CN108342589B - 一种高砷金矿焙砂热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法 - Google Patents
一种高砷金矿焙砂热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN108342589B CN108342589B CN201810158226.2A CN201810158226A CN108342589B CN 108342589 B CN108342589 B CN 108342589B CN 201810158226 A CN201810158226 A CN 201810158226A CN 108342589 B CN108342589 B CN 108342589B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- gold
- calcine
- lead
- blowing
- furnace
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Fee Related
Links
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 113
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 113
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 113
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title claims abstract description 64
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 41
- 230000009467 reduction Effects 0.000 title claims abstract description 40
- 238000007664 blowing Methods 0.000 title claims abstract description 38
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 title claims description 15
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 49
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 40
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 40
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 40
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 39
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 34
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 23
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 claims abstract description 16
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 claims abstract description 13
- 238000007599 discharging Methods 0.000 claims abstract description 11
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims abstract description 9
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims abstract description 7
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 5
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 12
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 claims description 12
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 11
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 11
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 9
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims description 8
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 8
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 5
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 4
- RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N anthracen-1-ylmethanolate Chemical compound C1=CC=C2C=C3C(C[O-])=CC=CC3=CC2=C1 RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000003830 anthracite Substances 0.000 claims description 3
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 3
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 claims description 2
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 21
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 abstract description 20
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 8
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 4
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 9
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 7
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 7
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 6
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 4
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 3
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 2
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 2
- 229910001152 Bi alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000000981 Brassica parachinensis Nutrition 0.000 description 1
- 241001604868 Brassica rapa var. parachinensis Species 0.000 description 1
- VJRVSSUCOHZSHP-UHFFFAOYSA-N [As].[Au] Chemical compound [As].[Au] VJRVSSUCOHZSHP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001580 bacterial effect Effects 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 description 1
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 238000004321 preservation Methods 0.000 description 1
- 238000002203 pretreatment Methods 0.000 description 1
- 230000001698 pyrogenic effect Effects 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/02—Obtaining lead by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
- C22B11/021—Recovery of noble metals from waste materials
- C22B11/023—Recovery of noble metals from waste materials from pyrometallurgical residues, e.g. from ashes, dross, flue dust, mud, skim, slag, sludge
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
一种高砷金矿含金焙砂热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法，将含金焙砂在1000‑1350℃熔融，按含金焙砂中Fe/SiO2质量比为1.0‑1.2配入铁矿石；含金焙砂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，配入石灰石和还原剂，鼓入工业氧气和天然气，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配入还原剂进行还原熔炼，还原熔炼完成后放出含金粗铅和还原渣。本发明利用了富氧底吹还原炉的富余容积和处理能力，不影响铅冶炼体系稳定运行，可提高含金焙砂在铅冶炼系统中的搭配处理量10倍以上；贵金属回收率达到99%以上，过程高效清洁，缩短了含金焙砂中贵金属的提取时间。
Description
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系统，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系统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系统热平衡的需要，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10万吨铅的系统，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系统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，铅冶炼系统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系统后贵金属的回收率，至今仍未有相关的报道。
发明内容
为了克服目前铅冶炼系统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系统底吹还原炉中热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熔融处理，然后在一定的位置按一定的时间和加料速度加入铅冶炼系统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系统中的配入量。
具体的工艺过程和参数如下：
（1）含金焙砂预处理
将含金焙砂在1000-1350℃熔融，按含金焙砂中Fe/SiO2质量比为1.0-1.2配入铁矿石，熔融设备可采用电弧炉、富氧底吹炉或富氧顶吹炉。
（2）含金焙砂入炉
熔融态含金焙砂通过溜槽与熔融态高铅渣合并后从高铅渣进料口加入，含金焙砂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0.05-0.45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1-3:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为200-700m3/h，天然气流量为100-350m3/h，压力为0.6-1.2Mpa，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。
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%。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系统中的搭配处理量10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热态配入铅冶炼系统工艺流程图。
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25%，硫质量百分含量为1.0%，As质量百分含量为0.1%。铁矿石中铁含量为35%，二氧化硅含量为5.1%，石灰石中氧化钙含量为60%，二氧化硅含量为2%，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%。
采用富氧底吹炉将该含金焙砂在1300℃熔融，按渣中Fe/SiO2质量比为1.0配入铁矿石。将熔融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熔融含金含金焙砂通过溜槽与熔融态高铅渣合并后从高铅渣进料口加入，含金焙砂加料速度为21.29t/h，含金焙砂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21.29t。按高铅渣和含金焙砂混合物料中CaO/SiO2质量比为0.4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2.5:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为550m3/h，天然气流量为250m3/h，压力为1.0Mpa，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600m3/h，天然气流量为300m3/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84308.4t，比传统配入氧化熔炼炉处理能力提高12.2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35%，硫质量百分含量为0.6%，As质量百分含量为0.3%。铁矿石中铁含量为40%，二氧化硅含量为3.5%，石灰石中氧化钙含量为65%，二氧化硅含量为3%，还原剂为无烟煤，其固定碳质量百分含量为75%，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%。
采用电弧炉将该含金焙砂在1350℃熔融，按渣中Fe/SiO2质量比为1.1配入铁矿石。将熔融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熔融含金含金焙砂通过溜槽与熔融态高铅渣合并后从高铅渣进料口加入，含金焙砂加料速度为14.95t/h，含金焙砂加入时段为富氧底吹还原炉放渣完成后至下一次放渣前40min，含金焙砂加料时间合计70min，单周期合计加入含金焙砂17.44t。按高铅渣和含金焙砂混合物料中CaO/SiO2质量比为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1.2:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为350m3/h，天然气流量为150m3/h，压力为0.8Mpa，维持炉内熔体温度为1300℃；
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300m3/h，天然气流量为200m3/h，维持炉内熔体温度为1250℃，进行还原熔炼40min，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69062.4t，比传统配入氧化熔炼炉处理能力提高10倍。
Claims (5)
1.一种高砷金矿焙砂热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法，其特征在于包括以下步骤：
（1）含金焙砂预处理
将含金焙砂在1000-1350℃熔融，按含金焙砂中Fe/SiO2质量比为1.0-1.2配入铁矿石；
（2）含金焙砂入炉
熔融态含金焙砂与熔融态高铅渣合并后从高铅渣进料口加入，含金焙砂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0.05-0.45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1-3:100配入还原剂，鼓入工业氧气量为200-700m3/h，天然气流量为100-350m3/h，压力为0.6-1.2Mpa，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热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法，其特征在于：所述的还原剂为无烟煤、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热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法，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热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法，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，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%。
5.如权利要求1所述的高砷金矿焙砂热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法，其特征在于：步骤（1）所述的含金焙砂预处理中熔融设备采用电弧炉、富氧底吹炉或富氧顶吹炉。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201810158226.2A CN108342589B (zh) | 2018-02-25 | 2018-02-25 | 一种高砷金矿焙砂热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201810158226.2A CN108342589B (zh) | 2018-02-25 | 2018-02-25 | 一种高砷金矿焙砂热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN108342589A CN108342589A (zh) | 2018-07-31 |
| CN108342589B true CN108342589B (zh) | 2020-06-02 |
Family
ID=62960286
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201810158226.2A Expired - Fee Related CN108342589B (zh) | 2018-02-25 | 2018-02-25 | 一种高砷金矿焙砂热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN108342589B (zh) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113151688A (zh) * | 2021-04-06 | 2021-07-23 | 兰州有色冶金设计研究院有限公司 | 一种含金矿提金协同处理氰化尾渣的方法及系统 |
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103320617A (zh) * | 2013-06-20 | 2013-09-25 | 张二军 | 一种清洁无害化处置高钙废渣和高铁废渣工艺 |
| CN104004916A (zh) * | 2014-05-27 | 2014-08-27 | 东营方圆有色金属有限公司 | 铜冶炼烟灰浸出渣底吹还原熔炼多金属捕集工艺 |
| 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 |
| CN104313328A (zh) * | 2014-10-11 | 2015-01-28 | 中南大学 | 基于难处理金矿与含铅废渣原料还原固硫熔池熔炼回收铅和金的方法 |
| CN105039701A (zh) * | 2015-06-29 | 2015-11-11 | 郴州市金贵银业股份有限公司 | 一种复杂富锌含铅物料处理方法 |
| CN105950869A (zh) * | 2016-06-16 | 2016-09-21 | 汉中锌业有限责任公司 | 一种提高湿法炼锌铅银渣高效资源化利用搭配量的方法 |
| CN106148723A (zh) * | 2015-05-26 | 2016-11-23 | 天津闪速炼铁技术有限公司 | 捕集低品位贵金属原料中贵金属的装置及方法 |
| CN107058758A (zh) * | 2017-04-27 | 2017-08-18 | 山东理工大学 | 高S高Fe含Pb金矿两步法熔炼回收金和铅的方法 |
-
2018
- 2018-02-25 CN CN201810158226.2A patent/CN108342589B/zh not_active Expired - Fee Related
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103320617A (zh) * | 2013-06-20 | 2013-09-25 | 张二军 | 一种清洁无害化处置高钙废渣和高铁废渣工艺 |
| CN104004916A (zh) * | 2014-05-27 | 2014-08-27 | 东营方圆有色金属有限公司 | 铜冶炼烟灰浸出渣底吹还原熔炼多金属捕集工艺 |
| 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 |
| CN104313328A (zh) * | 2014-10-11 | 2015-01-28 | 中南大学 | 基于难处理金矿与含铅废渣原料还原固硫熔池熔炼回收铅和金的方法 |
| CN106148723A (zh) * | 2015-05-26 | 2016-11-23 | 天津闪速炼铁技术有限公司 | 捕集低品位贵金属原料中贵金属的装置及方法 |
| CN105039701A (zh) * | 2015-06-29 | 2015-11-11 | 郴州市金贵银业股份有限公司 | 一种复杂富锌含铅物料处理方法 |
| CN105950869A (zh) * | 2016-06-16 | 2016-09-21 | 汉中锌业有限责任公司 | 一种提高湿法炼锌铅银渣高效资源化利用搭配量的方法 |
| CN107058758A (zh) * | 2017-04-27 | 2017-08-18 | 山东理工大学 | 高S高Fe含Pb金矿两步法熔炼回收金和铅的方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN108342589A (zh) | 2018-07-31 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101509077B (zh) | 矿相重构从汽车催化剂中提取铂钯铑的方法 | |
| CN102352423B (zh) | 钒钛铁精矿低温采选冶钛的方法 | |
| US8771396B2 (en) | Method for producing blister copper directly from copper concentrate | |
| CN102643996B (zh) | 一种铜浮渣侧吹熔炼生产粗铅的方法 | |
| CN103243221B (zh) | 一种含砷锑难处理金矿熔池熔炼直接富集金的方法 | |
| CN102181662A (zh) | 一种低硫铜精矿的冶炼方法 | |
| CN104263965A (zh) | 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 | |
| CN113355525B (zh) | 一种铜冶炼渣协同搭配处理含金废渣的方法 | |
| CN110777264A (zh) | 一种适用于各种类型复杂金精矿独立冶炼的方法 | |
| CN104109763B (zh) | 一种难处理含贵金属物料冶炼工艺 | |
| CN108823425A (zh) | 一种难处理金矿熔融萃取富集提金的方法 | |
| CN111519026B (zh) | 一种浸出二次包裹金赤铁矿的方法 | |
| CN104152675B (zh) | 一种利用高硅型锡石精矿制备金属锡和硅酸钠的方法 | |
| CN108239707B (zh) | 一种高砷金矿焙砂配入铅冶炼系统侧吹还原炉的方法 | |
| CN104232925A (zh) | 多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法 | |
| CN108342589B (zh) | 一种高砷金矿焙砂热态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法 | |
| CN104388980A (zh) | 一种从难处理金矿中提金的方法 | |
| CN112176202A (zh) | 一种采用富氧侧吹有柱熔炼的锑冶炼方法 | |
| CN108823426A (zh) | 一种富金铁锍熔融反萃富集金的方法 | |
| CN108300869B (zh) | 一种高砷金矿焙砂冷态配入铅冶炼系统底吹还原炉的方法 | |
| CN108342590B (zh) | 一种高砷金矿焙砂热态配入铅冶炼系统侧吹还原炉的方法 | |
| CN114959293A (zh) | 低铅银精矿的冶炼方法 | |
| CN112143908B (zh) | 一种处理复杂金矿的冶炼工艺 | |
| He et al. | Staged separation and recovery of As, Pb, Bi, and Zn from lead smelting dusts | |
| CN113862489A (zh) | 一种低碳还原炼铅耦合碳富集的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20200602 |
|
| CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |