CN112143909A - 一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法 - Google Patents

一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN112143909A
CN112143909A CN202010948581.7A CN202010948581A CN112143909A CN 112143909 A CN112143909 A CN 112143909A CN 202010948581 A CN202010948581 A CN 202010948581A CN 112143909 A CN112143909 A CN 112143909A
Authority
CN
China
Prior art keywords
lead
smelting
gold
produced
desulfurization
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.)
Pending
Application number
CN202010948581.7A
Other languages
English (en)
Inventor
赵振波
陈选元
李利丽
李泽
卢高杰
高冬生
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Henan Yuguang Gold and Lead Co Ltd
Original Assignee
Henan Yuguang Gold and Lead Co Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Henan Yuguang Gold and Lead Co Ltd filed Critical Henan Yuguang Gold and Lead Co Ltd
Priority to CN202010948581.7A priority Critical patent/CN112143909A/zh
Publication of CN112143909A publication Critical patent/CN112143909A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/02Obtaining lead by dry processes
    • C22B13/025Recovery from waste materials
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/001Dry processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/10General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals with refining or fluxing agents; Use of materials therefor, e.g. slagging or scorifying agents
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/18Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of lead
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法。首先将铅膏、金矿、煤和熔剂配制后加入底吹炉中进行脱硫熔炼反应,反应后产出一次粗铅和高铅渣,同时产出高浓度的SO2烟气,高浓度SO2烟气进入制酸工序按照常规方法进行制酸;产出的高铅渣以液态的形式流入还原熔炼炉中,并加入煤进行还原熔炼反应,反应后产出二次粗铅;产出的一次粗铅和二次粗铅分别按照常规方法进行电解,产出电铅和阳极泥。通过本发明技术方案能够有效解决铅膏熔炼烟气二氧化硫低浓度制酸问题,同时也减少了煤量的消耗,大幅降低了生产成本。因而,具有显著的经济效益和社会效益。

Description

一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法
一、技术领域:
本发明属于金属冶炼技术领域,具体涉及一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法。
二、背景技术:
铅膏的主要成分是硫酸铅、过氧化铅、氧化铅和单质铅。铅膏熔炼将铅膏投入到熔炼炉内,加入还原剂进行高温还原熔炼产出再生铅。但熔炼过程中,在强的还原气氛下硫酸铅的分解反应难以进行,只有少部分分解产出二氧化硫气体,气浓低难以治理易造成环境污染。很大部分硫被还原为硫化铅,在高温下生成的硫化铅大量挥发进入烟尘,造成熔炼烟尘率高,铅直收率低,少部分硫化铅进入到渣中,铅回收率低。
铅膏湿法冶炼或干湿联合法一般都需要先进行脱硫处理,而后电解沉积或是火法冶炼。铅膏的脱硫工艺主要有两类:一类是采用可溶性碳酸盐或强碱作为脱硫剂进行冶炼前的预脱硫,采用钠碱法进行冶炼后的烟气脱硫;另一类是直接入炉熔炼,产生的SO2烟气制硫酸或生产液体二氧化硫,并通过离子液吸附脱硫。采用可溶性碳酸盐或强碱作为脱硫剂进行冶炼前的预脱硫需要消耗大量的强碱或碳酸盐,辅料成本高;采用直接入炉熔炼,由于铅膏熔炼含硫较低烟气SO2浓度低,且烟气量和SO2浓度波动大,不利于尾气制酸,采用离子液系统提高烟气浓度,成本较高。
三、发明内容:
本发明要解决的技术问题是:根据铅膏熔炼制备再生铅现有技术中存在的问题,本发明提供一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的新方法。通过本发明技术方案能够有效解决铅膏熔炼烟气二氧化硫低浓度制酸问题,同时也减少了煤量的消耗,大幅降低了生产成本。因而,具有显著的经济效益和社会效益。
为了解决上述问题,本发明采取的技术方案是:
本发明提供一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,所述方法包括以下步骤:
a、首先将铅膏和金矿进行混合,得到混合矿;将所得混合矿、煤和熔剂配制后加入底吹炉中进行脱硫熔炼反应;反应过程中控制脱硫熔炼温度为1050~1100℃,并从底吹炉下部将燃料氧气通入炉内熔体,控制氧料比为75~140m3/吨料;熔炼反应后产出一次粗铅和高铅渣,同时产出高浓度的SO2烟气;
所述铅膏和金矿进行混合时,铅膏和金矿二者所占的重量百分含量分别为40~50%和50~60%;所述混合矿、煤和溶剂三者之间加入的重量比为100:0.5~1:2;
b、将步骤a产出的高铅渣以液态的形式流入还原熔炼炉中,并加入煤进行还原熔炼反应,反应后产出二次粗铅;还原熔炼反应过程中控制熔炼温度为1100~1200℃,采用氧气、天然气为燃料进行供热,氧气和天然气分别通过氧枪进入熔体,氧气和天然气二者之间的体积比为2:1,氧料比为20~30m3/吨料;
c、将步骤a中产出的一次粗铅和步骤b产出的二次粗铅分别按照常规方法进行电解,产出电铅和阳极泥。
根据上述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,步骤a中所述熔剂为石子,石子中主要有效成分及其含量为Ca 30~58wt%;所述煤为水洗碳,水洗碳中主要有效成分及其含量分别为C 75~85wt%、挥发分7~15wt%。
根据上述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,步骤a所述铅膏中有效成分及其含量分别为Pb 70~75wt%、S 6~8wt%;所述金矿中有效成分及其含量分别为Pb 30~40wt%、有效S 20~30wt%和Au 30~40g/T。
根据上述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,步骤a所得混合矿中主要有效成分及其含量分别为Pb 50~55wt%、有效S10~12%、全S16~18%和Au15~20g/T。
根据上述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,步骤a产出的一次粗铅中主要有效成分及其含量分别为铅95~98wt%和Au 10~30g/t(铅占投入总铅的40~50%,金占投入总金金属量的70~80%);产出的高铅渣中有效成分及其含量分别为铅55~65wt%,含硫0.1~0.5wt%;产出的高浓度SO2烟气中含硫10~15wt%。
根据上述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,步骤a产出的高浓度SO2烟气进入制酸工序按照常规方法进行制酸。
根据上述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,步骤b中所述煤的加入量为高铅渣总重量的5~8%。
根据上述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,步骤b中所述煤为水洗碳,水洗碳中主要有效成分及其含量分别为C 75~85wt%、挥发分7~15wt%。
根据上述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,步骤b产出的二次粗铅中含铅96~98wt%。
根据上述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,步骤c中所得电铅符合国标99.994号铅;所得阳极泥含金500~700g/t。
本发明所得阳极泥能够直接进行金提取。
本发明的积极有益效果:
1、本发明技术方案搭配熔炼中,利用金矿中含硫高的特点,使出炉烟气中二氧化硫浓度可达到10~15%,从而解决了铅膏熔炼烟气浓度低制酸成本高的问题。
2、本发明技术方案搭配熔炼中,利用金矿中的一部分硫化物与铅膏中的硫酸铅发生交互反应脱硫,反应温度只有1050℃,高铅渣含硫可控制到0.5%以下,脱硫彻底;从而避免了采用分解脱硫需要高温1200~1400℃、且硫脱除不完全的问题。
3、本发明技术方案搭配熔炼中,利用金矿中的一部分硫化物物料与氧气反应来提供过程所需的热量,减少了煤的消耗,由此大幅降低了生产成本。
4、本发明技术方案进行搭配熔炼,金矿中的一部分硫化物与铅膏中的硫酸铅发生交互反应脱硫过程中,产出一次粗铅,利用粗铅溶解金的特性使大部分进入该粗铅,在还原过程中少部分的金再一次得到捕集,还原渣中金含量只有0.5%以下,金收率可达到99%以上。
5、本发明技术方案搭配熔炼过程中,熔炼温度低,并且通过铅的硫化物和硫酸盐的搭配氧化,高铅渣含铅品位高达50以上,整个熔炼过程抑制了反应过程中低挥发物硫化铅的挥发,烟尘率不超过15%,提高直收率。
6、本发明技术方案兼顾了再生铅和金的综合回收,根据市场的调控能力更大,效益更加稳定可靠。
综上所述,本发明具有显著的经济效益和社会效益。
四、附图说明:
图1本发明铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法工艺流程图。
五、具体实施方式:
以下结合实施例进一步阐述本发明,但并不限制本发明技术方案保护的范围。
实施例1:
本实施例采用的铅膏中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 70%,S6%;所述金矿中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 40%,S 28%,Au35g/T;所述熔剂石子中主要有效成分及其重量百分含量为Ca 40%;所述水洗碳中主要有效成分及其含量分别为C 80wt%、挥发分10wt%。
本发明铅膏脱硫捕金熔炼再生铅方法的详细步骤如下:
a、首先将铅膏和金矿进行混合,铅膏所占的重量百分含量40%,金矿所占的重量百分含量60%,得到混合矿,混合矿中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 52%,有效S12%,全S18%和Au 20g/T;将所得混合矿、水洗碳和熔剂石子按照重量比100:0.5:2配制后加入底吹炉中进行脱硫熔炼反应;反应过程中控制脱硫熔炼温度为1050℃,并从底吹炉下部将燃料氧气通入炉内熔体,控制氧料比为80m3/吨料;熔炼反应后产出一次粗铅和高铅渣,同时产出高浓度SO2烟气;
产出的一次粗铅中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 96%和Au29g/T;产出的高铅渣中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 57%,S 0.2%;产出的高浓度SO2烟气中含硫12%;
b、将步骤a产出的高铅渣以液态的形式流入还原熔炼炉中,并加入占高铅渣总重量6%的水洗碳进行还原熔炼反应,还原熔炼反应过程中控制熔炼温度为1100℃,采用氧气、天然气为燃料进行供热,氧气和天然气分别通过氧枪进入熔体,氧气和天然气二者之间的体积比为2:1,氧料比为20m3/吨料;反应后产出二次粗铅;
产出的二次粗铅中主要有效成分重量百分含量为Pb 96.5%;
c、将步骤a中产出的一次粗铅和步骤b产出的二次粗铅分别按照常规方法进行电解,产出电铅和阳极泥。
产出电铅符合国标99.994铅;所得阳极泥中含金680g/t。
本实施例生产过程中步骤a产出的高浓度SO2烟气进入制酸工序按照常规方法进行制酸。
实施例2:
本实施例采用的铅膏中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 71%,S7%;所述金矿中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 35%,S 25%,Au33g/T;所述熔剂石子中主要有效成分及其重量百分含量为Ca 50%;所述水洗碳中主要有效成分及其含量分别为C 75wt%、挥发分12wt%。
本发明铅膏脱硫捕金熔炼再生铅方法的详细步骤如下:
a、首先将铅膏和金矿进行混合,铅膏所占的重量百分含量45%,金矿所占的重量百分含量55%,得到混合矿,混合矿中主要成分重量百分比分别为Pb51%,有效S11%,全S17%,Au 18g/T;将所得混合矿、水洗碳和熔剂石子按照重量比100:0.8:2配制后加入底吹炉中进行脱硫熔炼反应;反应过程中控制脱硫熔炼温度为1080℃,并从底吹炉下部将燃料氧气通入炉内熔体,控制氧料比为100m3/吨料;熔炼反应后产出一次粗铅和高铅渣,同时产出高浓度SO2烟气;
产出的一次粗铅中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 97%,Au25g/T;产出的高铅渣中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 56%,S 0.3%;产出的高浓度SO2烟气中含硫13%;
b、将步骤a产出的高铅渣以液态的形式流入还原熔炼炉中,并加入占高铅渣总重量7%的水洗碳进行还原熔炼反应,还原熔炼反应过程中控制熔炼温度为1150℃,采用氧气、天然气为燃料进行供热,氧气和天然气分别通过氧枪进入熔体,氧气和天然气二者之间的体积比为2:1,氧料比为25m3/吨料;反应后产出二次粗铅;
产出的二次粗铅中主要成分及其重量百分含量为Pb 97.5%;
c、将步骤a中产出的一次粗铅和步骤b产出的二次粗铅分别按照常规方法进行电解,产出电铅和阳极泥。
产出电铅符合国标99.994铅;所得阳极泥中含金650g/t。
本实施例生产过程中步骤a产出的高浓度SO2烟气进入制酸工序按照常规方法进行制酸。
实施例3:
本实施例采用的铅膏中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 75%,S8%;所述金矿中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 30%,S 30%,Au40g/T;所述熔剂石子中主要有效成分及其重量百分含量为Ca 55%;所述水洗碳中主要有效成分及其含量分别为C 85wt%、挥发分7wt%。
本发明铅膏脱硫捕金熔炼再生铅方法的详细步骤如下:
a、首先将铅膏和金矿进行混合,铅膏所占的重量百分含量50%,金矿所占的重量百分含量50%,得到混合矿,混合矿中主要成分重量百分比分别为Pb53%,有效S11.5%,全S16%,Au 20g/T;将所得混合矿、水洗碳和熔剂石子按重量比100:1:2配制后加入底吹炉中进行脱硫熔炼反应;反应过程中控制脱硫熔炼温度为1100℃,并从底吹炉下部将燃料氧气通入炉内熔体,控制氧料比为110m3/吨料;熔炼反应后产出一次粗铅和高铅渣,同时产出高浓度SO2烟气;
产出的一次粗铅中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 97.5%,Au27g/T;产出的高铅渣中主要有效成分及其重量百分含量分别为Pb 58%,S 0.4%;产出的高浓度SO2烟气中含硫15%;
b、将步骤a产出的高铅渣以液态的形式流入还原熔炼炉中,并加入占高铅渣总重量7%的水洗碳进行还原熔炼反应,还原熔炼反应过程中控制熔炼温度为1180℃,采用氧气、天然气为燃料进行供热,氧气和天然气分别通过氧枪进入熔体,氧气和天然气二者之间的体积比为2:1,氧料比为30m3/吨料;反应后产出二次粗铅;
产出的二次粗铅中主要成分重量百分含量为Pb 98%;
c、将步骤a中产出的一次粗铅和步骤b产出的二次粗铅分别按照常规方法进行电解,产出电铅和阳极泥。
产出电铅符合国标99.994铅;所得阳极泥中含金660g/t。
本实施例生产过程中步骤a产出的高浓度SO2烟气进入制酸工序按照常规方法进行制酸。

Claims (10)

1.一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于,所述方法包括以下步骤:
a、首先将铅膏和金矿进行混合,得到混合矿;将所得混合矿、煤和熔剂配制后加入底吹炉中进行脱硫熔炼反应;反应过程中控制脱硫熔炼温度为1050~1100℃,并从底吹炉下部将燃料氧气通入炉内熔体,控制氧料比为75~140m3/吨料;熔炼反应后产出一次粗铅和高铅渣,同时产出高浓度的SO2烟气;
所述铅膏和金矿进行混合时,铅膏和金矿二者所占的重量百分含量分别为40~50%和50~60%;所述混合矿、煤和溶剂三者之间加入的重量比为100:0.5~1:2;
b、将步骤a产出的高铅渣以液态的形式流入还原熔炼炉中,并加入煤进行还原熔炼反应,反应后产出二次粗铅;还原熔炼反应过程中控制熔炼温度为1100~1200℃,采用氧气、天然气为燃料进行供热,氧气和天然气分别通过氧枪进入熔体,氧气和天然气二者之间的体积比为2:1,氧料比为20~30m3/吨料;
c、将步骤a中产出的一次粗铅和步骤b产出的二次粗铅分别按照常规方法进行电解,产出电铅和阳极泥。
2.根据权利要求1所述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于:步骤a中所述熔剂为石子,石子中主要有效成分及其含量为Ca 30~58wt%;所述煤为水洗碳,水洗碳中主要有效成分及其含量分别为C 75~85wt%、挥发分7~15wt%。
3.根据权利要求1所述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于:步骤a所述铅膏中有效成分及其含量分别为Pb 70~75wt%、S 6~8wt%;所述金矿中有效成分及其含量分别为Pb 30~40wt%、有效S 20~30wt%和Au 30~40g/T。
4.根据权利要求1所述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于:步骤a所得混合矿中主要有效成分及其含量分别为Pb 50~55wt%、有效S 10~12%、全S 16~18%和Au15~20g/T。
5.根据权利要求1所述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于:步骤a产出的一次粗铅中主要有效成分及其含量分别为铅95~98wt%和Au 10~30g/t;产出的高铅渣中有效成分及其含量分别为铅55~65wt%,含硫0.1~0.5wt%;产出的高浓度SO2烟气中含硫10~15wt%。
6.根据权利要求1所述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于:步骤a产出的高浓度SO2烟气进入制酸工序按照常规方法进行制酸。
7.根据权利要求1所述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于:步骤b中所述煤的加入量为高铅渣总重量的5~8%。
8.根据权利要求1所述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于:步骤b中所述煤为水洗碳,水洗碳中主要有效成分及其含量分别为C 75~85wt%、挥发分7~15wt%。
9.根据权利要求1所述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于:步骤b产出的二次粗铅中含铅96~98wt%。
10.根据权利要求1所述的铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法,其特征在于:步骤c中所得电铅符合国标99.994号铅;所得阳极泥含金500~700g/t。
CN202010948581.7A 2020-09-10 2020-09-10 一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法 Pending CN112143909A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202010948581.7A CN112143909A (zh) 2020-09-10 2020-09-10 一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202010948581.7A CN112143909A (zh) 2020-09-10 2020-09-10 一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN112143909A true CN112143909A (zh) 2020-12-29

Family

ID=73889614

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202010948581.7A Pending CN112143909A (zh) 2020-09-10 2020-09-10 一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN112143909A (zh)

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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
CN109260928A (zh) * 2018-10-22 2019-01-25 湘潭大学 一种铅膏脱硫与烟气脱硫协同的碳酸氢铵脱硫方法和装置

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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
CN109260928A (zh) * 2018-10-22 2019-01-25 湘潭大学 一种铅膏脱硫与烟气脱硫协同的碳酸氢铵脱硫方法和装置

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US9017542B2 (en) Process for recovering valuable metals from precious metal smelting slag
CN101451185B (zh) 含铜锌铁多金属硫铁矿的综合回收方法
CN106756062B (zh) 一种多元气体分步喷吹实现铜渣深度贫化的方法
CN106676270B (zh) 一种从铅膏与硫化铅精矿中全湿法提取铅的方法
CN103740945B (zh) 一种从铅冶炼系统中富集回收镉的方法
CN111826529B (zh) 一种高砷高铅铜合金的分离熔炼方法
CN103952572B (zh) 一种加压浸出优化湿法炼锌热酸浸出工艺的方法
CN103320614A (zh) 一种铅冰铜火法处理工艺
CN109055762B (zh) 一种含铜硒废料的脱铜处理方法
CN111349790B (zh) 一种降低铜冶炼烟灰浸出渣中砷含量的方法
CN111893310A (zh) 一种固体危废无害化资源化的处理方法
CN108277353B (zh) 一种从锌电解阳极泥中回收锰的方法
CN108220624B (zh) 一种粗铅精炼碱渣处理方法
CN101404348A (zh) 一种废铅蓄电池直接低温熔炼的方法
CN113652552B (zh) 一种铜火法精炼渣综合回收方法
CN109055764B (zh) 一种高氯低锌物料的综合回收方法
CN112981136B (zh) 一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法
CN108118149B (zh) 一种用硫化镍精矿制备动力电池正极材料前驱体的方法
CN107557597B (zh) 一种锑冶炼的方法
CN112143909A (zh) 一种铅膏脱硫捕金熔炼再生铅的方法
CN104388980A (zh) 一种从难处理金矿中提金的方法
CN114959293B (zh) 低铅银精矿的冶炼方法
CN110373541A (zh) 一种锰氧化矿直接还原浸出制备硫酸锰溶液的方法
CN115627367A (zh) 一种铅和锑协同冶炼的方法
CN203049009U (zh) 铅闪速熔炼炉

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
RJ01 Rejection of invention patent application after publication

Application publication date: 20201229

RJ01 Rejection of invention patent application after publication