CN1030444A - 处理硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿的方法 - Google Patents
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Abstract
处理硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿的方
法，包括对由硫化物原料和熔剂组成的炉料与氧化返
回粉尘一起在含氧气体气氛中进行熔炼，得到含有金
属氧化物的氧化熔融物，和氧化返回粉尘与熔炼气体
的混合物；将上述返回粉尘与熔炼气体分离并将粉尘
返回熔炼；用通过固体含碳物料层过滤氧化熔融物的
方法将金属氧化物还原至金属，得到粗铅和熔渣，将
熔渣沉积并形成含铅的锌蒸汽；用含氧气体将上述蒸
汽氧化，得到氧化升华物。
Description
本发明涉及有色冶金，更确切地说是涉及处理硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿的方法。
研究利用自然过程由硫化物原料中提取上述金属的方法是改进火法冶金生产重有色金属的主要方向。自热过程的一般优点是：单位生产率高，大大减少工艺气体的体积，利用硫化物和矿石的精矿的发热能力（后者可以减少使用外部热源），有可能有效地处理较贫的有色金属原料。已知有各种不同的自热过程方案。这些方案一般是利用硫化物物料高度发达的表面积以保证自热熔炼过程。
处理硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿的方法是众所周知的。在这些矿石和精矿中，含有金属的，包括铁和铜的化合物，二氧化硅以及铝、钙和镁的氧化物。按照该方法，将由上述硫化物料和熔剂组成的炉料和氧化的返回粉尘一起通过加热装置进行熔炼。使用石英砂和石灰石或石灰的混合物作为熔剂。在含氧气体气氛下以垂直火焰进行上述炉料和氧化的返回粉尘的熔炼。得到主要含金属氧化物的氧化熔融物，以及氧化返回粉尘与熔炼气体的混合物。将上述氧化的返回粉尘与熔炼气体分离并使其返回熔炼。通过用固体含碳物料层过滤氧化的熔融物料的方法，将金属氧化物，主要是氧化铅还原成金属，得到粗铅和贫铅的含锌渣。将上述炉渣沉积，并生成锌的含铅蒸汽，将所述锌的含铅蒸汽用含氧气体氧化，得到粗颗粒的和细颗粒的氧化的升华物（U.S.A.4519836）。
在该方法中，因为在熔剂成份中使用了高熔点组份-石英砂，由于硫化铅升华的结果造成氧化的返回粉尘中铅的量增加。此外，在所使用的熔剂成份中存在石英砂，导致在固体含碳还原剂上氧化铅还原程度降低，因此，导致铅随同含锌熔渣的损失增加。
本发明的任务是，在处理硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿的方法中这样地改变进行熔炼过程的条件，使达到最大可能地提取铅。
这一任务是通过提出一种处理硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿的方法而解决的，在这些矿石和精矿中含有金属的，包括铁和铜的化合物，二氧化硅以及铝、钙和镁的氧化物。该方法包括将由上述硫化物料和熔剂组成的炉料与氧化的返回粉尘一起在含氧气体气氛下以垂直火焰熔炼，得到主要含金属氧化物的氧化熔融物，以及氧化返回粉尘与熔炼气体的混合物，将所述的氧化返回粉尘与熔炼气体分离并将该粉尘返回熔炼，通过用固体含碳材料层过滤氧化的熔融物的方法，使主要为氧化铅的金属氧化物还原成金属，得到粗铅及贫铅的含锌炉渣，将该炉渣沉积并分离出含铅的锌蒸汽，得到粗颗粒的氧化升华物。在该方法中，按照本发明，使用石灰石和石灰与含铁物料的混合物作为熔剂，该混合物中氧化钙和铁的重量比为0.43-0.76，并且所使用的上述混合物的量，以混合物中氧化钙和铁的总量计，为原矿和/或精矿重量的5-22%。
因为在所建议的方法中使用含有易熔组份，即含铁物料的熔剂，由于减少了硫化铅的升华程度，结果大大减少了在氧化的返回粉尘中铅的量。这种减少是由于在熔炼过程中熔剂的含铁组份形成熔解硫化铅的低熔混合物而达到的。此外，因为在所形成的氧化熔融物中，二氧化硅被换成由本发明所用的熔剂转变来的氧化铁，使在还原过程中在固体含碳材料的表面上所形成的粉尘易于熔入该熔融物中。结果改善了氧化熔融物与碳还原剂的接触条件，因而提高了氧化铅的还原程度，并减少了其随同含锌炉渣的损失。
如上所述，所使用的熔剂中各组份（石灰石或石灰、含铁材料）的含量要使得在熔剂中氧化钙对铁的重量比为0.43-0.76，此时，熔剂的量应等于原矿和/或精矿重量的22%（以熔剂中氧化钙和铁的总量计）。
使用上述氧化钙与铁的比例及上述量的熔剂保证了为形成易熔混合物“氧化铁（Ⅱ）-氧化钙-硫化铁”（Tпл＝880℃）的最佳条件，由此，硫化铅在低于铅开始激烈升华的温度（T＝1000℃）转入形成的熔融物中。
所建议的方法可以提高在固体含碳物料上还原阶段时铅和锌的分离效率，减少在氧化的返回粉尘中铅的量，从而与已知方法相比较，可使铅的提取量提高0.9-1.1%。
在硫化物原料中铜的浓度超过1%（重量）时，为了改进所得到的粗铅质量，即降低其中铜的含量，建议在为完全氧化炉料中的金属和硫化物中硫所必需的最小化学计算量的含氧气体消耗量（换算成氧）时，使炉料和氧化的返回粉尘一起熔炼，结果得到粗铅和贫铅含锌渣的同时，得到富集铜的冰铜。
在硫化物原料中铜的含量不超过1%（重量）时，则在按如下公式计算出的含氧气体消耗量的情况下将炉料和氧化返回粉尘一起进行熔炼为宜：
P＝A·B·K （1）
此处P-含氧气体消耗量（换算成氧），标米3/吨炉料，
A＝1.542-3.299Ck-7.972Co-4.285Cж+28.851CkCo+14.657CkCж+27.370CoCж-88.895CoCжCk（2）
此时，Ck+Co+Cж＝1-炉料中酸性氧化物Ck（SiO2和Al2O3），碱性氧化物Co（CaO和MgO）和铁Cж（换算成FeO）的总浓度，同时该浓度以重量份额表示。
B-为完全氧化炉料中的金属和硫化物含的硫所必需的含氧气体化学计算的消耗量，标米3/吨炉料，
K＝1+ 0.965/(H) ，此处H-熔融区的高度，米。
已知，气体-熔融物型式的单位反应速率（或更确切地是反应速率常数）取决于熔融物的成份，包括这样一些组份，这些组份并不直接参加反应本身。其中包括造渣组份（CaO、MgO、Al2O3、SiO2、FeO）对脱硫反应速率的影响，例如：
这首先是由于在熔融物中铅和锌的硫化物溶解度的关系，其次是由于不均匀的脱硫反应速率常数的结构-灵敏参数取决于熔融物中上述造渣组份的浓度。因此，脱硫速度常数与原始炉料的成份有复杂的依赖关系。此外，公知的是，脱硫率（熔炼气体中的硫与炉料中测得量之比）取决于熔炼区中炉料的停留时间。所述的停留时间与熔炼区的高度有关（根据公知的物理定律）。因此，为达到所要求的脱硫率必需的氧的消耗量实际上取决于在所处理的炉料中上述造渣组份的含量以及熔炼区的高度。在这种情况下，人们认为在作用下这样的氧消耗量是必须的，即该消耗量可以达到必要的熔炼结果而不形成冰铜，并且没有残剩量的氧化铁（Ⅲ）。
上述关系（公式1）不能用理论计算推导。我们已用实验将其确定下来。
在按公式（1）计算出的含氧气体消耗量下进行熔炼过程，可以达到必须的脱硫率，放出最大可能的热量，该热量将保证进行熔炼和还原过程的最佳条件，最终结果可使铅的提取量提高0.5-0.9%。
在硫化物原料中铜含量超过1%（重量）时，建议在为完全氧化矿料中的铅、铁和锌所必需的化学计算含氧气体消耗量（换算成氧）下，以及在按以下公式计算出的对炉料中1公斤硫化物中的硫的含氧气体消耗量（换算成氧）下，将炉料和氧化的返回粉尘一起进行熔炼：
Q＝0.70·（1-n (Ccu)/(Cs) ） （3）
此处 Q-对矿料中1公斤硫化物中的硫的含氧气体消耗量（换算成氧），标米3，
n-硫化物中硫对氧化熔融物中的铜的重量比，等于0.65-1.30，
Ccu，Cs-炉料中铜和硫化物中硫的浓度，%（重量），而粗铅的下层冷却至330-900℃，结果与粗铅和贫铅含锌渣同时得到富铜的冰铜。
在熔炼中的这一氧消耗量和使粗铅下层冷却至上述温度范围，可以得到含铜和硫最低的粗铅（主要量的铜和硫转入冰铜）。
当硫化物中的硫与氧化熔融物中铜的比例小于0.65时，铜不能完全从粗铅中被提取入冰铜。当硫化物中的硫与氧化熔融物中铜的比例大于1.30时，在粗铅中产生过剩的硫，导致形成铅的硫化物。后者是不合要求的，因为从粗铅中除去硫需要进行专门的净化。
在粗铅的下层冷却到上面所述的温度时，铜在其中的溶解度降低并随着铅滴向下流动，其中铜的含量减少，冰铜质点向上朝“熔渣-粗铜”部份的表面移动。
由于在粗铅的下层冷却时，除去铜的铅和从其中被除去的铜以相反方向运动，所以这就保证了粗铅的直接精炼除铜，生成冰铜。
当铅的下层冷却到温度高于900℃时，铅的精炼除铜质量急剧恶化。当粗铅下层冷却到低于330℃时，铅提纯除铜的质量并不提高，因为此时熔融粗铅熔池的高度逐步降低，为保持必须的熔渣温度而伴随着电能消耗的增加。并使除铜后净化的铅排料时产生困难。
由上述可见，在按公式（3）计算出的含氧气体消耗量下实施该工艺，并对下层粗铅进行冷却可以改进粗铅的质量。最终结果是导致在下步的精炼中减少铅的损失。
为了保证在熔炼阶段炉料的最佳脱硫率，最大可能地放热，改进炉料的氧化和氧化熔融物的还原条件并保证铅的最大提取，建议通过加热装置实施将炉料与氧化返回粉尘一起送去熔炼，该加热装置的实际有效截面直径根据如下公式算出：
（4）
此处dз-加热装置的实际有效截面直径，米，
δ-脱硫率，按照熔炼气体中的硫量与炉料中硫量的比例算出，
M-炉料消耗量，公斤/秒，
ρ-含氧气体的密度，公斤/米3，
H-熔炼区的高度，米，
τ＝-0.0703+0.3031·δ-0.0157·δ2-8.17·10-5·δ·Ccao-3.64·10-3·Csio2+1.83·10-5· +8.899·10-4·Ccao+2.768·10-3·C2 cao，秒，（5）
Cs，Ccao，Csio2-炉料中硫化物中的硫、氧化钙和二氧化硅的浓度，%（重量）
当加热装置所具有的实际有效截面直径不符合按公式（4）所算出的直径，在工作时观察到如下不符合要求的效果：当加热装置的实际有效截面直径小于所计算的直径时（硫化物料的流动速度高），由于在熔炼区中物料的停留时间短而不能达到必要的脱硫率，这导致使铅进入冰铜的量增加并降低其被提取入粗金属，因此导致铅的损失增加。当加热装置的实际有效截面直径大于所计算出的值时，物料在熔炼区中的停留时间就大于必须的时间（硫化物料的流动速度小于必须的速度），炉料发生再氧化，这导致氧化铅还原条件的恶化并相应地增加了铅随含锌渣的损失。
在将炉料送去经过加热装置进行熔炼之前，将占起始炉料4.5-13%（重量）的炉料部份粉碎至小于原始炉料粒度的4-8倍，然后与剩余的炉料部份混合是适宜的。
我们查明，在其加热条件下氧化硫化物矿石和/或精矿时，由于在它们氧化时放出热量，显示出在材料粉碎后，这一不均匀的反应速率比按起始炉料和粉碎炉料的粒度比所预期的要提高50-80%。因为与起始炉料相比，部份粉碎的炉料氧化速率大大提高，这部份粉碎的炉料在熔炼区的上部被完全氧化，在其氧化时所放出的热被用于加热并熔炼炉料中占主导地位的粗粒部份，因此强化了较大颗粒硫化物料的氧化并增加了熔炼区高温部份的范围。由于提高了高温区的范围，炉料在其中的停留时间增加2.1-3.6倍，并因此既增加了硫化物与气相氧的作用速率，又增强了铁的高价氧化物与硫化物作用的速率。
由于增加了炉料在高温区的停留时间，使气相氧，特别是结合到铁的高价氧化物中的氧的利用程度增加。减少在所得到的氧化熔融物中铁的高价氧化物的含量，导致在随后还原这一熔融物时减少固体含碳物料在还原铁的高价氧化物时的消耗。
我们查明，当所添加的粉碎部份的量小于起始炉料重量的4.5%时，反应析出的热量不足以达到熔炼区上部中炉料强烈氧化的温度。与此相类似的是，在使用粉碎倍率小于4的物料作为添加物时，显示出其氧化速率对引发主要的粗颗粒矿料部份的氧化不够高。
在添加的粉碎部份大于起始炉料重量的13%时，或硫化物原料的粉碎度很高时（粉碎倍率大于8），氧化返回粉尘的量开始大量增加，并且对于所补充的粉碎物料成为一个重要的消耗。
由上述可见，炉料的部份粉碎可以提高氧的利用效率，即更完全地将金属由硫化物形式转化为氧化物形式，结果在还原阶段将铅的提取量提高0.2-0.5%。此外，上述方法还可以降低固体含碳物料的消耗。
较佳的是，在压力为-19.6-+19.6帕下，用含氧气体对含铅的锌蒸汽进行氧化，该蒸汽是在沉积贫铅的含锌熔渣时生成的，得到富集锌氧化物的粗颗粒氧化升华物，以及富集铅氧化物的细颗粒氧化升华物，而后将上述细颗粒氧化升华物送去熔炼。
在沉积含锌熔渣时，部份铅和锌转化为蒸汽，在-19.6-+19.6帕的压力范围下氧化上述蒸汽时，在所得到的氧化升华物中的铅和锌发生有效的分离：锌被富集在粗颗粒升华物中，而铅被富集在细颗粒升华物中，将该细颗粒升华物送去熔炼。
在细颗粒升华物中含有大量铅，其含量超过了炉料中的铅含量，这就是在熔炼阶段其合理性增加的原因，使得能提高铅的提取量。
在上述说明的范围之外的压力下进行含铅的锌蒸汽的氧化，则排除了粗颗粒氧化升华物被锌富集，以及细颗粒氧化升华物被铅富集的可能性，从而导致在熔炼工艺中不能利用细颗粒升华物作为返回料。
因此，由于在-19.6-+19.6压力下对锌的含铅蒸汽进行氧化，细颗粒升华物部份富集铅成为可能，导致其提取量提高0.3-0.4%。
所建议的处理硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿（其中含有金属的，包括铁和铜的化合物，二氧化硅以及铝、钙和镁的氧化物）的方法以如下方式进行。
为实施本方法利用了熔炼设备（“цветные Металлы”，No.8，1977，А.П.Сычев“Кислородноэлектротер-Мическая перераьотка Свинцовых Концентратов вагрегате КИВЦЭТ-ЦС”，С8-15）。
将由硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿及熔剂组成的炉料干燥至湿度不大于1%（重量），并与氧化的返回粉尘一起经熔炼设备的加热装置进行熔炼。使用石灰石或石灰与含铁材料的混合物作为熔剂，混合物中氧化钙与铁的重量比为0.43-0.76，所述混合物的使用量以混合物中氧化钙和铁的总量计为原矿或精矿的5-22%（重量）。上述炉料与氧化返回粉尘一起，在含氧气体的气氛下以垂直火焰进行熔炼。可以使用如工业氧或富氧空气作为含氧气体。
当硫化物原料中铜的浓度大于1%（重量）时，建议在为完全氧化炉料中的金属和硫化物中硫所必需的最小化学计算量的含氧气体消耗量（换算成氧）下进行熔炼（即建议进行富铜冰铜的熔炼）。当硫化物原料中的铜浓度不超过1%（重量）时，则较好的是将含氧气体消耗量（换算成氧）按照为完全氧化炉料中的金属和硫化物中的硫所必需的化学计算量有过剩的系数时进行熔炼，从而不生成冰铜。
熔炼的结果得到氧化熔融物，该熔融物主要含有金属氧化物，以及氧化返回粉尘和熔炼气体的混合物。将上述氧化返回粉尘与熔炼气体的混合物经过熔炼设备的排气管送入使氧化返回粉尘与熔炼气体分离的装置，例如电收尘器。将氧化返回粉尘返回到熔炼设备熔炼。
将所得到的氧化熔融物经过固体含碳物料层过滤，可以使用如焦炭、煤作为该物料层。在此时发生金属氧化物，主要是氧化铅还原成金属，结果得到粗铅和贫铅的含锌熔渣或同样产品和富铜的冰铜。将上述熔融产物流入熔炼设备的电热区，该电热区具有带熔炼区的普通炉底。在上述电热区中发生含锌熔渣的沉积并分层：下层粗铅和上层贫铅含锌熔渣;在存在有富铜的冰铜时，则后者是粗铅和熔渣之间的中间层。在熔渣沉积时，生成含铅的锌蒸汽，该蒸汽和电热区的气体一起进入一个装置，如后燃室，以氧化上述蒸汽。含氧气体（例如富氧空气）也通入该装置。结果得到氧化的粗颗粒和细颗粒的升华物，这些升华物实际上含有相同量的氧化铅和氧化锌。粗颗粒升华物沉降在上述氧化该蒸汽的装置中。将在带有电热区气体的混合物中的细颗粒升华物送入例如布袋收尘器中进行分离。将粗颗粒和细颗粒升华物作进一步的处理以从其中提取锌和铅。
上述处理硫化物料的结果得到粗铅、贫铅含锌渣、富铜的冰铜（在必要时）及熔炼气体。将粗铅送去进一步精炼除去铜和其它杂质，将贫铅含锌渣送去提取锌，将富铜的冰铜送去制取铜，以及将熔炼气体送去制取硫酸。
建议在硫化物原料中铜的浓度不大于1%（重量）时，在按公式（1）算出的含氧气体消耗量下进行熔炼。对此，根据起始炉料中铅、锌、铁、铜和硫化物中硫的含量算出氧的化学计算消耗量（B）。然后，根据炉料中SiO2、Al2O3、CaO、MgO和Fe（换算成FeO）的浓度，将它们浓度的总量取作一个单位，按公式（2）算出参数A。知道了熔炼区高度H，算出参数K。算出A、B和K值后，根据公式（1）算出每吨炉料必需的含氧气体消耗量（以氧计），并随后在上述含氧气体消耗量下进行熔炼。
在硫化物原料中铜的浓度大于1%（重量）时，较为适宜的是在按公式（3）算出的含氧气体消耗量下进行熔炼，并同时用例如空气冷却同熔炼设备炉底相邻的下层粗铅至330-900℃。
在上述含氧气体消耗量下处理硫化物料和冷却下层粗铅，结果除了得到粗铅和贫铅含锌渣外，也得到富铜的冰铜。
为了保证进行熔炼的最佳条件，建议根据公式（4）计算加热装置的实际有效截面直径。
较适宜的是，在将炉料经过加热装置进行熔炼之前，将起始炉料4.5-13%（重量）的部份炉料粉碎至粒度小于起始炉料粒度的4-8倍，并将粉碎部份与剩余部份的炉料混合。
建议例如在后燃室中，用含氧气体（工业氧或富氧空气），在-19.6-+19.6帕压力下对在沉积贫铅含锌渣时生成的锌的含铅蒸汽进行氧化。结果得到富氧化锌的粗颗粒氧化升华物和富氧化铅的细颗粒氧化升华物。将上述粗颗粒升华物在装置中沉降，在该处进行蒸汽的氧化，分离除去细颗粒升华物，而后可以用它们来进一步提取锌。将富铅的细颗粒升华物送入熔炼设备中熔炼。
为了更好地理解本发明，引入如下实施例：
例1
处理含有51.12%（重量）铅、9.11%（重量）锌、0.73%（重量）铜、3.61%（重量）铁、16.31%（重量）硫化物中硫、4.48%（重量）二氧化硅、1.49%（重量）氧化钙、0.68%（重量）氧化铝和0.39%（重量）氧化镁的硫化铅-锌精矿。
为此准备炉料，向原料精矿中添加熔剂。使用石灰石〔氧化钙56%（重量）〕和黄铁矿〔铁42%（重量）〕的混合物（混合物中氧化钙与铁的重量比为0.60）作为熔剂。添加熔剂的量为原料精矿的5%（重量）（以熔剂中氧化钙和铁的总量计）。
将由上述硫化精矿和熔剂组成的炉料烘干至湿度为1%，再与氧化返回粉尘一起送入熔炼设备中通过实际有效截面直径为0.095米的加热装置进行熔炼，炉料的消耗量为1吨/小时。在工业氧（O295%）气氛中用垂直火焰进行熔炼，进入熔炼的氧量为260标米3/吨炉料。熔炼设备的熔炼区高度（H）为2.0米。结果得到氧化熔融物，该熔融物主要含金属氧化物，以及氧化返回粉尘和熔炼气体的混合物。在电收尘器中将上述粉尘和熔炼气体分离，并不断将这些粉尘返回熔炼。连续返回熔炼的返回粉尘的量相对于炉料的量为16.4%（重量）;粉尘中铅含量为61.7%（重量）。
将氧化熔融物通过焦炭层过滤，焦炭的使用量为55公斤/吨炉料。此时，金属氧化物，主要是氧化铅还原成金属。
上述处理的结果得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.0%（重量）转入该粗铅〕，以及得到贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.79%（重量）转入该渣〕。
将上述熔融产物流入熔炼设备的电热区，在该处进行含锌渣的沉积。在炉渣沉积时生成含铅的锌蒸汽，将该蒸汽和电热区的气体一起送入后燃室以氧化所述蒸汽。将空气也送入这一装置中。结果得到粗颗粒和细颗粒的升华物，这些升华物分别含45%（重量）锌和35%（重量）铅〔来自原料精矿中所含铅的6.1%（重量）〕。
例2
类似例1进行例1所述的硫化铅-锌精矿的处理。此时，所使用的熔剂是石灰石〔氧化钙56%（重量）〕和黄铁矿渣〔铁51%（重量）〕的混合物（混合物中氧化钙和铁的重量比为0.60）。上述熔剂的加入量为原料精矿的22%（重量）（以熔剂中氧化钙和铁的总量计）。在富氧（O272%）空气气氛中以垂直火焰进行熔炼，进入熔炼的空气量为301标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量相对炉料量为14.1%（重量）;粉尘中铅含量为62.3%（重量）。
上述熔炼的结果，得到粗铅〔原料精矿中含铅量的93%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.75%（重量）转入渣中〕。此外，得到含有44.8%（重量）锌和32.7%（重量）铅〔来自原料精矿中所含铅的6.05%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例3
类似例1处理在例1中所述的硫化铅-锌精矿。此时使用的熔剂是石灰〔氧化钙70%（重量）〕和黄铁矿〔铁42%（重量）〕的混合物，混合物中氧化钙与铁的重量比为0.60。上述熔剂的加入量为原料精矿的15%（重量）（以熔剂中氧化钙和铁的总量计）。在工业氧（O295%）气氛中，以垂直火焰进行熔炼，进入熔炼的氧量为360标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量相对炉料量为9.3%（重量）;粉尘中铅的含量为62.7%（重量）。
上述处理的结果，得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.2%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.81%（重量）转入渣中〕。此外，得到含有45.1%（重量）锌和33.8%（重量）铅〔来自原料精矿中所含铅的5.9%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例4
类似例1处理例1中所述的硫化铅-锌精矿。此时熔剂中氧化钙与铁的重量比为0.43。上述熔剂的加入量为原料精矿的15%（重量）（以熔剂中氧化钙和铁的总量计）。在工业氧（O292%）气氛下以垂直火焰进行熔炼，进入熔炼的氧量为370标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量相对炉料量为36.4%（重量）;粉尘中铅的含量为62.3%（重量）。将氧化熔融物通过煤层过滤，煤的用量为71.5公斤/吨炉料。
上述处理的结果得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.0%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.69%（重量）转入渣中〕。此外，得到含有44.4%（重量）锌和35.1%（重量）铅〔来自原料精矿中所含铅的6.2%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例5
类似例1进行例1中所述硫化铅-锌精矿的处理。此时，熔剂中氧化钙与铁的重量比为0.76。上述熔剂的加入量为原料精矿的15%（重量）（以熔剂中氧化钙和铁的总量计）。在工业氧（O295%）气氛中以垂直火焰进行熔炼。进入熔炼的氧量为352标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量相对炉料量为11.0%（重量）;粉尘中铅的含量为61.9%（重量）。
上述处理的结果得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.1%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.72%（重量）转入渣中〕。此外，得到含有45.1%（重量）锌和35.1%（重量）铅〔来自原料精矿中所含铅的6.1%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例6（比较例）
在同样工艺条件下在同样熔炼设备中按照公知方法（U.S.A.4519836）处理例1所述的硫化铅-锌精矿。此时，使用的熔剂是石灰石〔氧化钙56%（重量）〕和石英砂〔二氧化硅93%（重量）〕的混合物。炉料中SiO2和Al2O3的总量对于FeO的重量比为0.8;炉料中CaO和MgO的总量对于FeO的重量比为0.51。在工业氧（O295%）气氛下，以垂直火焰进行熔炼，进入熔炼的氧量为220标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量相对炉料量为44.3%（重量）;粉尘中铅的含量为62.1%（重量）。
上述处理的结果得到粗铅〔原料精矿中所含铅的92.1%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.95%（重量）转入渣中〕。此外，得到含有45.1%（重量）锌和34.3%（重量）铅〔来自原料精矿中所含铅的6.8%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
由引用的例子可见，在按本发明的方法处理含铅硫化物料时（例1-例5）与公知方法（例6）比较，从硫化物原料中将铅提取到粗铅中的量增加了0.9-1.1%（以原料精矿中所含铅的重量计）。此外，随氧化返回粉尘返回熔炼的铅量减少4.8-21.7%（绝对量）（以原料精矿中所含铅的重量计）。
例7
处理含铅52.3%（重量）、锌8.6%（重量）、铜1.8%（重量）、铁3.82%（重量）、硫化物中硫15.97%（重量）、二氧化硅4.52%（重量）、氧化钙1.28%（重量）、氧化铝0.65%（重量）和氧化镁0.26%（重量）的硫化铅-锌精矿。类似例1进行处理。此时熔剂中氧化钙与铁的重量比为0.60。上述熔剂的加入量为原料精矿的15%（重量）（以熔剂中氧化钙和铁的总量计）。在工业氧（O295%）气氛下以垂直火焰进行熔炼，进入熔炼的氧量为243标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘的量相对炉料量为9.4%（重量）;粉尘中的铅含量为61.0%（重量）。
上述处理的结果得到含铜2.01%（重量）的粗铅〔原料精矿中所含铅的93%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.81%（重量）转入渣中〕和含铜20.1%（重量）的冰铜〔原料精矿中所含铅的4.3%（重量）转入冰铜〕。此外，得到含锌43.9%（重量）和含铅32.4%（重量）〔来自原料精矿中所含铅的1.8%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例8
处理含铅51.12%（重量）、锌9.11%（重量）、铜0.73%（重量）、铁3.61%（重量）、硫化物的硫16.31%（重量）、二氧化硅4.48%（重量）、氧化钙1.49%（重量）、氧化铝0.68%（重量）和氧化镁0.39（重量）的硫化铅-锌精矿。
为此准备炉料，向原料精矿添加熔剂。使用石灰石〔氧化钙56%（重量）〕和黄铁矿〔铁42%（重量）〕的混合物作为熔剂，混合物中氧化钙对铁的重量比为0.60。上述熔剂的加入量为原料精矿的5%（重量）（以熔剂中氧化钙和铁的总量计）。所得到的炉料含有铅47.68%（重量）、锌8.39%（重量）、铜0.67%（重量）、铁6.21%（重量）、硫化物的硫18.32%（重量）、二氧化硅4.13%（重量）、氧化钙3.09%（重量）、氧化铝0.63%（重量）和氧化镁0.36%（重量）。
将由上述硫化精矿和熔剂组成的炉料干燥直湿度为1%（重量），并和氧化返回粉尘一起送入熔炼装置，通过实际有效截面直径为0.095米的加热装置进行熔炼。炉料的消耗量为1吨/小时。在工业氧（O295%）气氛中以垂直火焰进行熔炼，按公式算出进入的氧量。求出Cж＝0.492，CK＝0.294，CO＝0.214，A＝0.823，K＝1.483（熔炼设备的熔炼区高度H为2米），B＝181。由此得出含氧气体消耗量（P）（换算成氧）为221标米3/吨炉料，或考虑到含氧气体中氧的浓度后其消耗量为233标米3/吨炉料。
结果得到主要含金属氧化物的氧化熔融物，以及氧化返回粉尘与熔炼气体的混合物。将上述粉尘在电收尘器中与熔炼气体分离并连续将粉尘返回熔炼。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量相对炉料量为15.6%（重量）;粉尘中铅的含量为62.2%（重量）。
将氧化熔融物通过焦炭层过滤，焦炭的使用量为50公斤/吨炉料。此时金属氧化物，主要是氧化铅还原成金属。
上述处理的结果得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.8%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.43%（重量）转入渣中〕。
上述熔融产物流入熔炼设备的电热区，在该处进行含锌渣的沉积。在沉积熔渣时，生成含铅的锌蒸汽，该蒸汽和电热区气体一起被送入后燃室以氧化所述的蒸汽。将空气送入该装置中。结果得到含有锌45.3%（重量）和含铅35.1%（重量）〔来自原料精矿中所含铅的5.6%（重量）〕的粗颗粒和细颗粒升华物。
例9
类似例8处理含铅67.43%（重量）、锌2.71%（重量）、铜0.48%（重量）、铁2.84%（重量）、硫化物中硫15.33。（重量）、二氧化硅4.6%（重量）、氧化钙1.45%（重量）、氧化镁0.07%（重量）、氧化铝0.01%（重量）的硫化铅-锌精矿。此时所得到的炉料含铅62.1%（重量）、锌2.50%（重量）、铜0.44%（重量）、铁5.5%（重量）、硫化物中硫17.42%（重量）、二氧化硅4.24%（重量）、氧化钙3.06%（重量）、氧化镁0.06%（重量）、氧化铝0.01%（重量）。在富氧（O280%）空气气氛下以垂直火焰进行熔炼，进入的氧量按公式（1）算出。得到：Cж＝0.49，Ck＝0.294，Co＝0.216，A＝0.824，K＝1.483（在H＝2米时），B＝164。由此得出含氧气体消耗量（P）（换算成氧）为200标米3/吨炉料，或者考虑到含氧气体中氧的浓度，其消耗量为250标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量相对于炉料量为15.7%（重量）;粉尘中的含铅量为62.4%（重量）。
将氧化熔融物通过煤层过滤，所使用的煤量为86公斤/吨炉料。
上述处理的结果得到粗铅〔原料精矿中所含93.9%（重量）的铅转入其中〕，以及得到贫铅含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.41%（重量）转入渣中〕。此外，得到含有44.2%（重量）锌和33.6%（重量）铅〔来自原料精矿中所含铅的5.6%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
从所列入的实施处理含铅硫化物料的本发明方法的例1-5、8、9可见，在按照例8和例9的实施方法时，与例1-5比较，由硫化物原料中将铅提取入粗铅的量增加了0.5-0.9%（以原料精矿中所含铅的重量计）。此外，固体含碳还原剂用量减少9.1%（重量），含氧气体消耗量减少10.4%（重量）。
例10
处理含铅40.39%（重量）、锌8.24%（重量）、铜1.99%（重量）、铁6.24%（重量）、硫化物中硫17.96%（重量）、二氧化硅6.15%（重量）、氧化钙2.28%（重量）、氧化铝2.76%（重量）和氧化镁2.05%（重量）的硫化铅-锌精矿和硫化铅矿的混合物。
为此准备炉料，向精矿和矿石的原料混合物中添加熔剂。使用石灰石（氧化钙56%（重量）〕和黄铁矿〔铁42%（重量）〕的混合物作为熔剂，混合物中氧化钙和铁的重量比为0.60。上述熔剂的添加量为硫化物原料（精矿与矿石的混合物）重量的5%（以熔剂中氧化钙和铁的总量计）。所得到的炉料含有铅37.2%（重量）、锌7.59%（重量）、铜1.83%（重量）、铁8.63%（重量）、硫化物中硫19.84%（重量）、二氧化硅5.66%（重量）、氧化钙3.82%（重量）、氧化铝2.54%（重量）和氧化镁1.89%（重量）。
将所得到的炉料干燥至湿度1%（重量），并与氧化返回粉尘一起送入熔炼设备通过加热装置进行熔炼，加热装置的实际有效截面直径为0.06米。炉料消耗量为1吨/小时。在工业氧（O295%）气氛下以垂直火焰进行熔炼。此时，熔炼是在为完全氧化炉料中铅、铁、锌所必需的化学计算含氧气体（换算成氧）的消耗量（等于50.4标米3/吨炉料）下进行的。按公式（3），n＝1.3，计算出含氧气体（换算成氧）对1公斤炉料中硫化物中硫的消耗量（Q），此时Q＝0.616标米3。换算成氧的含氧气体对一吨炉料中全部硫化物的硫（198.4公斤）的消耗量为122.2标米3。含氧气体（换算成氧）的总消耗量为172.6标米3/吨炉料，或考虑到含氧气体中氧的浓度，其消耗量为182标米3/吨炉料。熔炼设备的熔炼区高度（H）为2.0米。
结果，得到主要含有金属氧化物的氧化熔融物，和氧化返回粉尘与熔炼气体的混合物。在电收尘器中将上述粉尘与熔炼气体分离并连续将这些粉尘返回熔炼。连续返回熔炼的氧化返回粉尘的量相对于炉料量为16.5%（重量），粉尘中铅的含量为62.5%（重量）。
将氧化熔融物通过焦炭层过滤，使用的焦炭量为52公斤/吨炉料。此时金属氧化物，主要是氧化铅还原成金属。
上述处理的结果，得到含铜0.55%（重量）的粗铅〔硫化物原料（精矿与矿石的混合物）中所含铅的93.1%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔硫化物原料中所含铅的0.66%（重量）转入渣中〕，和含有铜25.4%（重量）的冰铜〔硫化物原料中所含铅的3.5%（重量）转入冰铜〕。
将上述熔融产物流入熔炼设备的电热区，在该处沉积贫铅的含锌渣。用空气不断地将邻近熔炼设备炉底的下层粗铅冷却至650℃。在沉积熔渣时形成含铅的锌蒸汽，将该蒸汽和电热区的气体一起送入后燃室以氧化所述的蒸汽。将空气送入这一装置中，结果得到含锌45.5%（重量）和含铅35.0%（重量）〔来自硫化物原料中所含铅的2.6%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例11
类似例10处理含铅46.04%（重量）、锌10.04%（重量）、铜2.20%（重量）、铁6.16%（重量）、硫化物中硫20.24%（重量）、二氧化硅6.62%（重量）、氧化钙2.18%（重量）、氧化铝2.39%（重量）和氧化镁2.18%（重量）的硫化铅-锌矿和硫化铅精矿的混合物。此时得到的炉料含铅42.4%（重量）、锌9.25%（重量）、铜2.03%（重量）、铁8.56%（重量）、硫化物中硫21.94%（重量）、二氧化硅6.1%（重量）、氧化钙3.73%（重量）、氧化铝2.2%（重量）和氧化镁2.01%（重量）。在工业氧（O295%）气氛中以垂直火焰进行熔炼，此时，是在为完全氧化炉料中铅、铁、锌所必需的含氧气体（换算成氧）的化学计算消耗量下进行熔炼。该消耗量为55.8标米3/吨炉料。根据公式（3）计算对1公斤炉料中硫化物中硫的含氧气体（换算成氧）的消耗量（Q），当n＝1.05，Q＝0.632标米3。对1吨炉料中全部硫化物中硫（219.4公斤），含氧气体（换算成氧）的消耗量为138.7标米3。含氧气体总消耗量（换算成氧）为194.5标米3/吨炉料，或考虑到含氧气体中氧的浓度，其消耗量为204标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量相对于炉料量为16.5%（重量）;粉尘中铅的含量为62.0%（重量）。
上述处理的结果，得到含铜0.88%（重量）的粗铅〔在硫化物原料（矿石与精矿的混合物）中所含铅的93.0%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔硫化物原料中所含铅的0.68%（重量）转入渣中〕和含铜26.8%（重量）的冰铜〔在硫化物原料中所含铅的3.41%（重量）转入冰铜〕。
不断地将邻近熔炼设备炉底的下层粗铅冷却至900℃。
与上述产品同时得到含锌44.1%（重量）和含铅35.6%（重量）〔来自硫化物原料中所含铅的2.8%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例12
类似例10处理含有铅46.04%（重量）、锌10.04%（重量）、铜2.20%（重量）、铁6.16%（重量）、硫化物中的硫20.24%（重量）、二氧化硅6.62%（重量）、氧化钙2.18%（重量）、氧化铝2.39%（重量）和氧化镁2.18%（重量）的硫化铅-锌矿和硫化铅精矿的混合物。此时所得到的炉料含有铅42.4%（重量）、锌9.25%（重量）、铜2.03%（重量）、铁8.56%（重量）、硫化物中的硫21.94%（重量）、二氧化硅6.1%（重量）、氧化钙3.73%（重量）、氧化铝2.2%（重量）和氧化镁2.01%（重量）。在工业氧（O295%）气氛下，以垂直火焰进行熔炼。此时，是在为完全氧化炉料中铅、铁、锌所必须的含氧气体（换算成氧）化学计算消耗量下进行熔炼，该消耗量为55.8标米3/吨炉料。按公式（3）计算对1公斤炉料中硫化物中硫的含氧气体（换算成氧）的消耗量（Q）。当n＝1.05时，Q＝0.632标米3。对1吨炉料中全部硫化物的硫（219.4公斤）的含氧气体（换算成氧）消耗量为138.7标米3。含氧气体（换算成氧）的总消耗量为194.5标米3/吨炉料，或考虑到含氧气体中氧的浓度，其消耗量为204标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘的量相对炉料量为16.4%（重量），粉尘中铅的含量为62.1%（重量）。
上述处理的结果，得到含铜0.56%（重量）的粗铅〔在硫化物原料（矿石与精矿的混合物）中所含铅的93.2%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅含锌渣〔硫化物原料中所含铅的0.73%（重量）转入渣中〕和含铜25.9%（重量）的冰铜〔硫化物原料中所含铅的3.55%（重量）转入冰铜〕。
用空气不断地将邻近熔炼设备炉底的下层粗铅冷至650℃。
在得到上述产物同时得到含有锌44.9%（重量）和铅35.1%（重量）〔来自硫化物原料中所含铅的2.4%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例13
类似例10处理含有铅46.04%（重量）、锌10.04%（重量）、铜2.20%（重量）、铁6.16%（重量）、硫化物中的硫20.24%（重量）、二氧化硅6.62%（重量）、氧化钙2.18%（重量）、氧化铝2.39%（重量）和氧化镁2.18%（重量）的硫化铅-锌矿和硫化铅精矿的混合物。此时得到的炉料含有铅42.4%（重量）、锌9.25%（重量）、铜2.03%（重量）、铁8.56%（重量）、硫化物中的硫21.94%（重量）、二氧化硅6.1%（重量）、氧化钙3.73%（重量）、氧化铝2.2%（重量）和氧化镁2.01%（重量），在富氧空气气氛中（O270%），以垂直火焰进行熔炼。此时，在为完全氧化炉料中的铅、铁、锌所必须的含氧空气（换算成氧）化学计算消耗量下进行熔炼，该消耗量为55.8标米3/吨矿料。按公式（3）计算，对1公斤炉料中硫化物硫的含氧气体（换算成氧）的消耗量，当n＝0.65时，Q＝0.658标米3。对每吨炉料中全部硫化物中硫（219.4公斤）的含氧气体消耗量（换算成氧）为144.3标米3。含氧气体的总消耗量（换算成氧）为200.1标米3/吨炉料，或考虑到含氧气体中氧的浓度，其消耗量为286标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为17.2%（重量），粉尘中铅的含量为61.7%（重量）。
上述处理的结果得到含有铜0.62%（重量）的粗铅〔在硫化物原料（矿石与精矿的混合物）中所含铅的93.1%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔在硫化物原料中所含铅的0.75%（重量）转入渣中〕和含有铜25.5%（重量）的冰铜〔硫化物原料中所含铅的3.72%（重量）转入冰铜〕。
用空气不断地将邻近熔炼设备炉底的下层粗铅冷却至650℃。
与得到上述产物的同时得到含有锌45.0%（重量）和铅35.0%（重量）〔来自硫化物原料中所含铅的2.3%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例14
类似例10处理含有铅46.04%（重量）、锌10.04%（重量）、铜2.20%（重量）、铁6.16%（重量）、硫化物中的硫20.24%（重量）、二氧化硅6.62%（重量）、氧化钙2.18%（重量）、氧化铝2.39%（重量）和氧化镁2.18%（重量）的硫化铅-锌矿和硫化铅精矿的混合物。此时得到的炉料含有铅42.4%（重量）、锌9.25%（重量）、铜2.03%（重量）、铁8.56%（重量）、硫化物中的硫21.94%（重量）、二氧化硅6.1%（重量）、氧化钙3.73%（重量）、氧化铝2.2%（重量）和氧化镁2.01%（重量）。在工业氧（O295%）气氛下，以垂直火焰进行熔炼。此时是在为完全氧化炉料中的铅、铁、锌所必须的含氧气体（换算成氧）化学计算消耗量下进行熔炼，该消耗量为55.8标米3/吨炉料。按公式（3）计算对炉料中1公斤硫化物的硫，含氧气体的消耗量（换算成氧）（Q），当n＝1.05时，Q＝0.632标米3。对每吨炉料中全部硫化物的硫（219.4公斤）的含氧气体消耗量（换算成氧）为138.7标米3。含氧气体的总消耗量（换算成氧）为194.5标米3/吨炉料，或考虑到含氧气体中氧的浓度，其消耗量为204标米3/吨炉料。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为15.5%（重量）;粉尘中铅的含量为61.9%（重量）。
上述处理的结果，得到含铜0.33%（重量）的粗铅〔硫化物原料（矿石与精矿的混合物）中所含铅的93.3%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅含锌渣〔硫化物原料中所含铅的0.70%（重量）转入渣中〕和含铜24.1%（重量）的冰铜〔硫化物原料中所含铅的3.88%（重量）转入冰铜〕。
用空气不断地将邻近熔炼设备炉底的下层粗铅冷却至330℃。
在得到上述产物的同时，得到含锌44.7%（重量）和铅35.1%（重量）〔来自硫化物原料中所含铅的2.0%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
由引入的实施处理含铅硫化物料的本发明方法的例7、10-14可见，在按例10-14的实施方法时，与例7相比较，实际上改善了铅和冰铜的质量。这时，不需要粗铅除铜的初精炼阶段。
例15
类似例1处理例1中所述的硫化铅-锌精矿。此时得到的炉料含有铅47.08%（重量）、锌8.39%（重量）、铜0.67%（重量）、铁6.21%（重量）、硫化物中的硫18.32%（重量）、二氧化硅4.13%（重量）、氧化钙3.09%（重量）、氧化铅0.63%（重量）、氧化镁0.36%（重量）。将所准备的炉料和氧化返回粉尘一起送入熔炼设备通过加热装置进行熔炼，该加热装置的实际有效截面直径（dэ）是根据公式（4）所定，此时工业氧的密度（ρ）＝1.42公斤/米3，炉料消耗量（M）＝0.278公斤/秒，脱硫率（δ）＝1.0，参数τ＝0.2176（秒）（按公式（5）进行τ的计算）。加热装置的实际有效截面直径（dэ）＝0.089米。连续返回熔炼的氧化返回粉尘的量，相对炉料量为16.4%（重量）;粉尘中含铅为59.18%（重量）。
上述处理的结果，得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.4%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.41%（重量）转入渣中〕。此外，得到含锌46.1%（重量）和铅33.4%（重量）〔原料精矿中所含铅的6.1%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例16
类似例8处理例8中所述的硫化铅-锌精矿。将所准备的炉料与氧化返回粉尘一起送入熔炼设备通过加热装置进行熔炼，加热装置的的实际有效截面直径（dэ）按公式（4）决定，此时工业氧的密度（ρ）＝1.42公斤/米3，炉料消耗量（M）＝0.278公斤/秒，脱硫率（δ）＝1.0，参数τ＝0.2176秒（按公式（5）进行τ的计算）。加热设备的实际有效截面直径（dэ）＝0.089米。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为15.1%（重量）;粉尘中铅的含量为60.87%（重量）。
上述处理的结果，得到粗铅〔原料精矿中所含铅的94.0%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.44%（重量）转入渣中〕。此外，得到含锌45.3%（重量）和含铅34.1%（重量）〔来自原料精矿中所含铅的5.5%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例17
类似例10处理例10中所述的硫化物矿石和硫化铅-锌精矿的混合物。将所准备的炉料和氧化返回粉尘一起送入熔炼设备通过加热装置进行熔炼，加热装置的实际有效截面直径（dэ）按公式（4）决定，此时工业氧的密度（ρ）＝1.42公斤/米3，炉料消耗量（M）＝0.278公斤/秒，脱硫率（δ）＝0.5，参数τ＝0.101秒〔按公式（5）进行τ的计算）。加热装置的实际有效截面直径（dэ）＝0.043米。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为16.4%（重量）;粉尘中含铅62.6%（重量）。
上述处理的结果，得到含铜0.5%（重量）的粗铅〔硫化物原料（矿石与精矿的混合物）中所含铅的93.3%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔硫化物原料中所含铅的0.61%（重量）转入渣中〕和含铜26.6%（重量）的冰铜〔硫化物原料中所含铅的3.1%（重量）转入冰铜〕。此外，得到含锌45.5%（重量）和铅35.1%（重量）〔来自硫化物原料中所含铅的2.9%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例18
类似例1处理例1中所述的硫化铅-锌精矿。此时，在炉料通过加热装置进行熔炼前，将起始炉料8.8%（重量）的炉料部分粉碎至粒度小于起始炉料粒度的4倍，然后将粉碎的炉料部分与剩余部分混合並进行熔炼。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为13.3%（重量）;粉尘中铅的含量为62.3%（重量）。
将氧化的熔融物通过焦炭层过滤，焦炭使用量为48公斤/吨炉料。
上述处理的结果，得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.5%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.7%（重量）转入渣中〕。此外，得到含锌45.6%（重量）和铅34.7%（重量）〔来自原料精矿中所含铅的5.8%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例19
类似例1进行处理例1中所述的硫化铅-锌精矿。此时，在炉料通过加热装置进行熔炼前，将起始炉料8.8%（重量）的炉料部分粉碎至粒度比起始炉料的粒度小8倍，然后将粉碎的炉料部分与剩余炉料部分混合並进行熔炼。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为15.3%（重量）;粉尘中的铅含量为59.9%（重量）。
将氧化的熔融物通过焦炭过滤，焦炭的使用量为49公斤/吨炉料。
上述处理的结果，得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.6%（重量）转入其中〕，以及贫铅的含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.7%（重量）转入渣中〕。此外，得到含锌45.5%（重量）和铅34.8%（重量）〔来自原料精矿中所含铅的5.6%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例20
类似例8处理例8中所述的硫化铅-锌精矿。此时，在炉料通过加热装置进行熔炼前，将起始炉料8.8%（重量）的部分炉料粉碎至粒度比起始炉料的粒度小6倍，然后将粉碎的炉料部分与剩余部分混合並进行熔炼。连续返回熔炼的氧化返回粉尘的量，相对炉料量为16.0%（重量）;粉尘中的铅含量为61.3%（重量）。
将氧化熔融物通过焦炭层过滤，焦炭用量为43公斤/吨炉料。
上述处理的结果，得到粗铅〔原料精矿中所含铅的94.1%（重量）转入其中〕，以及贫铅含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.44%（重量）转入渣中〕。此外，得到含锌45.5%（重量）和铅34.3%（重量）〔来自原料精矿中所含铅的5.4%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例21
类似例8处理例8中所述的硫化铅-锌精矿。此时，在炉料通过加热装置进行熔炼前，将13%的起始炉料粉碎至粒度小于起始炉料粒度的6倍，然后将粉碎的炉料部分与剩余部分混合并进行熔炼。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为16.3%（重量）;粉尘中铅含量为61.0%（重量）。
将氧化熔融物通过焦炭层过滤，焦炭用量为44公斤/吨炉料。
上述处理的结果，得到粗铅〔原料精矿中所含铅的94.1%（重量）转入其中〕，以及贫铅含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.46%（重量）转入渣中〕。此外，得到含锌45.5%（重量）和铅34.5%（重量）〔来自原料精矿中所含铅的5.4%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
例22
类似例10处理例10中所述的硫化铅矿石和硫化铅-锌精矿的混合物。此时，在炉料通过加热装置进行熔炼前，将起始炉料4.5%（重量）的炉料部分粉碎至粒度比起始炉料粒度小6倍，然后将粉碎的炉料部分与剩余部分混合并进行熔炼。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为16.6%（重量）;粉尘中铅的含量为62.2%（重量）。
将氧化熔融物通过焦炭层过滤，焦炭用量为48公斤/吨炉料。
上述处理的结果，得到含铜0.56%（重量）的粗铅〔硫化物原料（矿石与精矿的混合物）所含铅的93.4%（重量）转入其中〕，以及贫铅含锌渣〔硫化物原料中所含铅的0.6%（重量）转入渣中〕，和含铜26.2%（重量）的冰铜〔硫化物原料中所含铅的3.2%（重量）转入冰铜〕。此外，得到含锌45.3%（重量）和铅34.4%（重量）〔来自硫化物原料中所含铅的2.7%（重量）〕的氧化粗颗粒和细颗粒升华物。
由引入的实施处理含铅硫化物料的本发明方法的例1、8、10、18-22可见，在按例18-22实施本方法时与例1、8、10相比较，从硫化物原料中将铅提炼成粗铅提高了0.2～0.5%（以硫化物原料中所含铅的重量计）。此外，使用的固体含碳还原剂的消耗量减少8-14%（重量）。
例23
类似例1处理例1中所述的硫化铅-锌精矿。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为16.4%（重量）;粉尘中铅的含量为61.7%（重量）。
上述处理的结果得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.2%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.59%（重量）转入渣中〕。
在用空气氧化在沉积含锌渣时所形成的含铅的锌蒸汽时，后燃室中的压力为（-19.6）帕。
结果得到含铅8.13%（重量）和锌48.2%（重量）的氧化粗颗粒升华物〔原料精矿中所含铅的1.2%（重量）转入该升华物中〕。上述氧化粗颗粒升华物在后燃室中沉积。此外，得到含铅61.2%（重量）和锌10.75%（重量）的细颗粒升华物，原料精矿中所含铅的4.9%（重量）转入该升华物中。将上述细颗粒升华物用布袋收尘器分离並送入熔炼设备进行熔炼。
例24
类似例8处理例8中所述的硫化铅-锌精矿。连续返回熔炼的返回粉尘量，相对炉料量为15.6%（重量）;粉尘中铅的含量为62.2%（重量）。上述处理的结果，得到粗铅〔原料精矿中所含铅的93.9%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.38%（重量）转入渣中〕。
在用空气氧化在沉积含锌渣时形成的含铅的锌蒸汽时，后燃室的压力为（-0.1）帕。
结果得到含铅8.0%（重量）和锌34.3%（重量）的氧化粗颗粒升华物，原料精矿中所含铅的1.2%（重量）转入该升华物中。在后燃室中将上述氧化粗颗粒升华物沉积。此外，得到含铅61.1%（重量）和锌28.9%（重量）的氧化细颗粒升华物，原料精矿中所含铅的4.4%（重量）转入该升华物中。用布袋收尘器将上述氧化细颗粒升华物分离並送入熔炼设备进行熔炼。
例25
类似例10处理例10中所述的硫化铅矿石和硫化铅-锌精矿的混合物。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为16.5%;粉尘中铅的含量为62.5%（重量）。
上述处理的结果，得到含铜0.55%（重量）的粗铅〔硫化物原料（矿石与精矿的混合物）中所含铅的93.3%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅含锌渣〔硫化物原料中所含铅的0.46%（重量）转入渣中〕和含铜25.4%（重量）的冰铜〔硫化物原料中所含铅的3.5%（重量）转入冰铜〕。
在用空气氧化在沉淀含锌渣时形成的含铅的锌蒸汽时，后燃室中的压力为（+19.6）帕。
结果得到含铅9.8%（重量）和锌56.5%（重量）的氧化粗颗粒升华物，硫化物原料中所含铅的0.5%（重量）转入该升华物。在后燃室中将上述氧化粗颗粒升华物沉积。此外，得到含铅59.3%（重量）和含锌12.1%（重量）的氧化细颗粒升华物，硫化物原料中所含铅的2.1%转入该升华物。用布袋收尘器将上述氧化细颗粒升华物分离並送入熔炼设备进行熔炼。
由所引入的实施所建议的处理含铅硫化物料方法的例1、8、10、23-25可见，在按例23-25实施方法时，与例1、8、10比较，氧化细颗粒升华物富集铅。这就可以将其送入熔炼设备进行熔炼，並由此使从硫化物原料中将铅提取进粗铅的量提高0.1～0.2%（以硫化物原料中所含铅的重量计）。
例26
类似例8处理例8中所述的硫化铅-锌精矿。此时，在将炉料送去通过加热装置进行熔炼前，将起始炉料8.8%（重量）的炉料部分粉碎至粒度比起始炉料的粒度小6倍，然后将粉碎的炉料部分与剩余部分混合並和氧化返回粉尘一起送入熔炼设备通过加热装置进行熔炼。按公式（4）算出加热装置的实际有效截面直径（dэ），此时，工业氧的密度（ρ）＝1.42公斤/米3，炉料消耗量（M）＝0.278公斤/秒，脱硫率（δ）＝1.0，参数τ＝0.2176秒〔按公式（5）进行τ的计算〕。加热装置的实际有效截面直径（dэ）＝0.089米。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为15.6%（重量）;粉尘中铅的含量为62.20%（重量）。
上述处理的结果，得到粗铅〔原料精矿中所含铅的94.4%（重量）转入其中〕以及得到贫铅含锌渣〔原料精矿中所含铅的0.38%（重量）转入渣中〕。
在用空气氧化在沉积含锌渣时形成的含铅的锌蒸汽时，后燃室中的压力为（-0.1）帕。
结果得到含铅8.0%（重量）和锌35.6%（重量）的氧化粗颗粒升华物，原料精矿中所含铅的1.2%（重量）转入该升华物。在后燃室中将上述氧化粗颗粒升华物沉积。此外，得到含铅61.1%（重量）和锌28.9%（重量）的氧化细颗粒升华物，原料精矿中所含铅的4.0%（重量）转入该升华物。用布袋收尘器将上述氧化细颗粒升华物分离並送入熔炼设备进行熔炼。
由引用的实施所建议的处理含铅-锌硫化物料方法的例8和26可见，在按例26的方法实施时，与例8比较，使从硫化物原料中将铅提取进粗铅的量提高0.6%（以硫化物原料中所含铅的重量计）。
例27
类似例10处理例10中所述的硫化铅矿石与硫化铅-锌精矿的混合物。此时，在将炉料送去通过加热装置进行熔炼前，将起始炉料4.5%（重量）的炉料部分粉碎至粒度比起始炉料粒度小6倍，然后将粉碎的炉料部分与剩余部分混合，和氧化返回粉尘一起送入熔炼设备，通过加热装置进行熔炼。按公式（4）算出加热装置的实际有效截面直径（dэ）。此时，工业氧的密度（ρ）＝1.42公斤/米3，炉料消耗量（M）＝0.278公斤/秒，脱硫率（δ）＝0.5，参数τ＝0.101秒〔按公式（5）进行τ的计算〕。加热装置的实际有效截面直径（dэ）＝0.043米。连续返回熔炼的氧化返回粉尘量，相对炉料量为16.5%（重量）;粉尘中铅的含量为62.5%（重量）。
上述处理的结果，得到含铜0.45%（重量）的粗铅〔硫化物原料（矿石与精矿的混合物）所含铅的93.8%（重量）转入其中〕，以及得到贫铅的含锌渣〔硫化物原料中所含铅的0.45%（重量）转入渣中〕和含铜27.1%（重量）的冰铜〔硫化物原料中所含铅的3.1%（重量）转入冰铜〕。
在用空气氧化在沉积含锌渣时形成的含铅的锌蒸汽时，后燃室的压力为（+19.6）帕。
结果，得到含铅9.8%（重量）和锌56.5%（重量）的氧化粗颗粒升华物，硫化物原料中所含铅的0.5%（重量）转入该升华物。在后燃室中将上述氧化粗颗粒升华物沉积。此外，得到含铅59.3%（重量）和锌12.1%（重量）的氧化细颗粒升华物，硫化物原料中所含铅的2.1%（重量）转入此升华物中。用布袋收尘器将上述氧化细颗粒升华物分离并送入熔炼设备进行熔炼。
由所引用的实施所建议的处理含铅硫化物料方法的例10和27可见，当按例27的实施方法时，与例10比较，使从硫化物原料中将铅提取进粗铅的量提高0.7%（以硫化物原料中所含铅的重量计）。
因此，所建议的处理硫化铅和硫化铅-锌矿石和/或精矿的方法可以有效地从上述硫化物料中提炼铅，即与公知的将铅提取进粗铅的方法比较，提高0.9～2.3（以硫化物原料中所含铅的重量计）。此外，本方法可以从上述硫化物料中将硫提炼成适用于生产硫酸的高浓度硫的熔炼气体〔30～50%（重量）〕，将锌转化成贫铅含锌渣和氧化粗颗粒升华物，以及将铜〔当其在原料中的含量大于1%（重量）时〕转化成标准冰铜。
Claims (7)
1、处理硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿的方法，该矿石和/或精矿含有金属的，包括铁和铜的化合物，二氧化硅，铝、钙和镁的氧化物，该方法包括将由上述硫化物料和熔剂组成的炉料和氧化返回粉尘一起，通过加热装置进行熔炼，上述炉料与氧化返回粉料一起进行的熔炼是在含氧气体气氛下以垂直火焰进行的，得到主要含金属氧化物的氧化熔融物，以及氧化返回粉尘与熔炼气体的混合物，将上述氧化返回粉尘与熔炼气体分离並将粉尘返回熔炼，通过在固体含碳物料上过滤氧化熔融物的方法将金属氧化物，主要是氧化铅还原成金属，得到粗铅和贫铅含锌渣，将该渣沉积，生成含铅的锌蒸汽，用含氧气体将上述含铅锌蒸汽氧化，得到粗颗粒和细颗粒氧化升华物，其特征在于使用石灰石或石灰与含铁物料的混合物作为熔剂，混合物中氧化钙与铁的重量比为0.43～0.76，此时，上述混合物所使用的量为原料矿石和/或精矿的5～22%(重量)(以该混合物中氧化钙和铁的总量计)。
2、如权利要求1的方法，其特征在于是在为完全氧化炉料中的金属和硫化物的硫所必须的化学计算量的最低含氧气体消耗量（换算成氧）下对炉料和氧化返回粉尘一起进行熔炼，结果在得到粗铅和贫铅含锌渣的同时得到富铜的冰铜。
3、如权利要求1的方法，其特征在于在按如下公式计算的含氧气体消耗量下进行炉料与氧化返回粉尘一起的熔炼。
P＝A·B·K
此处P-含氧气体消耗量（换算成氧），标米3/吨炉料，
A＝1.542-3.299Ck-7.972Co-4.285Cж+28.851CkCo+14.657CkCж+27.370CoCж-88.895CoCжCk，此时，Ck+Co+Cж＝1-炉料中酸性氧化物CK（SiO2和Al2O3），碱性氧化物Co（CaO和MgO）和铁CЖ（换算成FeO）的总浓度，同时浓度以重量份额表示，
B-完全氧化炉料中金属和硫化物的硫所必须的含氧气体化学计算消耗量，标米3/吨炉料，
K＝1+ 0.965/(H) ，此处H-熔炼区的高度，米。
4、如权利要求1的方法，其特征在于在为完全氧化炉料中铅、铁和锌所必须的含氧气体化学计算消耗量（换算成氧）下，以及按如下公式计算的对炉料中1公斤硫化物的硫的含氧气体消耗量（换算成氧）下将炉料与氧化返回粉尘一起进行熔炼：
Q＝0.70·（1-n- (Ccu)/(Cs) ），
此处Q-对炉料中1公斤硫化物中硫的含氧气体消耗量（换算成氧），标米3，
n-氧化熔融物中硫化物的硫对铜的重量比＝0.65-1.30，
Ccu，Cs-炉料中铜和硫化物中硫的浓度，%（重量），不断将下层粗铅冷却至330-900℃，结果在得到粗铅和贫铅的含锌渣同时，得到富铜的冰铜。
5、如权利要求1-4的方法，其特征在于将炉料与氧化返回粉尘一起通过加热装置进行熔炼，加热装置的实际有效截面直径按以下公式算出：
此处dз-加热装置实际有效截面直径，米，
δ-按熔炼气体中的硫量对炉料中硫量的比例算出的脱硫率，
M-炉料消耗量，公斤/秒，
ρ-含氧气体密度，公斤/米3，
H-熔炼区高度，米，
τ＝-0.0703+0.3031δ-0.0157δ2-8.17·10-5·δ·Ccao-3.64·10-3·Csio2+1.83·10-5· 
+8.899·10-4·Ccao+2.768·10-3，C2 cao，秒，
Cs，Ccao，Csio2-炉料中硫化物的硫、氧化钙和二氧化硅的浓度，%（重量）。
6、如权利要求1-5的方法，其特征在于在炉料通过加热装置进行熔炼前，将起始炉料的4.5-13%（重量）的炉料部份粉碎至粒度比起始炉料粒度小4-8倍，然后将粉碎的炉料部份与剩余部份混合。
7、如权利要求1-6的方法，其特征在于在-19.6-+19.6帕的压力下用含氧气体氧化含铅的锌蒸汽，得到富氧化锌的粗颗粒氧化升华物和富氧化铅的细颗粒氧化升华物，将上述细颗粒氧化升华物送去熔炼。
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