CN116287761A - 火法炼铅锌的方法、装置及其应用 - Google Patents
火法炼铅锌的方法、装置及其应用 Download PDFInfo
- Publication number
- CN116287761A CN116287761A CN202310088083.3A CN202310088083A CN116287761A CN 116287761 A CN116287761 A CN 116287761A CN 202310088083 A CN202310088083 A CN 202310088083A CN 116287761 A CN116287761 A CN 116287761A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- zinc
- lead
- melt
- furnace chamber
- oxygen
- 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
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 181
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 179
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 138
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 61
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 title claims abstract description 25
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 175
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims abstract description 127
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 108
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 107
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 96
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 86
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 86
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 83
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 62
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 54
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N zinc oxide Inorganic materials [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 47
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 claims abstract description 41
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 claims abstract description 41
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims abstract description 39
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims abstract description 38
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 26
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 25
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 20
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 claims abstract description 20
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims abstract description 19
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 19
- 238000005507 spraying Methods 0.000 claims abstract description 17
- 239000012495 reaction gas Substances 0.000 claims abstract description 16
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 claims abstract description 14
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 13
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 12
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 64
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N Calcium oxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 45
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 35
- 230000001502 supplementing effect Effects 0.000 claims description 29
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 25
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims description 24
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 claims description 24
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 22
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 19
- 229910000978 Pb alloy Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 239000000779 smoke Substances 0.000 claims description 17
- 239000007921 spray Substances 0.000 claims description 13
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 12
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 10
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 9
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 8
- OSMSIOKMMFKNIL-UHFFFAOYSA-N calcium;silicon Chemical compound [Ca]=[Si] OSMSIOKMMFKNIL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- XWHPIFXRKKHEKR-UHFFFAOYSA-N iron silicon Chemical compound [Si].[Fe] XWHPIFXRKKHEKR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 239000006004 Quartz sand Substances 0.000 claims description 6
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims description 6
- 230000005540 biological transmission Effects 0.000 claims description 4
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 claims description 4
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000000149 penetrating effect Effects 0.000 claims description 3
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 claims description 3
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 claims description 2
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N oxolead Chemical compound [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 31
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 12
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 abstract description 9
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 104
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 53
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 16
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 16
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 16
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 12
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 12
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 11
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 10
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 10
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 10
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 10
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000000047 product Substances 0.000 description 8
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 8
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 6
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 6
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 6
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 6
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 5
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 5
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 5
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 5
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 4
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 4
- 230000001174 ascending effect Effects 0.000 description 4
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 4
- 230000001276 controlling effect Effects 0.000 description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 4
- 238000005485 electric heating Methods 0.000 description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 4
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 4
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 4
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 3
- 230000000295 complement effect Effects 0.000 description 3
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 3
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 3
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 3
- 239000004071 soot Substances 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 238000000498 ball milling Methods 0.000 description 2
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 2
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 2
- 230000003009 desulfurizing effect Effects 0.000 description 2
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 2
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 2
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Chemical compound O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000003303 reheating Methods 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Chemical compound [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 2
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical compound [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 description 1
- 241000235649 Kluyveromyces Species 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- PFRUBEOIWWEFOL-UHFFFAOYSA-N [N].[S] Chemical compound [N].[S] PFRUBEOIWWEFOL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N anthracen-1-ylmethanolate Chemical compound C1=CC=C2C=C3C(C[O-])=CC=CC3=CC2=C1 RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003830 anthracite Substances 0.000 description 1
- 235000010216 calcium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 238000005352 clarification Methods 0.000 description 1
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011365 complex material Substances 0.000 description 1
- 230000008094 contradictory effect Effects 0.000 description 1
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009713 electroplating Methods 0.000 description 1
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 1
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 1
- 238000005246 galvanizing Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N lead silver Chemical compound [Ag].[Pb] LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011656 manganese carbonate Substances 0.000 description 1
- 235000006748 manganese carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 229940093474 manganese carbonate Drugs 0.000 description 1
- WJZHMLNIAZSFDO-UHFFFAOYSA-N manganese zinc Chemical compound [Mn].[Zn] WJZHMLNIAZSFDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000016 manganese(II) carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- XMWCXZJXESXBBY-UHFFFAOYSA-L manganese(ii) carbonate Chemical compound [Mn+2].[O-]C([O-])=O XMWCXZJXESXBBY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000007747 plating Methods 0.000 description 1
- 230000001737 promoting effect Effects 0.000 description 1
- 230000001698 pyrogenic effect Effects 0.000 description 1
- 238000010791 quenching Methods 0.000 description 1
- 230000000171 quenching effect Effects 0.000 description 1
- 238000007789 sealing Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 1
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 description 1
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000003752 zinc compounds Chemical class 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
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/0052—Reduction smelting or converting
-
- 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
本发明提供了一种火法炼铅锌的方法,包括步骤:将铅锌物料与熔剂混合,得混合物料;以第一富氧气体为载气向氧化段炉腔中喷吹混合物料,混合物料落入氧化段熔池,经氧化脱硫得高锌熔体,高锌熔体流入还原段熔池中;将铅锌氧化物料与第一还原剂混合后投入还原段炉腔中,形成床层物料;向床层物料下方喷入第二富氧气体,床层物料中的金属氧化物还原后得还原余物,还原余物汇入高锌熔体中形成形成待还原熔体,向待还原熔体中喷入第二还原剂、第三富氧气体,得到反应气体;捕集回收第一含锌气体和第二含锌气体得到锌金属。本发明能够短流程、低能耗地回收铅锌,回收率高,值得推广。
Description
技术领域
本发明属于铅锌提炼以及资源综合利用技术领域,具体涉及一种火法炼铅锌的方法、装置及其应用。
背景技术
铅锌冶炼主要分为火法和湿法两种工艺。湿法工艺存在原料种类单一、废水及危废产生量大等不足,而火法具有原料适应广、危废产排少、流程短等优势,更适于搭配处理冶炼固废、城市矿产等复杂物料。目前铅火法冶炼主要采用传统烧结-鼓风炉还原法、基夫赛特及奥托昆普等闪速熔炼法,以及QSL、SKS、三连炉等富氧熔炼法。铅的火法冶炼方法均无法处理锌含量高(Zn>15wt.%)的物料。锌的火法冶炼主要采用烧结-密封鼓风炉方法,该方法具有同步冶炼生产铅锌金属的优势,但其劣势也非常明显,包括烧结过程SO2烟气无组织排放导致的大气污染,低浓度SO2回收制酸困难,鼓风还原对冷却的烧结块再加热造成能量损失和碳耗增加,锌的传统火法冶炼已走到自我革新的关口。
相较于烧结-鼓风炉火法冶炼工艺,熔池熔炼能耗低、效率高、流程短,符合冶金行业低碳发展需求。富氧熔池吹炼具有较高的脱硫效率,相对于烧结过程SO2烟气的无组织排放,其烟气通过烟道口收集,可大幅降低脱硫过程的环境污染负荷。氧化脱硫后的熔渣可直接流入还原段进行金属回收,避免了冷料重新升温过程,可大幅降低冶炼过程能源消耗。目前铅冶炼中基夫赛特法、“三连炉”炼铅、QSL炼铅等工艺均采用熔池冶炼方法或思路,取得良好的生产效率、铅回收率及较低的能耗成本。然而,熔池铅锌冶炼均针对高铅物料的冶炼,关于高锌物料(如Zn含量≥25%)熔池冶炼的工程案例却未见报道。原因在于锌基固废中ZnO熔点高(1975℃),在常规冶炼温度下(1150-1300℃)难以熔融流动,大规模搭配易引起冶炼工况恶化。因此,现有基夫赛特、三连炉等熔池炼铅工艺需严格限制进料中锌含量不超过8%。
现有铅锌物料熔池熔炼过程中锌主要以氧化锌烟尘形式回收,需进一步浸出-电解才能回收金属锌,流程长、能耗高,无法满足低碳循环利用要求。如Ausmelt顶吹浸没喷吹直接炼锌技术(TSL)从熔池中还原挥发锌,总锌回收率为99%,但锌以ZnO形式回收;大量工程实践已证明,熔池中锌可被还原为金属锌,但金属锌极易在上升烟道中被二次氧化,导致无法直接回收金属锌。
此外,硫化物原料中ZnS、PbS的沸点低,在常规冶炼温度情况下存在比较严重的挥发损失问题,铅锌硫化物在熔池中与氧接触传质过程缓慢,氧化脱硫速率难以跟上其挥发速率,最终导致熔池过程铅锌物料的挥发及烟尘率的增加。
发明内容
旨在解决上述现有技术中存在的高锌物料引起冶炼工况恶化、金属锌的直收率低以及铅锌硫化物挥发损失的技术问题,本发明提供了一种火法炼铅锌的方法,包括步骤:
将铅锌物料与熔剂混合,得混合物料;其中,所述铅锌物料中锌的质量分数大于25%;
以第一富氧气体为载气向氧化段炉腔中喷吹所述混合物料,所述混合物料落入氧化段熔池,经氧化脱硫得高锌熔体,所述高锌熔体流入还原段熔池中;其中,所述混合物料粒径小于3mm;
将铅锌氧化物料与第一还原剂混合后投入还原段炉腔中,形成床层物料;向所述床层物料下方喷入第二富氧气体,所述床层物料中的金属氧化物还原后得第一含锌气体和还原余物,所述还原余物包括液态铅金属以及未还原的氧化物和脉石;
所述还原余物汇入所述高锌熔体中形成待还原熔体,向所述待还原熔体中喷入第二还原剂、第三富氧气体,得到反应气体;其中,所述反应气体中包括CO、CO2和含锌蒸气;
捕集回收所述第一含锌气体和第二含锌气体得到锌金属,所述第二含锌气体为所述反应气体上升经过所述床层物料形成。
进一步的,所述熔剂包括造渣剂,所述造渣剂包括石英砂、生石灰、碳酸钙中的一种或多种,所述混合物料中CaO、SiO2、Fe的质量分数之和为25-35%,所述混合物料中SiO2/Fe为1.8-2.4,所述混合物料中CaO/SiO2为0.3-0.5。
进一步的,向所述混合物料中加入促熔剂,所述促熔剂包括含锰物料和/或含铜物料。
进一步的,所述氧化段炉腔中氧浓度为30-95%,所述氧化段炉腔中的氧气与所述混合物料的氧料比为200-500Nm3/t,所述氧化段炉腔内温度范围为1150-1300℃。
进一步的,所述以第一富氧气体为载气向氧化段炉腔中喷吹所述混合物料,所述混合物料落入氧化段熔池,经氧化脱硫得高锌熔体,所述高锌熔体流入还原段熔池中还包括:所述高锌熔体经由补热槽流入所述还原段熔池,所述补热槽的补热方式包括底部和/或环形电磁补热,所述流入的方式包括高度差流入和/或外部动力输送方式。
进一步的,所述第一还原剂的加入量为将铅锌氧化物料中的金属氧化物全部还原至金属态所需理论加入量的0.7-1.8倍;所述第二还原剂的加入量为将所述待还原熔体中的金属氧化物全部还原成金属态所需理论加入量的0.8-2.0倍。
进一步的,所述第二富氧气体喷入处的风口区温度为1100~1400℃,所述待还原熔体内的温度为1100~1350℃。
进一步的,所述向所述待还原熔体中喷入第二还原剂、第三富氧气体进行反应的反应产物还包括粗铅合金以及炉渣,所述粗铅合金静置1~4h后沉降分离;所述炉渣的铁硅比为0.4~1.5,所述炉渣的钙硅比为0.8~2.0。
本发明还提供了一种火法炼铅锌的装置,应用于如上任意一项所述的火法炼铅锌的方法中,包括氧化段、补热槽以及还原段,所述氧化段包括由上至下连通设置的氧化段炉腔以及氧化段熔池,所述还原段包括由上至下连通设置的还原段炉腔与还原段熔池;
氧化段炉腔,顶部固定连接有进料器与烟道;
氧化段熔池,以承载高锌熔体,所述氧化段熔池设有喷嘴;
补热槽,呈中空管状,所述补热槽连通所述氧化段熔池以及所述还原段熔池,以向所述还原段熔池中通入所述高锌熔体;
还原段炉腔,由上至下依次设有料盅、排烟口以及补风口;其中,所述料盅固定安装于所述还原段炉腔顶部,以向所述还原段炉腔中投入铅锌氧化物料与第一还原剂;所述排烟口固定安装于所述还原段炉腔的上部,以排出第一含锌气体以及第二含锌气体;所述补风口固定安装于所述还原段炉腔下部,以向所述还原段炉腔中喷入所述第二富氧气体;
还原段熔池,以承载待还原熔体;所述还原段熔池外壁贯通设有喷嘴,以向所述待还原熔体中喷入第二还原剂、第三富氧气体;所述还原段熔池由上至下还依次设有排渣口与虹吸口。
本发明还提供了一种如上所述的火法炼铅锌的装置在火法炼铅锌铜中的应用。
与现有技术相比,本发明至少包括以下优点:
1、本发明将氧化段与还原段联合设置,协同处理高锌混合物料。利用富氧气体为载气向氧化段炉腔中喷吹物料,可有效降低铅锌硫化物的挥发损失,高锌混合物料在氧化段炉腔高效氧化脱硫后融熔成高锌熔体,高锌熔体又流入还原段炉腔中与铅锌氧化物料协同处理。实现了高锌氧化物料氧化脱硫成高锌熔体后在短流程工段间的全融熔态,保证了工况的顺利运行同时节省了高锌熔体冷却固结后的复熔能耗。
2、本发明在还原段协同处理高锌熔体与铅锌氧化物料,将床层物料与还原段熔池垂直耦合设置,增强了本发明物料处理的能力与效率。一方面,床层能够实现还原气氛的控制,以抑制锌蒸气的氧化,并能过滤还原段熔池冶炼产生的炉气与粉尘,使得上升的第一含锌气体与第二含锌气体更为纯净。另一方面,床层中的物料在密闭还原气氛下充分反应,包括:第一还原剂在第二富氧气体的喷吹下燃烧提供还原气氛;床层中未被还原的氧化物滴落进熔池后在第二还原剂以及第三富氧气体的喷吹下还原;还原段熔池中还原产生的CO升腾入床层进一步还原床层物料。高锌熔体与铅锌氧化物料在上述三重还原条件下以纯净的锌蒸气形态进一步回收得金属锌,有效提高了金属锌的直收率。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图示出的结构获得其他的附图。
图1为本发明一实施例中火法炼铅锌的流程图。
图2为本发明一实施例中火法炼铅锌的装置结构示意图。
附图说明:1.氧化段炉腔;2.烟道;3.氧化段熔池;4.进料器;5.补热槽;6.还原段熔池;7.外部熔体汇入口;8.喷嘴;9.补风口;10.还原段炉腔;11.排渣口;12.虹吸口;13.排烟口;14.料盅。
具体实施方式
下面将结合附图对本发明实施方式中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施方式仅仅是本发明的一部分实施方式,而不是全部的实施方式。基于本发明中的实施方式,本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施方式,都属于本发明保护的范围。
并且,本发明各个实施方式之间的技术方案可以相互结合,但是必须是以本领域普通技术人员能够实现为基础,当技术方案的结合出现相互矛盾或无法实现时应当认为这种技术方案的结合不存在,也不在本发明要求的保护范围之内。
当实施例给出数值范围时,应理解,除非本发明另有说明,每个数值范围的两个端点以及两个端点之间任何一个数值均可选用。除非另外定义,本发明中使用的所有技术和科学术语与本技术领域的技术人员对现有技术的掌握及本发明的记载,还可以使用与本发明实施例中所述的方法、设备、材料相似或等同的现有技术的任何方法、设备和材料来实现本发明。
如图1所示,本发明提供了一种火法炼铅锌的方法,包括步骤:
S1.将铅锌物料与熔剂混合,得混合物料;其中,所述铅锌物料中锌的质量分数大于25%。
铅锌物料可以包括锌精矿、铅精矿等混合精矿。
在一些实施例中,熔剂可以包括造渣剂,造渣剂可以包括石英砂、生石灰、碳酸钙中的一种或多种,主要能起到调节渣型的作用。
将上述铅锌物料以及熔剂按比例混合,调控混合物料中CaO、SiO2、Fe的质量分数之和为25-35%,SiO2/Fe为1.8-2.4,CaO/SiO2为0.3-0.5。使得混合物料利用组分间的协同互熔,形成能在较低温度下融熔的低熔点、低黏度混合物料。
在另一些实施例中,可以向混合物料中加入促熔剂,促熔剂主要包括含锰物料和/或含铜物料。其中,促熔剂中的锰或铜能够通过破坏难熔物相晶体结构(如难熔的含锌化合物)的作用,促进高锌混合物料的熔融。
示例性的,含锰物料可以包括工业二氧化锰、碳酸锰、锰精矿等;含铜物料可以包括工业氧化铜、铜粉、废杂铜、铜精矿、冰铜等。
又示例性的,上述促熔剂可以在造渣剂加入、混合物料的组分调节完毕后,再加入,以提升促熔剂的作用效果,协同造渣剂的调节效益使得促熔效果进一步优化。
S2.以第一富氧气体为载气向氧化段炉腔1中喷吹所述混合物料,所述混合物料落入氧化段熔池3,经氧化脱硫得高锌熔体,所述高锌熔体流入还原段熔池6中;所述混合物料粒径小于3mm。
在一些实施例中,第一富氧气体可以为纯氧或者富氧空气,以协同调节氧化段炉腔1中的氧浓度、氧料比以及氧化段炉腔1的炉温。
相较现有技术:
1)本发明利用富氧熔池氧化脱硫:常用技术中通常用到烧结-密封鼓风炉方法,该方法具有同步冶炼生产铅锌金属的优势,但其劣势也非常明显。烧结过程SO2烟气无组织排放导致大气污染,低浓度SO2回收制酸困难,还原段对冷却的烧结块再加热造成能量损失和碳耗增加。
而富氧熔池氧化脱硫具有较高的脱硫效率,相对于烧结过程SO2烟气的无组织排放,其烟气可以通过烟道2收集,可大幅降低脱硫过程的环境污染负荷。氧化脱硫后的熔体可直接流入还原段进行铅、锌等金属回收,避免了冷料重新升温,可大幅降低冶炼过程能源消耗。
2)本发明调控混合物料粒径与加料方式:由于硫化物原料中ZnS的沸点仅为1185℃,常用技术中通常还存在常规冶炼温度情况下ZnS物料大量挥发的问题。考虑到ZnS兼具高熔点特性(1700℃),其在氧化段熔池3中与氧化脱硫的过程传质缓慢,氧化脱硫速率难以跟上其挥发速率,最终导致混合物料的挥发以及烟尘率的增加。
本发明中可以将上述混合物料经过破碎-球磨方式进行细化处理,使混合物料粒径小于3mm。小颗粒的混合物料能够在下降至氧化段熔池3的过程中缓慢飘落,与第一富氧气体紧密接触,从而加快初步脱硫氧化反应的进程,并在混合物料表面形成氧化层,降低铅锌硫化物的挥发损失率。
除此之外,混合物料的给料方法可以包括炉顶螺旋方式给料或者以富氧负载喷射入炉,利用该悬吹方式,使得混合物料以缓慢均匀的方式入炉,增强氧化脱硫的效果。
在一些实施例中,还可以通过氧化段熔池3喷吹调节氧化段炉腔1中氧浓度、氧料比以及温度;其中,氧浓度可以为30-95%,所述氧化炉炉腔中的氧气与所述混合物料氧料比可以为200-500Nm3/t,所述氧化段炉腔1内温度范围可以为1150-1300℃,从而促进硫化物的转化,进一步增强初步脱硫氧化效果。
示例性的,上述熔池喷吹方式可以包括单独侧吹、单独底吹,或者采用侧吹、底吹混合方式,调节氧化段中工艺参数、反应条件的同时促进传热传质,加速氧化脱硫反应的进行。
又示例性的,将细化的混合物料进行干燥处理,便于混合物料入炉。
当上述经细化、干燥处理后的混合物料落入氧化段熔池3后,经二次脱硫氧化(初步脱硫氧化即为上述混合物料在氧化段空腔中降落过程),协同上述调控配比后的低熔点、低黏度特性,融熔形成流动性佳的高锌熔体。
高锌熔体可以由补热槽5(即液态溜槽)流入还原段炉腔10中,为保证高锌熔体顺利流入,规避高锌熔体的冷却堵管以及复熔能耗,补热槽5的补热方式可以包括底部和/或环形电磁补热,所述流入的方式包括高度差流入和/或外部动力输送方式;进一步细化,外部动力输送方式又可以包括正压输送或气体喷入。
S3.将铅锌氧化物料与第一还原剂混合后投入还原段炉腔10中,形成床层物料;向所述床层物料下方喷入第二富氧气体,所述床层物料中的金属氧化物还原后得第一含锌气体和还原余物,所述还原余物包括液态铅金属以及未还原的氧化物和脉石。
铅锌氧化物料可以包括返粉等二次物料,具体可以为铅/锌氧化矿、湿法炼锌系统铅银渣、锌浸出渣、含铅烟尘、氧化锌烟灰、铅锌冶炼除尘污泥、含铜电镀污泥、镀锌污泥、钢厂含锌烟灰、热镀锌过程粉尘、锌粉置换贵金属污泥、废旧锌锰电池等不需氧化脱硫的含铅锌物料。
在一些实施例中,铅锌氧化物料中铅、锌、铜的质量分数比可以为5~40:10~70:0~10,其他金属元素含量可以依据冶炼工况灵活调整。
第一还原剂可以包括粉煤、焦炭、块煤等固体还原剂。第一还原剂的加入量为将铅锌氧化物料中的金属氧化物全部还原至金属态所需第一还原剂质量的0.7-1.8倍。
示例性的,铅锌氧化物料与第一还原剂可以先以热压团、烧结等方式造块,再以料盅14加料或者连续式密闭加料等方式投入还原段炉腔10中。
又示例性的,可以将氧化段脱硫产物冷却后破碎至合适尺寸与还原剂按比例搭配入炉。
第二富氧气体可以为纯氧或者氧浓度大于20%的富氧空气。
第二富氧气体的喷入调控风口区温度在1100~1400℃内,第二富氧气体参与床层物料还原反应的同时,焦炭等还原剂在高温下不断燃烧,进一步为上述还原供能,从而提高了待还原金属氧化物的还原效率。
经上述还原反应,床层物料中的金属氧化物还原后得还原余物,包括第一含锌气体、液态铅金属以及未还原的氧化物和脉石。
S4.所述还原余物汇入所述高锌熔体中形成形成待还原熔体,向所述待还原熔体中喷入第二还原剂、第三富氧气体以及第二熔剂,得到反应气体;其中,所述反应气体中包括CO、CO2和含锌蒸气。
第二还原剂可以包括焦粉、无烟煤、粉煤、天然气和废炭质电极棒/粉。
第二还原剂的加入量为将所述待还原熔体中的金属氧化物全部还原成金属态所需第二还原剂质量的0.8-2.0倍。
第三富氧气体可以为纯氧也可以为氧浓度大于20%的富氧空气。第三富氧气体中还可以包括渣型调节剂等熔剂,以调控待还原熔体中炉渣的铁硅比及钙硅比分别在0.8~2和0.4~1.5范围内,使得待还原熔体的炉渣呈现一个高流动性、低熔点、低黏度的优质渣型,从而便于渣、金分离,利于排渣。
向待还原熔体中喷入上述第二还原剂以及第三富氧气体,充分搅动熔池,促进传热传质,推进还原反应进程。
在一些实施例中,向所述待还原熔体中喷入第二还原剂、第三富氧气体进行反应的反应产物还包括粗铅合金以及炉渣,所述粗铅合金静置1~4h后沉降分离。其中,粗铅合金与炉渣可以由虹吸口12或排渣口11分别排出,也可以二者一同放出至电热前床进一步澄清分离。
在另一些实施例中,炉渣处置方式可为但不限于水淬、送烟化炉、富铁炉等。粗铅合金则可以进一步精炼回收得金、银等有价金属。
S5.捕集回收所述第一含锌气体和第二含锌气体得到锌金属,所述第二含锌气体为所述反应气体上升经过所述床层物料形成。
在一些实施例中,金属锌可以由捕集装置捕集回收得金属锌,其中,捕集装置可以包括锌雨冷凝装置等。
由上述可以看出,相较常用技术,本发明将氧化段与还原段联合设置,协同处理高锌混合物料。利用悬吹,高锌混合物料在氧化段炉腔1高效氧化脱硫后融熔成高锌熔体,高锌熔体又流入还原段炉腔10中与铅锌氧化物料协同处理。利用调控混合物料组分、高锌熔体渣型、以及炉渣渣型,协同工段调配,实现了高锌氧化物料氧化脱硫成高锌熔体后在短流程工段间的全融熔态,保证了工况的顺利运行同时节省了高锌熔体冷却固结后的复熔能耗。
本发明在还原段协同处理高锌熔体与铅锌氧化物料,将床层物料与还原段熔池6垂直耦合设置,增强了本发明物料处理的能力与效率。一方面,床层能够实现还原气氛的控制,以抑制锌蒸气的氧化,并能过滤还原段熔池6冶炼产生的炉气与粉尘,使得上升的第一含锌气体与第二含锌气体更为纯净。另一方面,床层中的物料在密闭还原气氛下充分反应,包括:第一还原剂在第二富氧气体的喷吹下燃烧提供还原气氛;床层中未被还原的氧化物滴落进还原段熔池6后在第二还原剂以及第三富氧气体的喷吹下还原;还原段熔池6中还原产生的CO升腾入床层进一步还原床层物料。高锌熔体与铅锌氧化物料在上述三重还原条件下以纯净的锌蒸气形态进一步回收得金属锌,有效提高了金属锌的直收率。
在一些实施例中,所述以第一富氧气体为载气向氧化段炉腔1中喷吹所述混合物料,所述混合物料落入氧化段熔池3,经氧化脱硫得高锌熔体,所述高锌熔体流入还原段熔池6中还包括:所述高锌熔体经由补热槽5流入所述还原段熔池6,所述补热槽5的补热方式包括底部和/或环形电磁补热,所述流入的方式包括高度差流入和/或外部动力输送方式。
在一些实施例中,所述第一还原剂的加入量为将铅锌氧化物料中的金属氧化物全部还原至金属态所需理论加入量的0.7-1.8倍;所述第二还原剂的加入量为将所述待还原熔体中的金属氧化物全部还原成金属态所需所需理论加入量的0.8-2.0倍。
在一些实施例中,所述第二富氧气体喷入处的风口区温度为1100~1400℃,所述待还原熔体内的温度为1100~1350℃。
风口区温度为下述还原段炉腔10中补风口9区域的炉温;补风口9固定安装于还原段炉腔10下部,以向还原段炉腔10中喷入第二富氧气体。
在一些实施例中,所述向所述待还原熔体中喷入第二还原剂、第二富氧气体进行反应的反应产物还包括粗铅合金以及炉渣,所述粗铅合金静置1~4h后沉降分离;所述炉渣的铁硅比为0.4~1.5,所述炉渣的钙硅比为0.8~2.0。
如图2所示,本发明还提供了一种火法炼铅锌的装置,应用于如上任意一项所述的火法炼铅锌的方法中,包括氧化段、补热槽5以及还原段,所述氧化段包括由上至下连通设置的氧化段炉腔1以及氧化段熔池3,所述还原段包括由上至下连通设置的还原段炉腔10与还原段熔池6;
氧化段炉腔1,顶部固定连接有进料器4与烟道2;
氧化段熔池3,以承载所述高锌熔体,所述氧化段熔池3设有喷嘴8;
补热槽5,呈中空管状,所述补热槽5连通所述氧化段熔池3以及所述还原段熔池6,以向所述还原段熔池6中通入所述高锌熔体;
还原段炉腔10,由上至下依次设有料盅14、排烟口13以及补风口9;其中,所述料盅14固定安装于所述还原段炉腔10顶部,以向所述还原段炉腔10中投入所述铅锌氧化物料与所述第一还原剂;所述排烟口13固定安装于所述还原段炉腔10的上部,以排出所述第一含锌气体以及所述第二含锌气体;所述补风口9固定安装于所述还原段炉腔10下部,以向所述还原段炉腔10中喷入所述第二富氧气体;
还原段熔池6,以承载所述待还原熔体;所述还原段熔池6外壁贯通设有喷嘴8,以向所述待还原熔体中喷入所述第二还原剂、所述第三富氧气体;所述还原段熔池6由上至下还依次设有排渣口11与虹吸口12。
本发明还提供了一种如上所述的火法炼铅锌的装置在火法炼铅锌铜中的应用。
为了便于本领域技术人员对本发明做进一步理解,现举例说明:
实施例1
S1.以锌精矿、铅精矿的混合精矿(其元素组成与质量分数包括:Zn 27.5wt.%、Pb16.0wt.%、Cu 1.2wt.%、Fe 9.5wt.%、S 22.3wt.%、SiO2 5.6wt.%、CaO 3.9wt.%、Cd1.3wt.%)为原料,搭配石英砂、生石灰,调整混合物料中的CaO、SiO2、Fe含量为33wt.%,且SiO2/Fe和CaO/SiO2比分别为1.80和0.37。
在所述混合物料中加入促熔剂铅冰铜(主要成分Cu 70wt.%、Pb 20wt.%),铅冰铜加入量为混合物料质量分数的6%。将加入促熔剂后的混合物料进行干燥处理。
S2.以第一富氧气体为载气,其中氧浓度为70%,将加了促熔剂的混合物料由氧化段炉腔1的喷枪装置喷入氧化段熔池3中,经初步的氧化脱硫后进入氧化段熔池3;氧化段熔池3内进一步氧化脱硫吹炼,采用侧吹形式,调节吹炼氧浓度为60%,氧料比为300Nm3/t,控制炉内温度范围为1200-1250℃,混合物料在氧化段熔池3内进一步氧化脱硫,并完成熔融造渣,形成高锌熔体。
S3.高锌熔体经补热槽5流至还原段熔池6内。将铅锌ISP工艺的返粉进行造块后,铅锌氧化物料中的铅锌铜比例为32:67:1。铅锌氧化物料与还原剂焦炭按过剩系数0.9搭配,由还原段炉腔10上端的料盅14加入料柱之上。料柱经下方风口连续喷入30%氧浓度的第二富氧气体,调节鼓风量控制风口区温度维持在1250~1300℃左右。借助第一还原剂燃烧提供还原气氛,使物料内金属氧化物还原,得第一含锌气体以及还原余物,其中,还原余物包括液态铅金属以及未还原的氧化物和脉石。
S4.还原余物滴落或掉落至还原炉下方熔池,与高锌熔体汇集成待还原熔体;待还原熔体经两侧喷枪以60%浓度的第三富氧为载气喷入合适比例的第二还原剂(粉煤)和渣型调节剂(氧化钙),以控制待还原熔体内炉渣铁硅比及钙硅比分别为0.6和1.0。第二还原剂和渣型调节剂强烈搅动熔池,调节鼓风量控制待还原熔体温度维持在1200~1250℃,借助还原剂放热且提供还原气氛,继续还原还原段熔池6内未被还原的铅锌铜等金属氧化物,同时完成造渣反应,还原段熔池6内被还原的铅铜镉等液态金属在还原炉下方炉缸内沉降富集成粗铅合金,与炉渣分离。最终得反应气体、粗铅合金以及炉渣。
S5.反应气体经上层料柱过滤,降低气相内粉尘颗粒含量,得到第二含锌气体,第一含锌气体与第二含锌气体再进入锌雨或铅雨冷凝器补集得到金属锌。将还原段熔池6内的粗铅合金及炉渣放出,在电热前床内澄清4小时后,粗铅合金由虹吸口12放出送精炼车间得到有价金属,炉渣经放渣口送至烟化炉。
经分析,金属锌的回收率为91%、金属铅的回收率为95%;铅、锌的挥发损失率分别为17.8wt.%及8.5wt.%。
实施例2
S1.以混合精矿(其元素组成与质量分数包括:Zn 26.2wt.%、Pb 19.3wt.%、Cu0.9wt.%、Fe 8.1wt.%、S 21.2wt.%、SiO2 6.1wt.%、CaO 4.2wt.%、Cd 0.9wt.%)为原料,搭配石英砂、生石灰,调整混合物料中的CaO、SiO2、Fe含量为33wt.%,且SiO2/Fe和CaO/SiO2比分别为2.2和0.38,将混合物料进行干燥处理。
S2.以第一富氧气体为载气,其中氧浓度为65%,将加了混合物料由氧化段炉腔1的喷枪装置喷入氧化段熔池3中,经初步的氧化脱硫后进入氧化段熔池3;氧化段熔池3内进一步氧化脱硫吹炼,采用侧吹形式,调节吹炼氧浓度为70%,氧料比为350Nm3/t,控制炉内温度范围为1200-1250℃,混合物料在氧化段熔池3内进一步氧化脱硫,并完成熔融造渣,形成高锌熔体。
S3.高锌熔体经补热槽5流至还原段熔池6内。将铅锌氧化矿搭配氧化锌烟灰进行造块后得铅锌氧化物料,铅锌氧化物料中的铅锌铜比例为30:69:1。铅锌氧化物料与还原剂焦炭按过剩系数1.0搭配,由还原段炉腔10上端的料盅14加入料柱之上。料柱经下方风口连续喷入30%氧浓度的第二富氧气体,调节鼓风量控制风口区温度维持在1250~1300℃左右。借助第一还原剂燃烧提供还原气氛,使物料内金属氧化物还原,得第一含锌气体以及还原余物,其中,还原余物包括液态铅金属以及未还原的氧化物和脉石。
S4.还原余物滴落或掉落至还原炉下方熔池,与高锌熔体汇集成待还原熔体;待还原熔体经两侧喷枪以50%浓度的第三富氧为载气喷入合适比例的第二还原剂(粉煤)和渣型调节剂(氧化钙),以控制待还原熔体内炉渣铁硅比及钙硅比分别为0.45和1.0。第二还原剂和渣型调节剂强烈搅动熔池,调节鼓风量控制待还原熔体温度维持在1200~1250℃,借助还原剂放热且提供还原气氛,继续还原还原段熔池6内未被还原的铅锌铜等金属氧化物,同时完成造渣反应,还原段熔池6内被还原的铅铜镉等液态金属在还原炉下方炉缸内沉降富集成粗铅合金,与炉渣分离。最终得反应气体、粗铅合金以及炉渣。
S5.反应气体经上层料柱过滤,降低气相内粉尘颗粒含量,得到第二含锌气体,第一含锌气体与第二含锌气体再进入锌雨或铅雨冷凝器补集得到金属锌。将还原段熔池6内的粗铅合金及炉渣放出,在电热前床内澄清4小时后,粗铅合金由虹吸口12放出送精炼车间得到有价金属,炉渣经放渣口送至烟化炉。
经分析,金属锌的回收率为90%、金属铅的回收率为94%。
实施例3
S1.以混合精矿(其元素组成与质量分数包括:Zn 28.8wt.%、Pb 15.1wt.%、Cu1.1wt.%、Fe 8.2wt.%、S 20.9wt.%、SiO2 6.6wt.%、CaO 4.2wt.%)为原料,搭配石英砂、生石灰,调整混合物料中的CaO、SiO2、Fe含量为33.1wt.%,且SiO2/Fe和CaO/SiO2比分别为2.20和0.39.
在所述混合物料中加入促熔剂铅冰铜(主要成分Cu 70wt.%、Pb 20wt.%),铅冰铜加入量为混合物料质量分数的4%。将加入了促熔剂后的混合物料进行球磨细化,将粒度控制在2mm,并将其进行干燥处理。
S2.以第一富氧气体为载气,其中氧浓度为75%,将加了混合物料由氧化段炉腔1的喷枪装置喷入氧化段熔池3中,经初步的氧化脱硫后进入氧化段熔池3;氧化段熔池3内进一步氧化脱硫吹炼,采用侧吹形式,调节吹炼氧浓度为80%,氧料比为350Nm3/t,控制炉内温度范围为1200-1250℃,混合物料在氧化段熔池3内进一步氧化脱硫,并完成熔融造渣,形成高锌熔体。
S3.高锌熔体经补热槽5流至还原段熔池6内。将氧化锌烟灰、含铅电收尘灰、烧结返粉进行造块后得铅锌氧化物料,铅锌氧化物料中的铅锌铜比例为29:70:1。铅锌氧化物料与还原剂焦炭按过剩系数1.0搭配,由还原段炉腔10上端的料盅14加入料柱之上。料柱经下方风口连续喷入30%氧浓度的第二富氧气体,调节鼓风量控制风口区温度维持在1300~1350℃左右。借助第一还原剂燃烧提供还原气氛,使物料内金属氧化物还原,得第一含锌气体以及还原余物,其中,还原余物包括液态铅金属以及未还原的氧化物和脉石。
S4.还原余物滴落或掉落至还原炉下方熔池,与高锌熔体汇集成待还原熔体;待还原熔体经两侧喷枪以45%浓度的第三富氧气体为载气喷入合适比例的第二还原剂(粉煤)和渣型调节剂(氧化钙),以控制待还原熔体内炉渣铁硅比及钙硅比分别为0.5和1.2。第二还原剂和渣型调节剂强烈搅动熔池,调节鼓风量控制待还原熔体温度维持在1200~1250℃,借助还原剂放热且提供还原气氛,继续还原还原段熔池6内未被还原的铅锌铜等金属氧化物,同时完成造渣反应,还原段熔池6内被还原的铅铜镉等液态金属在还原炉下方炉缸内沉降富集成粗铅合金,与炉渣分离。最终得反应气体、粗铅合金以及炉渣。
S5.反应气体经上层料柱过滤,降低气相内粉尘颗粒含量,得到第二含锌气体,第一含锌气体与第二含锌气体再进入锌雨或铅雨冷凝器补集得到金属锌。将还原段熔池6内的粗铅合金及炉渣放出,在电热前床内澄清4小时后,粗铅合金由虹吸口12放出送精炼车间得到有价金属,炉渣经放渣口送至烟化炉。
经分析,金属锌的回收率为92%、金属铅的回收率为94%。
实施例4
将实施例1中的混合物料在1250℃条件下进行富氧吹炼,富氧浓度60%,氧料比为300Nm3/t,经烟气分析仪测定SO2含量降低至20mg/m3左右时,停止吹炼并排出脱硫产物,可见脱硫产物具有良好的流动性。
脱硫产物通过氮硫分析仪测定,可得其S含量为0.5wt%;经熔点及高温粘度测试,该配料体系的全熔融温度为1210℃,高温粘度值为0.180Pa·S,满足后续铅锌联合冶炼需求,可以得到金属铅、金属锌。
对比例1
该对比例为实施例1的对比例。与实施例1不同的是,混合物料不经过与第一富氧气体充分接触的过程,而是直接投入氧化段熔池3内进行氧化脱硫。具体过程如下:将锌精矿、铅精矿的混合精矿(其元素组成与质量分数包括:Zn 27.5wt.%、Pb 16.0wt.%、Cu1.2wt.%、Fe 9.5wt.%、S 22.3wt.%、SiO2 5.6wt.%、CaO 3.9wt.%、Cd 1.3wt.%)与熔剂混合,然后将混合物料直接投入氧化段熔池3,在氧化段熔池3内进行氧化脱硫,其中,氧化段熔池3温度为1200-1250℃左右。
采用第一富氧气体以侧吹形式进行吹炼;经过氧化段熔池3氧化深度脱硫及产物熔融后,流出排入后序的还原工段处理;经烟尘总量与含量分析,可得铅、锌的挥发损失率分别为39.2wt.%及14.5wt.%,显著高于实施例1中的铅、锌挥发损失率。
本发明的上述技术方案中,以上仅为本发明的优选实施例,并非因此限制本发明的专利范围,凡是在本发明的技术构思下,利用本发明说明书及附图内容所作的等效结构变换,或直接/间接运用在其他相关的技术领域均包括在本发明的专利保护范围。
Claims (10)
1.一种火法炼铅锌的方法,其特征在于,包括步骤:
将铅锌物料与熔剂混合,得混合物料;其中,所述铅锌物料中锌的质量分数大于25%;
以第一富氧气体为载气向氧化段炉腔中喷吹所述混合物料,所述混合物料落入氧化段熔池,经氧化脱硫得高锌熔体,所述高锌熔体流入还原段熔池中;其中,所述混合物料粒径小于3mm;
将铅锌氧化物料与第一还原剂混合后投入还原段炉腔中,形成床层物料;向所述床层物料下方喷入第二富氧气体,所述床层物料中的金属氧化物还原后得第一含锌气体和还原余物,所述还原余物包括液态铅金属以及未还原的氧化物和脉石;
所述还原余物汇入所述高锌熔体中形成待还原熔体,向所述待还原熔体中喷入第二还原剂、第三富氧气体,得到反应气体;其中,所述反应气体中包括CO、CO2和含锌蒸气;
捕集回收所述第一含锌气体和第二含锌气体得到锌金属,所述第二含锌气体为所述反应气体上升经过所述床层物料形成。
2.根据权利要求1所述的火法炼铅锌的方法,其特征在于,所述熔剂包括造渣剂,所述造渣剂包括石英砂、生石灰、碳酸钙中的一种或多种,所述混合物料中CaO、SiO2、Fe的质量分数之和为25-35%,所述混合物料中SiO2/Fe为1.8-2.4,所述混合物料中CaO/SiO2为0.3-0.5。
3.根据权利要求1所述的火法炼铅锌的方法,其特征在于,向所述混合物料中加入促熔剂,所述促熔剂包括含锰物料和/或含铜物料。
4.根据权利要求1所述的火法炼铅锌的方法,其特征在于,所述氧化段炉腔中氧浓度为30-95%,所述氧化段炉腔中的氧气与所述混合物料的氧料比为200-500Nm3/t,所述氧化段炉腔内温度范围为1150-1300℃。
5.根据权利要求1所述的火法炼铅锌的方法,其特征在于,所述以第一富氧气体为载气向氧化段炉腔中喷吹所述混合物料,所述混合物料落入氧化段熔池,经氧化脱硫得高锌熔体,所述高锌熔体流入还原段熔池中还包括:所述高锌熔体经由补热槽流入所述还原段熔池,所述补热槽的补热方式包括底部和/或环形电磁补热,所述流入的方式包括高度差流入和/或外部动力输送方式。
6.根据权利要求1所述的火法炼铅锌的方法,其特征在于,所述第一还原剂的加入量为将铅锌氧化物料中的金属氧化物全部还原至金属态所需理论加入量的0.7-1.8倍;所述第二还原剂的加入量为将所述待还原熔体中的金属氧化物全部还原成金属态所需理论加入量的0.8-2.0倍。
7.根据权利要求1所述的火法炼铅锌的方法,其特征在于,所述第二富氧气体喷入处的风口区温度为1100~1400℃,所述待还原熔体内的温度为1100~1350℃。
8.根据权利要求1所述的火法炼铅锌的方法,其特征在于,所述向所述待还原熔体中喷入第二还原剂、第三富氧气体进行反应的反应产物还包括粗铅合金以及炉渣,所述粗铅合金静置1~4h后沉降分离;所述炉渣的铁硅比为0.4~1.5,所述炉渣的钙硅比为0.8~2.0。
9.一种火法炼铅锌的装置,其特征在于,应用于权利要求1~8中任意一项所述的火法炼铅锌的方法中,包括氧化段、补热槽以及还原段,所述氧化段包括由上至下连通设置的氧化段炉腔以及氧化段熔池,所述还原段包括由上至下连通设置的还原段炉腔与还原段熔池;
氧化段炉腔,顶部固定连接有进料器与烟道;
氧化段熔池,以承载高锌熔体,所述氧化段熔池设有喷嘴;
补热槽,呈中空管状,所述补热槽连通所述氧化段熔池以及所述还原段熔池,以向所述还原段熔池中通入所述高锌熔体;
还原段炉腔,由上至下依次设有料盅、排烟口以及补风口;其中,所述料盅固定安装于所述还原段炉腔顶部,以向所述还原段炉腔中投入铅锌氧化物料与第一还原剂;所述排烟口固定安装于所述还原段炉腔的上部,以排出第一含锌气体以及第二含锌气体;所述补风口固定安装于所述还原段炉腔下部,以向所述还原段炉腔中喷入所述第二富氧气体;
还原段熔池,以承载待还原熔体;所述还原段熔池外壁贯通设有喷嘴,以向所述待还原熔体中喷入第二还原剂、第三富氧气体;所述还原段熔池由上至下还依次设有排渣口与虹吸口。
10.一种如权利要求9所述的火法炼铅锌的装置在火法炼铅锌铜中的应用。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202310088083.3A CN116287761A (zh) | 2023-01-29 | 2023-01-29 | 火法炼铅锌的方法、装置及其应用 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202310088083.3A CN116287761A (zh) | 2023-01-29 | 2023-01-29 | 火法炼铅锌的方法、装置及其应用 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN116287761A true CN116287761A (zh) | 2023-06-23 |
Family
ID=86819492
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202310088083.3A Pending CN116287761A (zh) | 2023-01-29 | 2023-01-29 | 火法炼铅锌的方法、装置及其应用 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN116287761A (zh) |
-
2023
- 2023-01-29 CN CN202310088083.3A patent/CN116287761A/zh active Pending
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN103382527B (zh) | 硫化锌精矿及含铅锌物料的闪速熔炼方法及设备 | |
WO2019071793A1 (zh) | 一种由含铜熔渣回收有价组分的方法 | |
WO2019071788A1 (zh) | 一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法 | |
WO2019071791A1 (zh) | 锌冶炼炉渣熔融还原生产的方法 | |
CN103388081A (zh) | 硫化锌精矿及含铅锌物料的熔池熔炼方法及设备 | |
CN101845554A (zh) | 以废杂铜和硫化铜精矿为原料熔炼铜的方法 | |
CN102634653B (zh) | 一种侧吹化料的生产方法 | |
WO2019071794A1 (zh) | 一种由含铜与铁的混合熔渣回收有价组分的方法 | |
WO2019071790A1 (zh) | 由含锌与铁的混合熔渣回收有价组分的方法 | |
CN111411234A (zh) | 射流熔炼电热还原炉和冶炼含锌物料的方法 | |
CN106319242A (zh) | 一种连续直接炼铅的方法 | |
CN113817924B (zh) | 一种铜浮渣熔炼生产粗铜的方法及其熔炼装置 | |
WO2007038840A1 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
CN112981136B (zh) | 一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法 | |
CN110184476B (zh) | 一种消除沉降电炉里炉结的方法 | |
CN114525410B (zh) | 一种从金属冶炼的烟灰中回收低品位有价金属的工艺 | |
CN114959293B (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 | |
CN116287761A (zh) | 火法炼铅锌的方法、装置及其应用 | |
CN212247151U (zh) | 射流熔炼电热还原炉 | |
CN114150162A (zh) | 处理复杂金精矿的连续炼铜工艺和连续炼铜装备 | |
CN111041225B (zh) | 一种贫杂高硅铜精矿富氧侧吹熔炼方法 | |
CN115786728B (zh) | 强化高锌熔体内有价金属还原回收的方法 | |
CN115852162B (zh) | 高锌熔体熔池还原炉渣、锌的冶炼方法及其应用 | |
CN105087950A (zh) | 从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法及造粗铜的炉窑 |
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 |