CN103243225A - 一种熔池熔炼选择性分离铅铋精矿中铋和铅的方法 - Google Patents

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Abstract

一种熔池熔炼选择性分离铅铋精矿中铋和铅的方法，将铅铋精矿加入到氧化铅含量为32～43%且温度1100～1300℃的高温熔体中，同时加入铁矿石、石英石和石灰石调整高温熔体的FeO∶SiO2∶CaO质量比例，保持在1.0～1.5∶0.8～1.2∶0.3～0.45，连续通入浓度为40～60%的富氧空气氧化熔炼，控制铅铋精矿中的铋和银全部还原进入粗铋，使铅以氧化铅形式进入氧化熔炼渣中，然后放出粗铋和氧化熔炼渣。本发明通过控制氧化熔炼渣中氧化铅的含量，抑制了熔池氧化熔炼过程氧化铅的还原实现铅铋精矿中铋和铅的选择性熔炼分离；在熔池氧化熔炼过程实现了铅铋精矿中铋和银的直接还原，提高了铋和银的回收率。

Description

一种熔池熔炼选择性分离铅铋精矿中铋和铅的方法
 
技术领域  本发明涉及冶金领域中火法冶金过程，特别是熔池熔炼选择性分离铅铋精矿中铋和铅的火法冶金方法。
 
背景技术  铋是重要的重有色金属，但其矿物大多与钨、钼、铅、锡和铜等金属矿物共生，很少形成单独具有开采价值的矿床，往往需要在其它主金属如钨钼等金属选矿过程中分离出铋精矿，但是有一些矿物如铅铋矿石即使选矿也无法将它们分开，选矿的最终产物是铅铋精矿。另外，含铋较低的矿石在选矿过程中铋进入主金属矿物精矿产品，然后再从主金属冶炼过程的副产物中回收，如铜冶炼的烟灰和铅冶炼的氧化铋渣等。
铋的冶炼工艺通常是含铋原料经过火法冶炼和湿法冶炼方法富集后产出粗铋，然后采用火法精炼或电解精炼方法产出合格精铋。按照富集过程采用方法的不同，分为火法冶炼工艺和湿法冶炼工艺。
铋的传统火法冶炼工艺主要有沉淀熔炼、还原熔炼和混合熔炼三种方法（汪立果.铋冶金.北京,冶金工业出版社,1986.）。沉淀熔炼则主要用于处理含铋较高的硫化铋精矿，还原熔炼适合于处理含铋氧化物的原料，混合熔炼适合于处理既含硫化铋矿又含氧化铋的原料。其中沉淀熔炼方法是基于铁对硫的亲和力大于铋与硫的亲和力，在熔融状态下用金属铁将硫化铋中的铋置换产出金属铋，即用纯碱和萤石作熔剂，加入足够的铁屑做还原剂，在高温下铁屑将硫化铋精矿中的铋置换出来，产出粗铋、烟尘和熔炼渣，粗铋再经过精炼过程产出精铋。还原熔炼则是用在高温下用炭将氧化铋渣还原产出粗铋，主要用于处理含铋氧化物原料，对于硫化铋矿则需要焙烧脱硫使其转化为氧化物后进行。而混合熔炼法则是将上述两种方法结合起来，不仅兼有两者的优点，而且便于生产操作，所以混合熔炼法是目前应用最广泛的方法。而低温熔盐直接炼铋技术是近些年开发的新技术，专利ZL201010211090.0提出以金属氧化物为固硫剂，在温度800～950℃下熔炼直接产出粗铋和金属硫化物，金属硫化物经过焙烧脱硫后返回使用（唐谟堂,杨建广,唐朝波,陈永明,杨声海,何静.一种铋的低温熔盐清洁冶金方法.专利号ZL201010211090.0, 授权日期: 2012年7月25日.）。该工艺具有熔炼温度低和主体工艺简单的优点，但是存在辅助设施庞大和综合成本高的缺点。
硫化铋精矿的湿法处理工艺主要有矿浆电解法、三氯化铁浸出-铁粉置换法，三氯化铁浸出-隔膜电积法，三氯化铁浸出-水解沉铋法，氯气选择性浸出法，盐酸-亚硝酸浸出法和氯化水解法等（彭容秋.重金属冶金工厂原料的综合利用.长沙,中南大学出版社,2006.）。矿浆电解法则是在氯化物体系中采用电解的方法实现铋的溶出与电沉积等过程（江培海,邱定蕃,张寅生,王成彦,王含渊.从硫化铋矿矿浆电解提取铋的方法.专利号ZL96103248.0, 授权日期: 1999年3月31日.），具有工艺流程短的优点，但是生产过程操作复杂，难以顺利运行。氯化物体系湿法处理工艺主要是在氯化物体系中用三氯化铁、氯气和亚硝酸等作为氧化剂氧化浸出硫化铋精矿，铋以三氯化铋的形式进入溶液，然后再用铁粉置换、水解沉淀和还原干馏等方法回收浸出液中的铋。湿法处理工艺具有操作简单的优点，但是存在有价金属分散严重、处理工艺长、废水量大和金属回收率低等缺点。
铅铋精矿是一种重要的铋的资源，目前普遍的处理方法有两种，一种方法是直接引入铅冶炼过程，使铋富集进入粗铅，然后在电解精炼时富集进入铅阳极泥，最后从氧化铋渣中提取（熊德强,肖金娥.从金银冶炼氧化渣中回收铋的生产实践,贵金属,2005,26(2):16~21.），这种方法虽然有效地回收了铋，但是存在工艺过程长、电铅质量降低、铋回收率低的缺点。另一种方法是经过焙烧烧结后在鼓风炉中熔炼产出铅铋合金，然后经过两段电解产出阴极铋，该方法虽然直接以回收铋为目的，但是生产工艺落后、环境污染严重。基于传统铋冶炼方法的不足，本专利发明人提出申请号为201110260279.3的“一种硫化铋精矿的熔池熔炼方法”专利申请（杨天足,张杜超,刘伟锋,滕明珺,宾万达,李俊.一种硫化铋精矿的熔池熔炼方法.申请号201110260279.3, 申请日期: 2011年9月5日.），该专利申请采用熔池熔炼方法熔炼硫化铋精矿，具有生产成本低和环境友好等优点，但是由于氧化熔炼和还原熔炼过程都有铅铋合金产出，导致铋分散且回收率低，产出的粗铋合金含铅较高，不利于后续直接精炼铋过程进行，也不能在熔炼过程实现铋和铅的选择性分离。
 
发明内容  为了克服铅铋精矿处理方法的不足，本发明提供一种熔池熔炼选择性分离铅铋精矿中铋和铅，且铋回收率高、环境友好的火法冶金方法。
为达到上述目的本发明采用的技术方案是：将铅铋精矿加入到含氧化铅的高温熔体中，同时加入熔剂使整个体系的FeO∶SiO2∶CaO质量比例保持在规定范围，连续通入富氧空气进行氧化熔炼，通过控制氧化熔炼渣中氧化铅的含量，进而实现铅铋精矿中铋和银的完全还原并产出高品位粗铋，使铅以氧化铅形式进入氧化熔炼渣中，再通过熔池还原熔炼过程产出粗铅。本发明的核心是通过控制氧化反应的程度，用氧化铅替代氧化铋进入氧化熔炼渣，达到铋和银的选择性还原而铅不被还原的目的，反应程度的控制是通过控制氧化熔炼渣中氧化铅含量来实现的。
具体的工艺过程和参数如下：
将铅铋精矿加入到氧化铅含量为32～43%且温度1100～1300℃的高温熔体中，同时加入铁矿石、石英石和石灰石以调整高温熔体的FeO∶SiO2∶CaO质量比例稳定在1.0～1.5∶0.8～1.2∶0.3～0.45，连续通入浓度为40～60%的富氧空气氧化熔炼，始终将高温熔体中氧化铅的含量控制在32～43%之间，此时可以控制铅铋精矿中的铋和银全部还原进入粗铋，使铅以氧化铅形式进入氧化熔炼渣中，然后放出粗铋和氧化熔炼渣，粗铋中铋的含量达到95%以上，氧化熔炼渣在还原熔炼过程产出粗铅。
氧化熔炼过程的化学反应为：
PbS+O2=PbO+3SO2                        （1）
2Bi2S3+9O2=2Bi2O3+6SO2                     （2）Bi2S3+3O2=2Bi+3SO2                        （3）
Bi2S3+2Bi2O3=6Bi+3SO2                        （4）
2Bi2O3+6PbS=4Bi+6PbO+3SO2                    （5）
Bi2S3+6PbO2=2Bi+6PbO+3SO2                    （6）
Bi2S3+3Pb=2Bi+3PbS                       （7）
Bi2O3+3Pb=2Bi+3PbO                       （8）
本发明适用于处理铅铋精矿，其主要成分范围以重量百分比计为（%）：Bi5～30、Pb20～50、S10～28和Ag0.1～1.5；也适合于处理该成分的硫化铅和硫化铋混合精矿。
本发明与传统的铅铋精矿处理工艺比较，有以下优点：1、通过控制氧化熔炼渣中氧化铅的含量，抑制了熔池氧化熔炼过程氧化铅的还原，使铋和银完全进入粗铋，实现铅铋精矿中铋和铅的选择性熔炼分离；2、在熔池氧化熔炼过程实现了铅铋精矿中铋和银的直接还原，提高了铋和银的回收率，且氧化熔炼过程烟尘率低；3、氧化熔炼过程产出的粗铋含量高，含铋达到95%以上，可以直接进行铋电解精炼；4、本发明具有处理流程短、工艺过程稳定的优点。
附图说明
图1：本发明工艺流程示意图。
具体实施方式：
实施例1：
铅铋精矿主要成分范围以重量百分比计为（%）：Bi21.5、Pb38.4、S18.6和Ag0.5，将铅铋精矿加入到氧化铅含量为40%且温度1260℃的高温熔体中，同时加入铁矿石、石英石和石灰石以调整高温熔体的FeO∶SiO2∶CaO质量比例稳定在1.15∶1.0∶0.35，连续通入浓度为60%的富氧空气氧化熔炼，控制高温熔体中氧化铅的含量控制在40%左右，此时可以控制铅铋精矿中的铋和银全部还原进入粗铋，产出含铋96.2%的粗铋，氧化熔炼渣经过还原熔炼产出粗铋。
实施例2：
铅铋精矿主要成分范围以重量百分比计为（%）：Bi23.8、Pb40.6、S17.5和Ag0.38，将铅铋精矿加入到氧化铅含量为43%且温度1250℃的高温熔体中，同时加入铁矿石、石英石和石灰石以调整高温熔体的FeO∶SiO2∶CaO质量比例稳定在1.18∶1.0∶0.38，连续通入浓度为60%的富氧空气氧化熔炼，控制高温熔体中氧化铅的含量控制在43%左右，此时可以控制铅铋精矿中的铋和银全部还原进入粗铋，产出含铋97.4%的粗铋，氧化熔炼渣经过还原熔炼产出粗铋。

Claims (1)

1. 一种熔池熔炼选择性分离铅铋精矿中铋和铅的方法，其特征在于：将铅铋精矿加入到氧化铅含量为32～43%且温度1100～1300℃的高温熔体中，同时加入铁矿石、石英石和石灰石调整高温熔体的FeO∶SiO2∶CaO质量比例，保持在1.0～1.5∶0.8～1.2∶0.3～0.45，连续通入浓度为40～60%的富氧空气氧化熔炼，控制铅铋精矿中的铋和银全部还原进入粗铋，使铅以氧化铅形式进入氧化熔炼渣中，然后放出粗铋和氧化熔炼渣，粗铋中铋的含量达到95%以上，氧化熔炼渣在还原熔炼过程产出粗铅。
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Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104674022A (zh) * 2014-12-22 2015-06-03 芜湖金龙模具锻造有限责任公司 一种粗铅冶炼用溶剂
CN108048665A (zh) * 2017-11-30 2018-05-18 安徽省恒伟铋业有限公司 一种从铜冶炼烟尘回收铋的工艺方法
CN108516802A (zh) * 2018-05-23 2018-09-11 华北电力大学 一种三氧化二铋增韧的氧化铅陶瓷及其制备方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1310241A (zh) * 2000-02-22 2001-08-29 中南工业大学 有色金属硫化矿及含硫物料的还原造锍冶炼方法
CN101157994A (zh) * 2007-10-24 2008-04-09 柳州华锡集团有限责任公司 铅锑矿氧气熔池熔炼方法
CN101798630A (zh) * 2009-12-16 2010-08-11 株洲冶炼集团股份有限公司 一种从低品位氯氧铋渣中提取粗铋的方法
CN101886174A (zh) * 2010-06-23 2010-11-17 郴州雄风稀贵金属材料股份有限公司 从阳极泥回收所产生的含铋物料中提炼高纯铋的工艺
CN102080158A (zh) * 2010-12-30 2011-06-01 郴州市金贵银业股份有限公司 从氧化铋渣中浸出的铅银渣火法处理综合回收工艺
CN102321814A (zh) * 2011-09-05 2012-01-18 中南大学 一种硫化铋精矿的熔池熔炼方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1310241A (zh) * 2000-02-22 2001-08-29 中南工业大学 有色金属硫化矿及含硫物料的还原造锍冶炼方法
CN101157994A (zh) * 2007-10-24 2008-04-09 柳州华锡集团有限责任公司 铅锑矿氧气熔池熔炼方法
CN101798630A (zh) * 2009-12-16 2010-08-11 株洲冶炼集团股份有限公司 一种从低品位氯氧铋渣中提取粗铋的方法
CN101886174A (zh) * 2010-06-23 2010-11-17 郴州雄风稀贵金属材料股份有限公司 从阳极泥回收所产生的含铋物料中提炼高纯铋的工艺
CN102080158A (zh) * 2010-12-30 2011-06-01 郴州市金贵银业股份有限公司 从氧化铋渣中浸出的铅银渣火法处理综合回收工艺
CN102321814A (zh) * 2011-09-05 2012-01-18 中南大学 一种硫化铋精矿的熔池熔炼方法

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104674022A (zh) * 2014-12-22 2015-06-03 芜湖金龙模具锻造有限责任公司 一种粗铅冶炼用溶剂
CN104674022B (zh) * 2014-12-22 2018-12-04 芜湖金龙模具锻造有限责任公司 一种粗铅冶炼用溶剂
CN108048665A (zh) * 2017-11-30 2018-05-18 安徽省恒伟铋业有限公司 一种从铜冶炼烟尘回收铋的工艺方法
CN108516802A (zh) * 2018-05-23 2018-09-11 华北电力大学 一种三氧化二铋增韧的氧化铅陶瓷及其制备方法

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