnace rotates with intermittent rotation and a strong oxidizing atmosphere is maintained in it; in a swinging motion and maintained in it in an inert atmosphere. After 2.5 hours, the liquid top, which is a mixture of the metallic crude lead and the slag, is poured into the electrically heated decanter described in detail in Example 1, The slag which, together with the crude lead, has been poured into the decanter contains the following ingredients as given in percentages by weight: copper - 7.0%, lead - 6%, silver - 0.008%, sulfur - 9.5 #, iron - 23.5%, t silica - 8.1%, calcium oxide - 2.9%, oxide magnesium - 2.2%, zinc - 12%, sodium - 6.2%, and its oxide modulus defined by the quotient: the sum of the contents of calcium oxide, magnesium oxide and sodium to the content of silica is 1.4, while the grain grade is 4 138 843 parts defined by the quotient: sulfur content to the sum of lead, zinc, copper and sodium content is 0.3i. To obtain the desired oxide modulus below 1.1 - to the settler. For every 100 parts by weight of the slug, 3 parts by weight of silica are introduced to obtain the module oxide 1.02, in order to obtain the desired sulfation of the compound defined by the index above 0.35, 5 parts by weight of pyrite pipe containing 8096 pyrite (FeS2) are introduced into the decanter for every 100 parts by weight of the slag - obtaining the degree of sulfation 0.37i After heating the charge to the temperature of 1450 K, the heating intensity decreases while maintaining the achieved temperature for a period of 30 minutes, during which the copper-lead stone separates from the slag forming a lower layer in the decanter tank. After this process is completed, the waste slag is drained through the upper opening of the decanter, copper-lead matte is drained through the central opening, and then the crude lead through the bottom opening of the decanter. Zui-gel containing 0.58% by weight of copper, 0.65% by weight of lead and 0.0018% by weight of silver as a waste product is taken to the pile; copper-clovy stone with the content of 18% copper, 10.5% lead and 0.016% silver is sent to the processing of a known method in converters for the recovery of these metals, and crude lead is sent to refining to obtain commercial lead and silver concentrate. Hives 8 parts by weight of the shaft sludge, the contents of which are given in percentages by weight: lead - 41.2%, copper - 4.1%, silver - 0.03%, zinc - 6.1%, carbon organic - 13.2%, sulfur - 10.2%, iron - 2.1%, silica - 8.2%, calcium oxide - 2.3%, magnesium oxide - 1.4%, sodium - 0.45% mixed with 4 parts by weight of blister dust containing: o * s - 50.2%, copper - 2.3%, silver - 0.057%, zinc - 4.5%, f silica - 1.75%, iron - 0.68%, calcium oxide - 1.02%, magnesium oxide - 0.5%, sulfur - 10.5%, and 1 part by weight of anhydrous sodium carbonate, and the resulting mixture is charged to a rotary-shuttle furnace with the addition of 12 5% by weight of piece iron and remelted by proceeding as in example I. 2 The liquid top obtained in the furnace is poured into a decanter with a shaft surface of 6 m and a bath height of 0.8 m, heated by a gas burner and the decanter is made of magnesia brick, it has 3 drain holes at a height of 420 mm, 100 mm, 0 mm from the horizontal shank. The slag, which was poured into the decanter together with the crude lead, contains the following components, given in percent by weight: copper - 5.2%, lead - 5.1%, silver - 0.011%, sulfur - 11.5%, iron zo - 23.1%, silica - 7.8%, calcium oxide - 3.0%, magnesium oxide - 2.1%, zinc - 6.8%, sodium - - 6.4%, and its oxide module is determined quotient: the sum of the content of calcium oxide, magnesium oxide and sodium expressed as a percentage by weight to the content of silica expressed as a percentage by weight is 1.47, while the degree of sulfation is defined by the quotient; the sulfur content, expressed as a percentage by weight to the sum of the content of lead, zinc, copper and sodium, expressed as percentage by weight, is 049. To obtain the desired oxide modulus below 1.1 - the decanter for every 100 parts by weight of the slag is introduced 3 parts by weight of silica to obtain an oxide module of 1.06. Supplementing the charge with sulfur-bearing material is not necessary, because the sulphation index of the slag is sufficient. After heating the charge to the temperature of 1470 K, the heating intensity is reduced, maintaining the temperature reached for a period of 20 minutes, during which copper-lead matte is released from the slag. forming the bottom layer in the decanter tub. After this process is completed, the waste slag is tapped through the top opening of the decanter, copper-lead matte tapped through the center opening, and then the crude lead is tapped through the bottom opening of the decanter. Zuzel, which contains 0.75 wt.% Copper, 0.8 wt.% Lead. and 0.0020% by weight of silver is collected as a waste product; Copper-lead stone with the content of 14.5% copper, 9.1% lead and 0.015% silver is sent for processing in a known method in shaft furnaces for the recovery of these metals, and the crude lead is sent to refining to obtain commercial lead. and silver concentrate. 138 843 5 Patent claim A method of recovering lead, copper and silver from lead-bearing materials derived from the copper smelting, whereby lead-bearing materials mixed with anhydrous sodium carbonate added in an amount of 8-12% by weight are melted in a rotary kiln. -ventilator with the addition of piece iron, which is introduced in the amount of 10-15% by weight in relation to the weight of oil-bearing materials, the first period, which lasts until the charge is dried, stripped off and the volatile organic substances are burnt, the process is carried out in oxidizing atmosphere, and the furnace rotates with an intermittent rotary motion, while in the second period, lasting until the charge is melted, the furnace rotates by a water-based liquor, characterized in that after melting the charge, the liquid top with a temperature of 1270-1470 K, being a mixture of crude lead and slag, is poured into a heated decanter, and then silica and / or iron sulphide in such so that the oxide modulus determined by the quotient of the sum of the contents of calcium oxide, magnesium oxide and sodium to the silica content is no more than 1.1, and the degree of sulfurization determined by the ratio of the sulfur content to the sum of the copper, lead, zinc and sodium contents is not less than 0.35, while during pouring the liquid melt into the decanter, as well as adding additives to it, the decanter is heated so that the melt temperature is not less than 1320 K and at this temperature it keeps the melt in the decanter for at least 10 minutes , preferably 30 minutes, followed by tapping the waste slag, then tapping copper-lead matte, further processed into copper, silver and lead, and tapping the raw lead about. v PL