CN108300869B - 一种高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼***底吹还原炉的方法 - Google Patents

一种高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼***底吹还原炉的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼***底吹还原炉的方法，先将含金焙砂干燥至水分含量低于5%，在富氧底吹还原炉放渣完成后将预处理后的含金焙砂加入炉内，加入时段为富氧底吹还原炉放渣完成后至下一次放渣前30‑50min，配入铁矿石、石灰石和还原剂，含金焙砂加入后，按还原剂：高铅渣和含金焙砂混合物料质量比为1‑2.5:100配入还原剂，还原熔炼完成后放出含金粗铅和还原渣。本发明可提高含金焙砂在铅冶炼***中的搭配处理量6倍以上，贵金属回收率达到99%以上，过程高效清洁，大大缩短了含金焙砂中贵金属的提取时间。

Description

一种高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼***底吹还原炉的方法
技术领域
本发明属于有色金属火法冶金领域，特别涉及一种利用铅冶炼流程回收高砷金矿焙砂中贵金属的方法。
背景技术
难处理金矿是指经过细磨也不能用常规氰化法有效浸出大部分金的矿石。因此为从这些矿石中有效地提取金，必须对这类矿石进行预处理，消除影响金氰化浸出的因素。工业上针对这类矿物的预处理方法包括两段焙烧法、加压氧化和细菌氧化等工艺 [杨天足，贵金属冶金学，中南大学出版社]。但是部分难处理金矿即使经过预处理其氰化浸出率仍难以提高。例如采用两段焙烧工艺处理高砷难处理金矿容易在焙烧过程中出现过烧而局部熔结，导致处理后的焙砂金氰化浸出率仍低于80%，并产生大量含金在10g/t以上的氰化尾渣[蔡鑫等，氰化尾渣硫酸熟化焙烧中铁物相变化，贵金属，2014，35：22-27]，极大地影响了以难处理金矿为原料的冶炼企业的经济效益，因此亟需发展高效的方法回收焙砂中的贵金属。
将含贵金属物料作为熔剂配入铅冶炼流程，通过铅冶炼过程顺便回收贵金属是解决难处理物料中贵金属提取的有效途径。中国发明专利[201610631964.5]提出将含贵金属铁渣作为火法铅冶炼造渣熔剂进入熔炼***，利用铅捕集铁渣中的贵金属，从而实现贵金属与铁渣的分离。中国发明专利[201410244076.9]提出了一种难处理含贵金属物料的冶炼工艺。该方法在物料中配入铅并升温至900-1300℃度进行还原熔炼和保温，从而将物料中的贵金属提取至贵铅中进行后继分离。中国发明专利[201210229667.X]采用旋转顶吹炉作为熔炼装置将贵金属熔炼渣中的贵金属富集于铅铋合金中，提高了贵金属熔炼渣中的金属回收率。中国发明专利[201310079632.7]将高铅高银含砷复杂金精矿进行氧气底吹熔炼-液态渣粉煤直接还原，通过精矿中的铅回收复杂金精矿中的贵金属。
由此可见，将含贵金属难处理物料配入铅冶炼流程能有效地利用金属铅将物料中的贵金属捕集，从而提高贵金属的回收率。但是将含金焙砂配入铅火法冶炼***中的传统方法为将其作为熔剂配入氧化熔炼炉，为满足铅冶炼入炉料要求和***热平衡的需要，其配入量仅可为入炉料量的2-3%，不仅对含金焙砂的处理能力极为有限，而且占用铅的生产能力。例如在国内应用最广泛的年产10万吨铅的***，其氧化熔炼炉精矿处理量约为23万吨/年，因此其最高焙砂配入量仅可达到6900t/年。如需提高含金焙砂的配入量，则需要采购价格高昂的高品位铅精矿以提高入炉料品位，导致经济效益低下。之前的研究均只集中于通过改变原料的搭配及工艺条件提升贵金属的回收率，而没有开发提升现有的铅冶炼***搭配处理含金焙砂能力的有效方法。
铅富氧熔池熔炼技术具有能耗低、环境污染小、自动化程度高等优点，在国家政策导向和环保要求下，已经取代了传统的烧结焙烧-鼓风炉还原炼铅技术。我国在基于QSL炉上开发的富氧底吹炉是我国目前铅冶炼工业采用最广泛的冶炼炉型之一，常用于铅精矿的氧化熔炼和后继熔融高铅渣的还原熔炼。随着现代火法冶金强化熔炼技术的发展，铅冶炼***特别是还原熔炼炉对物料的处理能力已存在一定的富余，但如何充分利用这一富余量，在不影响铅冶炼主体流程稳定运行的条件下，提高其对含金焙砂的处理能力并保证焙砂进入熔炼***后贵金属的回收率，至今仍未有相关的报道。
发明内容
为了克服目前铅冶炼***对含金焙砂处理能力低下难题，本发明旨在提供一种在铅冶炼***底吹还原炉中冷态大规模配入含金焙砂的方法。
本发明为达到上述目的采用的技术方案是：首先将含金焙砂进行干燥处理，然后在一定的位置按一定的时间和加料速度加入铅冶炼***的富氧底吹还原炉中。本发明的实质是充分利用铅冶炼富氧底吹还原炉还原熔融高铅渣过程中富余的处理能力和熔融高铅渣中一定含量的铅对贵金属的捕集能力，提高含金焙砂在铅冶炼***中的配入量。
具体的工艺过程和参数如下：
（1）含金焙砂预处理
将含金焙砂干燥至水分含量低于5%，干燥方式可采用自然干燥，蒸汽干燥等一种或多种；
（2）含金焙砂入炉
在富氧底吹还原炉放渣完成后将处理后含金焙砂加入炉内，含金焙砂通过皮带从炉顶加料口加入，加料口位置距离熔融高铅渣进料口位置水平距离为2-5m，加入时段为富氧底吹还原炉放渣完成后至下一次放渣前30-50min，含金焙砂加料速度为0.05-0.3吨/平方米富氧底吹还原炉轴截面积·小时。按高铅渣和含金焙砂混合物料中Fe/SiO2质量比为1.0-1.2配入铁矿石，CaO/SiO2质量比为0.3-0.5配入石灰石，按还原剂：高铅渣和含金焙砂混合物料质量比为3-5:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为300-800m3/h，天然气流量为200-400m3/h，压力为0.5-1.0Mpa，维持炉内熔体温度为1200-1300℃。
（3）还原熔炼
含金焙砂加入完毕后，按还原剂：高铅渣和含金焙砂混合物料质量比为1-2.5:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为100-600m3/h，天然气流量为50-300m3/h，维持炉内熔体温度为1200-1300℃。进行还原熔炼30-50min，还原熔炼完成后放出含金粗铅和还原渣。
上述还原剂为无烟煤、焦粒中的一种或多种，固定碳质量百分含量大于70%。铁矿石中铁质量百分含量为30-45%，二氧化硅含量为2-10%。石灰石中氧化钙含量为45-65%，二氧化硅含量为2-6%。工业氧气中氧气体积百分含量大于99%，天然气中甲烷体积百分含量大于99%。
本发明适用于难处理高砷金矿经过两段焙烧后产生的含金焙砂，其金含量为30-95g/t，二氧化硅质量百分含量为15-35%，硫质量百分含量低于2%，砷质量百分含量低于1%；本发明同样可用于处理含金焙砂经过氰化处理后产生的氰化尾渣，或其他低砷低硫的含贵金属难处理物料。本发明的优点在于：
（1）充分利用了富氧底吹还原炉的富余容积和处理能力，在不影响铅冶炼体系稳定运行的情况下，可提高含金焙砂在铅冶炼***中的搭配处理量6倍以上；
（2）贵金属回收率达到99%以上，避免了氰化工艺对难处理物料中贵金属提取效率低下的问题，可用于大规模处理多种含贵金属难处理物料；
（3）过程高效清洁，大大缩短了含金焙砂中贵金属的提取时间，并避免了传统氰化提金过程的氰化尾渣和废水等环境污染物的产生。
附图说明
图1 为本发明高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼***工艺流程图。
具体实施方式
以下实施例旨在说明本发明而不是对本发明的进一步限定。
实施例 1
某含金焙砂，金含量为80g/t，二氧化硅质量百分含量为20%，硫质量百分含量为1.6%，As质量百分含量为0.8%。铁矿石中铁含量为40%，二氧化硅含量为3.2%，石灰石中氧化钙含量为50%，二氧化硅含量为5%，还原剂为无烟煤，其固定碳质量百分含量为73%，工业氧气中氧气体积百分含量大于99%，天然气中甲烷体积百分含量大于99%。
将该含金焙砂采用蒸汽干燥方式干燥至水分含量为3%，将预处理后含金焙砂加入轴截面积为47.3m2的富氧底吹还原炉中，该炉单操作周期处理熔融高铅渣量为42t。在富氧底吹还原炉放渣完成后通过计量皮带以14.2t/h的加料速度将含金焙砂通过加料口加入，加料口位置距离熔融高铅渣进料口位置水平距离为3.5m，加入时段为富氧底吹还原炉放渣完成后至下一次放渣前30min，含金焙砂加料时间合计60min，单周期合计加入含金焙砂14.2t。按高铅渣和含金焙砂混合物料中Fe/SiO2质量比为1.1配入铁矿石，CaO/SiO2质量比为0.4配入石灰石，按还原剂：与高铅渣和含金焙砂混合物料质量比为4:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为650m3/h，天然气流量为300m3/h，压力为0.85Mpa，维持炉内熔体温度为1250℃。
含金焙砂加入完毕后，按还原剂：高铅渣和含金焙砂混合物料质量比为2:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为450m3/h，天然气流量为200m3/h，维持炉内熔体温度为1200℃。进行还原熔炼30min，还原熔炼完成后放出含金粗铅和还原渣。含金焙砂中金回收率达到99%。含金焙砂年处理量达到56192.4t，比传统配入氧化熔炼炉处理能力提高8.1倍。
实施例2
某含金焙砂，金含量为30g/t，二氧化硅质量百分含量为30%，硫质量百分含量为0.8%，As质量百分含量为0.2%。铁矿石中铁含量为36%，二氧化硅含量为2.3%，石灰石中氧化钙含量为60%，二氧化硅含量为3%，还原剂为焦粒，其固定碳质量百分含量为80%，工业氧气中氧气体积百分含量大于99%，天然气中甲烷体积百分含量大于99%。
将该含金焙砂采用蒸汽干燥方式干燥至水分含量为4%，将预处理后含金焙砂加入轴截面积为47.3m2的富氧底吹还原炉中，该炉单操作周期处理熔融高铅渣量为42t。在富氧底吹还原炉放渣完成后通过计量皮带以7.9t/h的加料速度将含金焙砂通过加料口加入，加料口位置距离熔融高铅渣进料口位置水平距离为4.8m，加入时段为富氧底吹还原炉放渣完成后至下一次放渣前50min，含金焙砂加料时间合计80min，单周期合计加入含金焙砂10.5t。按高铅渣和含金焙砂混合物料中Fe/SiO2质量比为1.0配入铁矿石，CaO/SiO2质量比为0.5配入石灰石，按还原剂：与高铅渣和含金焙砂混合物料质量比为3:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为350m3/h，天然气流量为250m3/h，压力为0.6Mpa，维持炉内熔体温度为1200℃。
含金焙砂加入完毕后，按还原剂：高铅渣和含金焙砂混合物料质量比为1.5:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为200m3/h，天然气流量为150m3/h，维持炉内熔体温度为1250℃。进行还原熔炼50min，还原熔炼完成后放出含金粗铅和还原渣。含金焙砂中金回收率达到99%。含金焙砂年处理量为41580t，比传统配入氧化熔炼炉处理能力提高6倍。

Claims (4)

1.一种高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼***底吹还原炉的方法，包括以下具体过程：
（1）含金焙砂预处理
将含金焙砂干燥至水分含量低于5%；
（2）含金焙砂入炉
在富氧底吹还原炉放渣完成后将预处理后的含金焙砂加入炉内，含金焙砂从炉顶加料口加入，加料口位置距离熔融高铅渣进料口位置水平距离为2-5m，加入时段为富氧底吹还原炉放渣完成后至下一次放渣前30-50min，含金焙砂加料速度为0.05-0.3吨/平方米富氧底吹还原炉轴截面积·小时，按高铅渣和含金焙砂混合物料中Fe/SiO2质量比为1.0-1.2配入铁矿石，CaO/SiO2质量比为0.3-0.5配入石灰石，按还原剂：高铅渣和含金焙砂混合物料质量比为3-5:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为300-800m3/h，天然气流量为200-400m3/h，压力为0.5-1.0Mpa，维持炉内熔体温度为1200-1300℃；
（3）还原熔炼
含金焙砂加入完毕后，按还原剂：高铅渣和含金焙砂混合物料质量比为1-2.5:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为100-600m3/h，天然气流量为50-300m3/h，维持炉内熔体温度为1200-1300℃，进行还原熔炼30-50min，还原熔炼完成后放出含金粗铅和还原渣。
2.如权利要求1所述的高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼***底吹还原炉的方法，其特征在于：所述还原剂为无烟煤、焦粒中的一种或两种，固定碳质量百分含量大于70%。
3.如权利要求1所述的高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼***底吹还原炉的方法，其特征在于：所述的铁矿石中铁质量百分含量为30-45%，二氧化硅含量为2-10%，石灰石中氧化钙含量为45-65%，二氧化硅含量为2-6%，工业氧气中氧气体积百分含量大于99%，天然气中甲烷体积百分含量大于99%。
4.如权利要求1所述的高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼***底吹还原炉的方法，其特征在于：所述的含金焙砂是难处理高砷金矿经过两段焙烧后产生的含金焙砂，含金焙砂中金含量为30-95g/t，二氧化硅质量百分含量为15-35%，硫质量百分含量低于2%，砷质量百分含量低于1%。
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Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104109763A (zh) * 2014-06-04 2014-10-22 昆明有色冶金设计研究院股份公司 一种难处理含贵金属物料冶炼工艺
CN104263965A (zh) * 2014-10-11 2015-01-07 中南大学 难处理金矿搭配含铅废渣原料富氧熔池熔炼回收金和铅的方法
CN104805300A (zh) * 2015-04-21 2015-07-29 云南驰宏锌锗股份有限公司 一种用热渣侧吹还原炉处理冷态富铅渣的方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104109763A (zh) * 2014-06-04 2014-10-22 昆明有色冶金设计研究院股份公司 一种难处理含贵金属物料冶炼工艺
CN104263965A (zh) * 2014-10-11 2015-01-07 中南大学 难处理金矿搭配含铅废渣原料富氧熔池熔炼回收金和铅的方法
CN104805300A (zh) * 2015-04-21 2015-07-29 云南驰宏锌锗股份有限公司 一种用热渣侧吹还原炉处理冷态富铅渣的方法

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