CN1022332C - 一种提高粗铅含金量的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明给出一种利用传统鼓风炉熔炼工艺，通过增加炉料中含金物料的投入比例并选定相应鼓风炉渣型等技术措施，从而提高粗铅含金量的方法。其中含金物料的投入比例为25～35%，渣型中SiO2/Fe：1.3～1.8，主要组份：FeO24～28%，SiO25～33%，CaO20～23%，ZnO8～11%。渣中SiO2组份来自铅精矿和含金物料自含的SiO2成份，而无须外购石英石。该方法还可处理有色金属提取过程中产出的含铅金银烟灰和渣子，并为高硅含铅金原料的处理打开了新的渠道。
Description
本发明是一种利用传统的炉料准备一烧结焙烧-鼓风炉熔炼工艺和设备，通过选定相应的鼓风炉渣型，增加炉料中含金物料的投入比例等技术措施，达到提高粗铅含金量增产黄金的方法，属于有色金属火法炼铅技术领域，适于国内同类型炼铅厂家使用。
众所周知，黄金是发展国民经济的重要支柱，做为有色金属的副产品主要在铜系统产出。鉴于铅原料中含金很少，经1g/T左右，含金物料投入量仅占炉料总处理量的10-14%（重量百分比），各炼铅厂家的粗铅含金在10g/T上下波动，致使铅系统产金量较小，加之长期以来人们的注意力又集中在通过改进现有工艺技术提高铅的生产上，几乎放弃了利用传统鼓风炉工艺在生产铅的同时增产黄金的努力。国内采用传统鼓风炉工艺的炼铅厂家在增加金产量时还受到所选渣型的限制。一般认为在铅鼓风炉渣中，SiO2、FeO、CaO、和ZnO为主要成分，四者之和占炉渣组成的80%以上，因此，适当地选择炉渣中上述成分的含量，将对铅的生产有决定性影响。传统的看法是苏联学者提出的标准渣型，即各种锌的化合物对铅炉渣合理成分的选择具有重要意义，该渣型趋于随原料含Zn量升高选配高铁渣，提高炉渣对ZnO的溶解入渣率。实际上炉渣成分的合理选择是个非常复杂的问题，不仅与熔体性质有关，还与烧结块的物理性质，如熔点、热固性，还原性能有关。同时，在很大程度上还依赖于各厂家的技术水平，原料成分和结构上的不同而有较大差别。国内外炼铅厂家的实践表明，炉渣成分的选定往往根据各自不同的原料特点、工艺方法及历年经验总结。《铅冶金》（冶金工业出版社1976年2月，第156-157页）总结了国内外一些厂家的实践数据，指出：“当渣含Zn＜8%时，Fe为25-27%，SiO2为27-29%，CaO为16-18%;当渣含Zn为8-10%时，Fe为26-28%;SiO为26-28%，CaO为15-17%;当渣含Zn＞10%时，Fe为24-27%，SiO2为22-25%，CaO为14-16%。实践中取得较好的熔炼成绩”。上述推荐渣型可统称为“硅铁拉平”渣型（SiO2/Fe为0.9-1.1）及高铁渣型。由于国内含金铅原料的开发和大量处理各种含金杂料，使得铅原料结构发生变化，主要是金，银含量增加。原料成分中SiO2增加Fe下降，原料具有高硅低铁特点，若沿用上述渣型组织生产，势必要在配料时加入大量铁熔剂，其结果是渣量增大导致铅、金、银的绝对损失增加，渣型SiO2比Fe限制了高硅含金物料的处理量，达不到增加金产量的目的。
美国专利US-4135912给出的一种可以产出含有金银的高品位铅锭的方法，该方法适宜处理铜、锌系统中含有铅、金、银的各类渣子，如转炉
渣、铅渣、铅银渣等。但明显不适应利用传统鼓风炉工艺从铅金原矿中冶炼高品位金、银粗铅的技术要求。
本发明的目的在于克服现有技术的上述不足，在反复实验的基础上，给出一种在利用传统的炉料制备-烧结焙烧-鼓风炉熔炼工艺和设备的基础上，通过选定相应鼓风炉铅渣型和增加含金物料在炉料中的投入比例等技术措施，使粗铅含金量成倍提高而渣含铅仍维持在较低水平的方法。
本发明给出的提高粗铅含金量的方法，充分利用了传统的炉料准备-烧结焙烧-鼓风炉熔炼工艺和设备。其中将铅精矿与含金物料混合预配后，（铅金原料配料），再按选定的鼓风炉渣型配入熔剂（熔剂配料）和返粉后混合润湿制粒进行焙烧，产出烧结块经鼓风炉还原熔炼，最后得到含金量较高的粗铅和含铅较低的炉渣。
为提高粗铅含金量，实现本发明的目的，必须大幅度提高含金物料的处理量，按本发明给出的方法，含金物料的处理量可占混合炉料的25-30%，最高可达35%（重量百分比）。同时按混合炉料的结构成分选定相应的鼓风炉渣型，其中按选定渣型配入的硅酸熔剂来自于混合炉料中铅精矿和含金物料自有的SiO2成分，无须外购石英石作为补充添加熔剂，渣型中的SiO2/Fe为1.3-1.8，渣型的主要组成为（重量百分比）：FeO24-28%;SiO225-33% CaO20-23%;ZnO9-13%;渣型中余量为MgOAl2O3.pbS，pbO和其它元素。本发明选定的这一渣型相对传统的硅铁拉平渣型而言，可称为高硅铁比，高钙渣型。
本发明采用这种高硅铁比高钙渣型的依据是：1据资料报导，烧结块的电子显微探计分析指出存在于烧结块中的主要相是近于硅酸盐黄长石（Caznsio）组份的黄长石，近于锌铁尖晶石（ZnO.Fe2O3）组成的铁氧体，氧化铅和玻璃体。铅烧结块的许多物理性质是由其微观结构决定的。观察到烧结块氧化钙含量达到某一临界含量时，钙使黄长石饱合。这种高钙的高软化点的烧结块的显微结构里黄长石形成联销或网状结构，析出孤立的锌铁氧体及占优势的氧化铅基体。当烧结块含CaO低于某一临界值时，铅置换取代黄长石的一部分钙，烧结块中硅酸盐形态的铅比氧化铅形态的铅更多些，在黄长石的边缘处，铅置换钙影响黄长石晶体生长形态，这些含CaO不同的烧结块在烧结和熔炼过程中呈现出不同的性质：低氧化钙烧结块气孔率低，屡见脱硫不良的燃烧表面积，因此引起在熔炼炉炉身较长范围内易软化，残硫高，易破碎，炉料透气性不良，炉料尺寸不规则，熔炼渣中有较高的铅含量，不易还原。反之，高CaO烧结块上述这些特点则很少观察到。上述资料表明适当提高氧化钙含量对烧结块的良好性能及对熔炼指标有决定意义。
2.热力学分析指出碱性强的氧化物在高温熔炼时可以将碱性弱的氧化物从结合的盐类中置换出来，使其易于还原。即烧结块中难还原的硅酸铅，亚铁酸铅借助加碱性氧化物-CaO可以在鼓风炉熔炼中将其中的PbO置换出来，提高游离PbO浓度，易于还原，降低炉气中CO的平衡浓度起到降低渣含铅的作用。特别是在高锌情况下，由于CaO可以增加锌的挥发入尘率，从而降低渣中含锌水平，减弱高锌炉料带来的一系列影响。
CaO在渣中的置换作用由下列各式可见：
3.炉渣离子理论指出：铁钙硅酸盐炉渣中，CaO在渣中含量增加时，O∶S比变大，硅氧复合离子SixOz-y，由复杂形式解体成比较简单的形式，炉渣粘度下降。另一方面CaO含量增高，又有使渣熔点升高的趋势。对炉渣熔化温度的测试得出的结论是：炉渣温度并不随渣中CaO含量的增加而直线上升，随CaO的提高，上升的温度梯度逐渐变小，即允许CaO以较大幅度增加，并不造成熔化温度急剧上升。
众所周知，随渣含SiO2增加，炉渣粘度值上升，所以传统冶炼都维持较低的渣含SiO2水平的道理就在此。因SiO2含量增高使O∶S∶比变小，克服这个难点的方法是通过适量提高渣含CaO水平。其一能起到降低渣粘度作用，其二通过其适度提高渣熔点使炉渣易于过热，通过渣过热降低渣粘度值，另外由于生成低熔点的硅酸盐共晶物与化合物来缓解渣系的熔点温度上升梯度。因此要控制稳定的熔化温度和粘度值，SiO2和CaO要同步增长，使在所研究的范围内，当炉渣获得充分过热时，在熔炼温度1250-1300℃条件下，粘度值不
随各组份含量的变化而变化，几乎是粘度的，这一点也为测试结果所证明。
在铅鼓风炉熔炼时，为保证铅的充分还原并不希望选用熔点过低的炉渣，（熔点决定炉温）也不希望流动过快，粘度小的过稀炉渣。
因此面对因大量处理含金物料而引起的铅原料变化，在提高渣含SiO的同时，同步调高渣含CaO也许是经济上合理、技术上可行的最佳途径。由于SiO2+ZnO≤40%是正常铅渣的一个必要条件。所以在提高渣中SiO2含量的同时，还应适当控制渣中ZnO含量。总之，用增加CaO取代部分FeO，控制和稀释ZnO以提高SiO2，从传统硅铁拉平渣型过渡到氧化钙与铁接近持平的高硅铁比，高钙渣型是本发明给出的方法能够大幅度提高粗铅含金量的主要依据。
为更好地实现本发明的目的，在保证铅正规生产的同时增产黄金，在混合炉料中配入的含金物料应尽量为国内较难处理的高硅含铅金原料，如含铅金精矿和含铅金块矿，其次也可配入含金品位较低的金块砂，低硫金矿及其它含金杂料。为降低成本，提高经济效益和冶炼厂家的综合回收率，首选的含金杂料应是来自有色金属提取过程中产生的含铅、金、银的烟灰和渣子，例如来自金、银处理过程中的红渣、氯化铅渣及烟灰，锌系统产生的铅渣，回转窑渣;铜系统产出的烟灰;铅系统粗铅脱铜炉烟灰等。
含金物料的投入，可以在铅矿仓中一次性的与铅精矿预混预配，也可以分两次完成，含金物料中的各种烟灰、渣子经水浸润后直接混入铅精矿、含铅金精矿、金矿砂和低硫金矿混合后，其中1/2量混入铅精矿，另1/2量和破碎的含铅金块矿在烧结冶金配料计算时单独加入以调整渣成分和混合料含Pb、S量。
含金物料的大量投入，尤其是将高硅含铅金精矿做熔剂使用，较细的粒度和较高的含硫量，将给实施本发明给出的方法带来一定的困难，为此，应在备料、烧结及熔炼各工序采取相应的技术措施。
首先，在炉料准备工序采用大型堆式配料，稳定混合铅精的化学成分，做到配料计算和实际成分之差小于1-2%，其配料过程是：（1）、分组配料。其中一组为已配好的混合料供生产使用，一组为备用的已配好的混合料，还有两组为控制卸矿成分（如Pb，Cu，Zn，S等）正在配的混合料。（2）、铅精矿在料仓分层铺放，底层为铅精矿其上为烟灰、渣子、金精矿间层铺堆。（3）、以料仓轨道平面为基准面，分为上下两阶梯式抓取混合至少三次，以确保均匀混合使混合料实际成分对理论计算成分之波动范围为（重量百分比）：Pb±2%，Zn±1%。
其次，在烧结焙烧工序中，为改善含硫较高的含金物料对烧结炉料脱硫的影响，除应适当提高返粉率外，还应控制好混合炉料的粒度组成和水分。铅烧结混合料含水一般应控制在4-6%（重量百分比），对大量处理含金物料来说，应适当加大混合炉料的水分，以利于炉料制粒改善透气性和调节热量。实际操作时可比用常规方法配料（即采用传统硅铁拉平渣型配料）时多加1-1.5%（重量百分比）的水份。混合炉料的粒度一般以3-9mm粒级占60-70%（重量百分比）较好，而大量处理含金物料应适当增加中小粒度，减少大于9mm粒级的比率，至于含铅金块矿更应避免粒度过大，这是因为含铅金块矿含硫一般在12%左右，过大粒度的含铅金块矿颗粒在烧结中脱硫较困难，以致使烧结块残硫升高，因此含铅金块矿的粒度应小于6mm，同时不能以含铅金块矿的粒度来补充混合炉料中3-9mm粒度的不足，可相应用增加返粉中3-6mm粒度来补充混合炉料中的不足，在大量处理含金物料时，混合炉料的粒度最好控制在（重量百分比）：9mm以上的粒级小于20%，3mm以下的粒级小于15%，在3-6mm粒级中返粉的比率应＞65%，并确保含铅金块矿的粒度小于6mm。与此同时还要严格控制烧结过程中的其它技术条件，如台车速度，点火温度和尽量减少返烟量。
最后，在鼓风炉熔炼工序中，应配以足够的焦率，选定最佳风焦比，以正规炉况，控制炉内还原能力和焦点温度，此外还要防止因渣中CaO超过控制上限而发生的操作困难现象发生，掌握好两流（咽喉流和虹吸流）高度差，保证炉渣的过热和反应完全。
本发明给出的方法与现有技术比较，具有以下特点：
一、渣型熔点高（约高30～50℃），有利于提高鼓风炉焦点区温度，强化作业，加速炉料的反应
过程，保证铅充分还原并很好分离。
二、渣型的主要理化性质能满足鼓风炉正规生产的要求，按目前焦点区温度，炉渣可过热100～150℃以上，1250℃时粘度也低于5泊，不会影响炉况顺行。
三、能充分利用铅精矿和含铅金物料的自含SiO2组份做造渣熔剂，不需外购硅石，从而节约熔剂费用，并可增加铅的生产能力。同时大幅度提高含金物料的处理量，可使粗铅含金量提高2-4倍，保证了粗铅、金银产量的同步增长。
四、渣型中较高的CaO含量保证了在较高硅酸度条件下，渣含铅仍旧保持较低水平。
此外，由于打破了长期传统观念的束缚，在铅系统以提高粗铅含金量，求综合经济效益为目的安排指导铅的生产，必然因多处理含金物料，推行高SiO2/Fe比、高钙渣型，多配入了CaO熔剂，致使烧结块品位下降，少产了粗铅。但是，经计算表明，由多处理含金物料所降低的烧结块含铅量，在去掉必须加入硅酸熔剂部分后仅为0.2%。很明显这一少量的经济损失同增产金银所带来的经济效益比较是很小的。
实施例
在本发明给出的实施例中的技术条件为：
铅精矿的主要成分：Pb＞40%;Cu≤3.0%;Zn≤6%。含铅金精矿，金块矿及其它含金杂料的主要成分见表一（文后）。
石灰石主要成分：CaO≥50%;SiO2≤3%;Fe＜1%。
炉料准备：
将铅精矿和烟灰，渣子及含铅金精矿等分层相间铺堆，严格执行上下两阶梯式抓取混合至少三次，保证混合铅精成分对理论计算值波动范围在：Pb、±2%.Zn±1%、合格率80%。
烧结焙烧
混合炉料中（重量百分比）：9mm以上粒级小于20%，3mm以下粒级小于15%。3-6mm粒级35-45%，余量为6-9mm粒级。返粉率为60-70%。在炉料的3-6mm粒级中返粉比例为＞65%，混合炉料的化学成分为：Pb、40-45%;S、6-8%。润湿制粒时水份按6±1%加入（视原料情况而定）。配料准确度要求除返粉允许≤±20%外。铅精、金块矿、熔剂≤±10%。烧结机布料高度为一次铺料300-500mm，二次铺料500-1000mm。料层厚度为点火料层，35-50mm，总料层，220-240mm。台车速度保持在650-1000mm/分，以保证至尾部必须焙烧完全无夹生料，点火温度为850-1100℃，烧结机前段控制鼓风强度为25-30米3/米2.分，后段控制在35-45米3/米2分。
鼓风炉熔炼
实行薄料层勤进料作业法，错开进料避免同时进到一处，炉顶温度低于250℃，焦率保持10-12%，风量为12000-18000NM2/时，鼓风压力为50-120毫米汞柱，咽喉口与虹吸口高度差为30-80mm。铅液温度850-950℃，渣液温度1100-1200℃炉内焦点区温度1400-1500℃。
实施例一为利用上述原料和含金物料配料，其结构为（重量百分比）：铅精矿、69.06%，含铅金原料、26.47%，其它含金杂料4.47%。选定渣型中的硅酸熔剂全部利用铅精矿和含金物料自身的SiO2组份，渣型中的SiO2/Fe为1.50，主要组份为（重量百分比）：
SiO2.32.41，CaO、20.63.FeO、27.78，ZnO、9.77
渣型的粘度与熔点见表二（见文后）。
采用给出的上述技术条件操作，得到粗铅含金27.9g/t，炉渣含铅1.987%的熔炼结果，同时取得了铅回收率达到95.7%。金熔炼回收率达到97.61的较好指标。
实施例二为利用上述铅原料和含金物料配料，其结构为（重量百分比）：铅精矿，66.92%。
含铅金原料，28.31%，含金杂料，4.77%。选定渣型中的硅酸熔剂全部利用铅精矿和含金物料自身的SiO2组份。渣型中SiO2/Fe为1.41，主要成分为（重量百分比）：
SiO2、31.18，CaO、21.12，FeO、27.28，ZnO、10.03。
渣型的粘度和熔点见表三（见文后）。
采用上述技术条件操作，得到粗铅含金27.70g/t，炉渣含铅1.824%的熔炼结果，同时取得铅回收率，95.71%，金熔炼回收率，97.61%的较好指标。
实施例三为利用上述铅原料和含金物料配料。其结构是（重量百分比）：铅精矿为：68.71%，含
铅金原料为：27.01%，含金杂料为：4.28%。渣型中的硅酸熔剂全部利用铅精矿和含金物料自身的SiO2组份，渣型中SiO2/Fe为1.42，主要成分为（重量百分比）：
SiO229.14;FeO26.44;CaO21.80;ZnO10.80;
渣型的粘度和熔点见表四（见文后）。
采用上述技术条件操作，得到粗铅含金24.91g/t，炉渣含铅1.942%的熔炼结果，同时取得铅回收率95.71%。金熔炼回收率97.61%的较好指标。
表二粘度（泊） 熔点℃
1300℃ 1250℃ 1200℃ 1150℃
1045
2.15 2.64 3.62 5.43
表三
粘度（泊）
熔点℃
1300℃ 1250℃ 1200℃ 1150℃
1.72 2.22 3.07 4.33 1037
表四
粘度（泊）
熔点℃
1300℃ 1250℃ 1200℃ 1150℃
1.82 2.37 3.04 6.20 1039
含金物料主要组成（重量百分比）表一
序 Au Ag
名称 Pb Cu Zn Fe SiO CaO S
号 （g/T） （g/T）
1 含铅金粗矿 24.69 0.91 1.18 74 412.20 14.16 23.72 1.43 16.00
2 含铅金块矿 23.11 0.77 3.54 43.21 492 18.06 21.26 1.61 12.64
3 金矿沙 - 0.76 1.50 15.- 30.- 6.4 53.- 3.20 0.5
4 低硫金矿 - 0.80 0.60 60.- 150.- 16.- 35.- 3.00 16.00
5 红渣 9.41 23.6 3.4 142.02 5.326.21 21.60 21.44 5.60 0.01
6 氯化铅渣 54.12 23.2 0.11 2.0 7.396.- 2.0 - 0.70 1.97
7 铅渣 42.21 0.27 7.8 0.99 1355.33 0.20 3.68 1.05 9.86
8 锌回窑渣 - 0.70 1.48 1.- 500.- 29.- 21.76 7.- 2.96
9 铜烟灰 20-40 2-5 7.- 4.46 130.36 4.4 4-8 0.7 12.3
10 铝烟灰 47.63 0.19 6.61 0.16 4.75 10.4 0.8 0.66 12.30
Claims (6)
1、一种提高粗铅含金量的方法，利用传统的鼓风炉熔炼工艺，将铅精矿与含金物料先行混合预配，再按选定的鼓风炉渣型配入熔剂和返粉后混合润湿制粒进行烧结，产出烧结块经鼓风炉还原熔炼，最后得到含金量较高的粗铅和含铅较低的炉渣，本发明的特征是含金物料的处理量占混合炉料总量的25～35%(重量百分比)，按选定渣型配入的硅酸熔剂来自于铅精矿和含金物料自有的SiO2组份，渣型中的SiO2/Fe为1.3～1.8，渣型的主要组分为(重量百分比)：FeO24～28%、SiO225～33%、CaO20～23%、ZnO8～11%。
2、根据权利要求1所说的方法，其特征是混合炉料中配入的含金物料为含铅金精矿，含铅金块矿，金矿砂和低硫金矿及其它含金杂料。
3、根据权利要求2所说的方法，其特征是含金杂料为有色金属提取过程中产出的含铅、金、银的烟灰和渣子。
4、根据权利要求3所说的方法，其特征是含金物料中的各种烟灰，渣子经水浸润后直接混入铅精矿，含铅金精矿，金矿砂和低硫金矿混合后，其1/2混入铅精矿，另1/2和含铅金块矿在烧结配料时单独加入。
5、根据权利要求1所说的方法，其特征是混合炉料润湿制粒时所加的水份应比常规方法配料多加1～1.5%（重量百分比）。
6、根据权利要求1所说的方法，其特征是混合炉料的粒度控制为（重量百分比）：9mm以上的粒级小于20%，3mm以下的粒级小于15%，增加返粉中3～6mm的粒级比并使金块矿的粒度小于6mm。
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