處理硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦的方法

2023-06-01 01:03:41

專利名稱：處理硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦的方法
技術領域：
本發明涉及有色冶金，更確切地說是涉及處理硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦的方法。
研究利用自然過程由硫化物原料中提取上述金屬的方法是改進火法冶金生產重有色金屬的主要方向。自熱過程的一般優點是單位生產率高，大大減少工藝氣體的體積，利用硫化物和礦石的精礦的發熱能力(後者可以減少使用外部熱源)，有可能有效地處理較貧的有色金屬原料。已知有各種不同的自熱過程方案。這些方案一般是利用硫化物物料高度發達的表面積以保證自熱熔煉過程。
處理硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦的方法是眾所周知的。在這些礦石和精礦中，含有金屬的，包括鐵和銅的化合物，二氧化矽以及鋁、鈣和鎂的氧化物。按照該方法，將由上述硫化物料和熔劑組成的爐料和氧化的返回粉塵一起通過加熱裝置進行熔煉。使用石英砂和石灰石或石灰的混合物作為熔劑。在含氧氣體氣氛下以垂直火焰進行上述爐料和氧化的返回粉塵的熔煉。得到主要含金屬氧化物的氧化熔融物，以及氧化返回粉塵與熔鍊氣體的混合物。將上述氧化的返回粉塵與熔鍊氣體分離並使其返回熔煉。通過用固體含碳物料層過濾氧化的熔融物料的方法，將金屬氧化物，主要是氧化鉛還原成金屬，得到粗鉛和貧鉛的含鋅渣。將上述爐渣沉積，並生成鋅的含鉛蒸汽，將所述鋅的含鉛蒸汽用含氧氣體氧化，得到粗顆粒的和細顆粒的氧化的升華物(U.S.A.4519836)。
在該方法中，因為在熔劑成份中使用了高熔點組份-石英砂，由於硫化鉛升華的結果造成氧化的返回粉塵中鉛的量增加。此外，在所使用的熔劑成份中存在石英砂，導致在固體含碳還原劑上氧化鉛還原程度降低，因此，導致鉛隨同含鋅熔渣的損失增加。
本發明的任務是，在處理硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦的方法中這樣地改變進行熔煉過程的條件，使達到最大可能地提取鉛。
這一任務是通過提出一種處理硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦的方法而解決的，在這些礦石和精礦中含有金屬的，包括鐵和銅的化合物，二氧化矽以及鋁、鈣和鎂的氧化物。該方法包括將由上述硫化物料和熔劑組成的爐料與氧化的返回粉塵一起在含氧氣體氣氛下以垂直火焰熔煉，得到主要含金屬氧化物的氧化熔融物，以及氧化返回粉塵與熔鍊氣體的混合物，將所述的氧化返回粉塵與熔鍊氣體分離並將該粉塵返回熔煉，通過用固體含碳材料層過濾氧化的熔融物的方法，使主要為氧化鉛的金屬氧化物還原成金屬，得到粗鉛及貧鉛的含鋅爐渣，將該爐渣沉積並分離出含鉛的鋅蒸汽，得到粗顆粒的氧化升華物。在該方法中，按照本發明，使用石灰石和石灰與含鐵物料的混合物作為熔劑，該混合物中氧化鈣和鐵的重量比為0.43-0.76，並且所使用的上述混合物的量，以混合物中氧化鈣和鐵的總量計，為原礦和/或精礦重量的5-22%。
因為在所建議的方法中使用含有易熔組份，即含鐵物料的熔劑，由於減少了硫化鉛的升華程度，結果大大減少了在氧化的返回粉塵中鉛的量。這種減少是由於在熔煉過程中熔劑的含鐵組份形成熔解硫化鉛的低熔混合物而達到的。此外，因為在所形成的氧化熔融物中，二氧化矽被換成由本發明所用的熔劑轉變來的氧化鐵，使在還原過程中在固體含碳材料的表面上所形成的粉塵易於熔入該熔融物中。結果改善了氧化熔融物與碳還原劑的接觸條件，因而提高了氧化鉛的還原程度，並減少了其隨同含鋅爐渣的損失。
如上所述，所使用的熔劑中各組份(石灰石或石灰、含鐵材料)的含量要使得在熔劑中氧化鈣對鐵的重量比為0.43-0.76，此時，熔劑的量應等於原礦和/或精礦重量的22%(以熔劑中氧化鈣和鐵的總量計)。
使用上述氧化鈣與鐵的比例及上述量的熔劑保證了為形成易熔混合物「氧化鐵(Ⅱ)-氧化鈣-硫化鐵」(Tпл＝880℃)的最佳條件，由此，硫化鉛在低於鉛開始激烈升華的溫度(T＝1000℃)轉入形成的熔融物中。
所建議的方法可以提高在固體含碳物料上還原階段時鉛和鋅的分離效率，減少在氧化的返回粉塵中鉛的量，從而與已知方法相比較，可使鉛的提取量提高0.9-1.1%。
在硫化物原料中銅的濃度超過1%(重量)時，為了改進所得到的粗鉛質量，即降低其中銅的含量，建議在為完全氧化爐料中的金屬和硫化物中硫所必需的最小化學計算量的含氧氣體消耗量(換算成氧)時，使爐料和氧化的返回粉塵一起熔煉，結果得到粗鉛和貧鉛含鋅渣的同時，得到富集銅的冰銅。
在硫化物原料中銅的含量不超過1%(重量)時，則在按如下公式計算出的含氧氣體消耗量的情況下將爐料和氧化返回粉塵一起進行熔煉為宜P＝A·B·K(1)此處P-含氧氣體消耗量(換算成氧)，標米3/噸爐料，
A＝1.542-3.299Ck-7.972Co-4.285Cж+28.851CkCo+14.657CkCж+27.370CoCж-88.895CoCжCk(2)此時，Ck+Co+Cж＝1-爐料中酸性氧化物Ck(SiO2和Al2O3)，鹼性氧化物Co(CaO和MgO)和鐵Cж(換算成FeO)的總濃度，同時該濃度以重量份額表示。
B-為完全氧化爐料中的金屬和硫化物含的硫所必需的含氧氣體化學計算的消耗量，標米3/噸爐料，K＝1+ 0.965/(H) ，此處H-熔融區的高度，米。
已知，氣體-熔融物型式的單位反應速率(或更確切地是反應速率常數)取決於熔融物的成份，包括這樣一些組份，這些組份並不直接參加反應本身。其中包括造渣組份(CaO、MgO、Al2O3、SiO2、FeO)對脫硫反應速率的影響，例如
這首先是由於在熔融物中鉛和鋅的硫化物溶解度的關係，其次是由於不均勻的脫硫反應速率常數的結構-靈敏參數取決於熔融物中上述造渣組份的濃度。因此，脫硫速度常數與原始爐料的成份有複雜的依賴關係。此外，公知的是，脫硫率(熔鍊氣體中的硫與爐料中測得量之比)取決於熔煉區中爐料的停留時間。所述的停留時間與熔煉區的高度有關(根據公知的物理定律)。因此，為達到所要求的脫硫率必需的氧的消耗量實際上取決於在所處理的爐料中上述造渣組份的含量以及熔煉區的高度。在這種情況下，人們認為在作用下這樣的氧消耗量是必須的，即該消耗量可以達到必要的熔煉結果而不形成冰銅，並且沒有殘剩量的氧化鐵(Ⅲ)。
上述關係(公式1)不能用理論計算推導。我們已用實驗將其確定下來。
在按公式(1)計算出的含氧氣體消耗量下進行熔煉過程，可以達到必須的脫硫率，放出最大可能的熱量，該熱量將保證進行熔煉和還原過程的最佳條件，最終結果可使鉛的提取量提高0.5-0.9%。
在硫化物原料中銅含量超過1%(重量)時，建議在為完全氧化礦料中的鉛、鐵和鋅所必需的化學計算含氧氣體消耗量(換算成氧)下，以及在按以下公式計算出的對爐料中1公斤硫化物中的硫的含氧氣體消耗量(換算成氧)下，將爐料和氧化的返回粉塵一起進行熔煉Q＝0.70·(1-n (Ccu)/(Cs) ) (3)此處 Q-對礦料中1公斤硫化物中的硫的含氧氣體消耗量(換算成氧)，標米3，n-硫化物中硫對氧化熔融物中的銅的重量比，等於0.65-1.30，Ccu，Cs-爐料中銅和硫化物中硫的濃度，%(重量)，而粗鉛的下層冷卻至330-900℃，結果與粗鉛和貧鉛含鋅渣同時得到富銅的冰銅。
在熔煉中的這一氧消耗量和使粗鉛下層冷卻至上述溫度範圍，可以得到含銅和硫最低的粗鉛(主要量的銅和硫轉入冰銅)。
當硫化物中的硫與氧化熔融物中銅的比例小於0.65時，銅不能完全從粗鉛中被提取入冰銅。當硫化物中的硫與氧化熔融物中銅的比例大於1.30時，在粗鉛中產生過剩的硫，導致形成鉛的硫化物。後者是不合要求的，因為從粗鉛中除去硫需要進行專門的淨化。
在粗鉛的下層冷卻到上面所述的溫度時，銅在其中的溶解度降低並隨著鉛滴向下流動，其中銅的含量減少，冰銅質點向上朝「熔渣-粗銅」部份的表面移動。
由於在粗鉛的下層冷卻時，除去銅的鉛和從其中被除去的銅以相反方向運動，所以這就保證了粗鉛的直接精煉除銅，生成冰銅。
當鉛的下層冷卻到溫度高於900℃時，鉛的精煉除銅質量急劇惡化。當粗鉛下層冷卻到低於330℃時，鉛提純除銅的質量並不提高，因為此時熔融粗鉛熔池的高度逐步降低，為保持必須的熔渣溫度而伴隨著電能消耗的增加。並使除銅後淨化的鉛排料時產生困難。
由上述可見，在按公式(3)計算出的含氧氣體消耗量下實施該工藝，並對下層粗鉛進行冷卻可以改進粗鉛的質量。最終結果是導致在下步的精煉中減少鉛的損失。
為了保證在熔煉階段爐料的最佳脫硫率，最大可能地放熱，改進爐料的氧化和氧化熔融物的還原條件並保證鉛的最大提取，建議通過加熱裝置實施將爐料與氧化返回粉塵一起送去熔煉，該加熱裝置的實際有效截面直徑根據如下公式算出
(4)此處dз-加熱裝置的實際有效截面直徑，米，
δ-脫硫率，按照熔鍊氣體中的硫量與爐料中硫量的比例算出，M-爐料消耗量，公斤/秒，ρ-含氧氣體的密度，公斤/米3，H-熔煉區的高度，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·C2cao，秒，(5)Cs，Ccao，Csio2-爐料中硫化物中的硫、氧化鈣和二氧化矽的濃度，%(重量)當加熱裝置所具有的實際有效截面直徑不符合按公式(4)所算出的直徑，在工作時觀察到如下不符合要求的效果當加熱裝置的實際有效截面直徑小於所計算的直徑時(硫化物料的流動速度高)，由於在熔煉區中物料的停留時間短而不能達到必要的脫硫率，這導致使鉛進入冰銅的量增加並降低其被提取入粗金屬，因此導致鉛的損失增加。當加熱裝置的實際有效截面直徑大於所計算出的值時，物料在熔煉區中的停留時間就大於必須的時間(硫化物料的流動速度小於必須的速度)，爐料發生再氧化，這導致氧化鉛還原條件的惡化並相應地增加了鉛隨含鋅渣的損失。
在將爐料送去經過加熱裝置進行熔煉之前，將佔起始爐料4.5-13%(重量)的爐料部份粉碎至小於原始爐料粒度的4-8倍，然後與剩餘的爐料部份混合是適宜的。
我們查明，在其加熱條件下氧化硫化物礦石和/或精礦時，由於在它們氧化時放出熱量，顯示出在材料粉碎後，這一不均勻的反應速率比按起始爐料和粉碎爐料的粒度比所預期的要提高50-80%。因為與起始爐料相比，部份粉碎的爐料氧化速率大大提高，這部份粉碎的爐料在熔煉區的上部被完全氧化，在其氧化時所放出的熱被用於加熱並熔煉爐料中佔主導地位的粗粒部份，因此強化了較大顆粒硫化物料的氧化並增加了熔煉區高溫部份的範圍。由於提高了高溫區的範圍，爐料在其中的停留時間增加2.1-3.6倍，並因此既增加了硫化物與氣相氧的作用速率，又增強了鐵的高價氧化物與硫化物作用的速率。
由於增加了爐料在高溫區的停留時間，使氣相氧，特別是結合到鐵的高價氧化物中的氧的利用程度增加。減少在所得到的氧化熔融物中鐵的高價氧化物的含量，導致在隨後還原這一熔融物時減少固體含碳物料在還原鐵的高價氧化物時的消耗。
我們查明，當所添加的粉碎部份的量小於起始爐料重量的4.5%時，反應析出的熱量不足以達到熔煉區上部中爐料強烈氧化的溫度。與此相類似的是，在使用粉碎倍率小於4的物料作為添加物時，顯示出其氧化速率對引發主要的粗顆粒礦料部份的氧化不夠高。
在添加的粉碎部份大於起始爐料重量的13%時，或硫化物原料的粉碎度很高時(粉碎倍率大於8)，氧化返回粉塵的量開始大量增加，並且對於所補充的粉碎物料成為一個重要的消耗。
由上述可見，爐料的部份粉碎可以提高氧的利用效率，即更完全地將金屬由硫化物形式轉化為氧化物形式，結果在還原階段將鉛的提取量提高0.2-0.5%。此外，上述方法還可以降低固體含碳物料的消耗。
較佳的是，在壓力為-19.6-+19.6帕下，用含氧氣體對含鉛的鋅蒸汽進行氧化，該蒸汽是在沉積貧鉛的含鋅熔渣時生成的，得到富集鋅氧化物的粗顆粒氧化升華物，以及富集鉛氧化物的細顆粒氧化升華物，而後將上述細顆粒氧化升華物送去熔煉。
在沉積含鋅熔渣時，部份鉛和鋅轉化為蒸汽，在-19.6-+19.6帕的壓力範圍下氧化上述蒸汽時，在所得到的氧化升華物中的鉛和鋅發生有效的分離鋅被富集在粗顆粒升華物中，而鉛被富集在細顆粒升華物中，將該細顆粒升華物送去熔煉。
在細顆粒升華物中含有大量鉛，其含量超過了爐料中的鉛含量，這就是在熔煉階段其合理性增加的原因，使得能提高鉛的提取量。
在上述說明的範圍之外的壓力下進行含鉛的鋅蒸汽的氧化，則排除了粗顆粒氧化升華物被鋅富集，以及細顆粒氧化升華物被鉛富集的可能性，從而導致在熔煉工藝中不能利用細顆粒升華物作為返回料。
因此，由於在-19.6-+19.6壓力下對鋅的含鉛蒸汽進行氧化，細顆粒升華物部份富集鉛成為可能，導致其提取量提高0.3-0.4%。
所建議的處理硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦(其中含有金屬的，包括鐵和銅的化合物，二氧化矽以及鋁、鈣和鎂的氧化物)的方法以如下方式進行。
為實施本方法利用了熔煉設備(「цветныеМеталлы」，No.8，1977，А.П.Сычев「Кислородноэлектротер-МическаяперераьоткаСвинцовыхКонцентратоввагрегатеКИВЦЭТ-ЦС」，С8-15)。
將由硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦及熔劑組成的爐料乾燥至溼度不大於1%(重量)，並與氧化的返回粉塵一起經熔煉設備的加熱裝置進行熔煉。使用石灰石或石灰與含鐵材料的混合物作為熔劑，混合物中氧化鈣與鐵的重量比為0.43-0.76，所述混合物的使用量以混合物中氧化鈣和鐵的總量計為原礦或精礦的5-22%(重量)。上述爐料與氧化返回粉塵一起，在含氧氣體的氣氛下以垂直火焰進行熔煉。可以使用如工業氧或富氧空氣作為含氧氣體。
當硫化物原料中銅的濃度大於1%(重量)時，建議在為完全氧化爐料中的金屬和硫化物中硫所必需的最小化學計算量的含氧氣體消耗量(換算成氧)下進行熔煉(即建議進行富銅冰銅的熔煉)。當硫化物原料中的銅濃度不超過1%(重量)時，則較好的是將含氧氣體消耗量(換算成氧)按照為完全氧化爐料中的金屬和硫化物中的硫所必需的化學計算量有過剩的係數時進行熔煉，從而不生成冰銅。
熔煉的結果得到氧化熔融物，該熔融物主要含有金屬氧化物，以及氧化返回粉塵和熔鍊氣體的混合物。將上述氧化返回粉塵與熔鍊氣體的混合物經過熔煉設備的排氣管送入使氧化返回粉塵與熔鍊氣體分離的裝置，例如電收塵器。將氧化返回粉塵返回到熔煉設備熔煉。
將所得到的氧化熔融物經過固體含碳物料層過濾，可以使用如焦炭、煤作為該物料層。在此時發生金屬氧化物，主要是氧化鉛還原成金屬，結果得到粗鉛和貧鉛的含鋅熔渣或同樣產品和富銅的冰銅。將上述熔融產物流入熔煉設備的電熱區，該電熱區具有帶熔煉區的普通爐底。在上述電熱區中發生含鋅熔渣的沉積並分層下層粗鉛和上層貧鉛含鋅熔渣;在存在有富銅的冰銅時，則後者是粗鉛和熔渣之間的中間層。在熔渣沉積時，生成含鉛的鋅蒸汽，該蒸汽和電熱區的氣體一起進入一個裝置，如後燃室，以氧化上述蒸汽。含氧氣體(例如富氧空氣)也通入該裝置。結果得到氧化的粗顆粒和細顆粒的升華物，這些升華物實際上含有相同量的氧化鉛和氧化鋅。粗顆粒升華物沉降在上述氧化該蒸汽的裝置中。將在帶有電熱區氣體的混合物中的細顆粒升華物送入例如布袋收塵器中進行分離。將粗顆粒和細顆粒升華物作進一步的處理以從其中提取鋅和鉛。
上述處理硫化物料的結果得到粗鉛、貧鉛含鋅渣、富銅的冰銅(在必要時)及熔鍊氣體。將粗鉛送去進一步精煉除去銅和其它雜質，將貧鉛含鋅渣送去提取鋅，將富銅的冰銅送去製取銅，以及將熔鍊氣體送去製取硫酸。
建議在硫化物原料中銅的濃度不大於1%(重量)時，在按公式(1)算出的含氧氣體消耗量下進行熔煉。對此，根據起始爐料中鉛、鋅、鐵、銅和硫化物中硫的含量算出氧的化學計算消耗量(B)。然後，根據爐料中SiO2、Al2O3、CaO、MgO和Fe(換算成FeO)的濃度，將它們濃度的總量取作一個單位，按公式(2)算出參數A。知道了熔煉區高度H，算出參數K。算出A、B和K值後，根據公式(1)算出每噸爐料必需的含氧氣體消耗量(以氧計)，並隨後在上述含氧氣體消耗量下進行熔煉。
在硫化物原料中銅的濃度大於1%(重量)時，較為適宜的是在按公式(3)算出的含氧氣體消耗量下進行熔煉，並同時用例如空氣冷卻同熔煉設備爐底相鄰的下層粗鉛至330-900℃。
在上述含氧氣體消耗量下處理硫化物料和冷卻下層粗鉛，結果除了得到粗鉛和貧鉛含鋅渣外，也得到富銅的冰銅。
為了保證進行熔煉的最佳條件，建議根據公式(4)計算加熱裝置的實際有效截面直徑。
較適宜的是，在將爐料經過加熱裝置進行熔煉之前，將起始爐料4.5-13%(重量)的部份爐料粉碎至粒度小於起始爐料粒度的4-8倍，並將粉碎部份與剩餘部份的爐料混合。
建議例如在後燃室中，用含氧氣體(工業氧或富氧空氣)，在-19.6-+19.6帕壓力下對在沉積貧鉛含鋅渣時生成的鋅的含鉛蒸汽進行氧化。結果得到富氧化鋅的粗顆粒氧化升華物和富氧化鉛的細顆粒氧化升華物。將上述粗顆粒升華物在裝置中沉降，在該處進行蒸汽的氧化，分離除去細顆粒升華物，而後可以用它們來進一步提取鋅。將富鉛的細顆粒升華物送入熔煉設備中熔煉。
為了更好地理解本發明，引入如下實施例例1處理含有51.12%(重量)鉛、9.11%(重量)鋅、0.73%(重量)銅、3.61%(重量)鐵、16.31%(重量)硫化物中硫、4.48%(重量)二氧化矽、1.49%(重量)氧化鈣、0.68%(重量)氧化鋁和0.39%(重量)氧化鎂的硫化鉛-鋅精礦。
為此準備爐料，向原料精礦中添加熔劑。使用石灰石〔氧化鈣56%(重量)〕和黃鐵礦〔鐵42%(重量)〕的混合物(混合物中氧化鈣與鐵的重量比為0.60)作為熔劑。添加熔劑的量為原料精礦的5%(重量)(以熔劑中氧化鈣和鐵的總量計)。
將由上述硫化精礦和熔劑組成的爐料烘乾至溼度為1%，再與氧化返回粉塵一起送入熔煉設備中通過實際有效截面直徑為0.095米的加熱裝置進行熔煉，爐料的消耗量為1噸/小時。在工業氧(O295%)氣氛中用垂直火焰進行熔煉，進入熔煉的氧量為260標米3/噸爐料。熔煉設備的熔煉區高度(H)為2.0米。結果得到氧化熔融物，該熔融物主要含金屬氧化物，以及氧化返回粉塵和熔鍊氣體的混合物。在電收塵器中將上述粉塵和熔鍊氣體分離，並不斷將這些粉塵返回熔煉。連續返回熔煉的返回粉塵的量相對於爐料的量為16.4%(重量);粉塵中鉛含量為61.7%(重量)。
將氧化熔融物通過焦炭層過濾，焦炭的使用量為55公斤/噸爐料。此時，金屬氧化物，主要是氧化鉛還原成金屬。
上述處理的結果得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.0%(重量)轉入該粗鉛〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.79%(重量)轉入該渣〕。
將上述熔融產物流入熔煉設備的電熱區，在該處進行含鋅渣的沉積。在爐渣沉積時生成含鉛的鋅蒸汽，將該蒸汽和電熱區的氣體一起送入後燃室以氧化所述蒸汽。將空氣也送入這一裝置中。結果得到粗顆粒和細顆粒的升華物，這些升華物分別含45%(重量)鋅和35%(重量)鉛〔來自原料精礦中所含鉛的6.1%(重量)〕。
例2類似例1進行例1所述的硫化鉛-鋅精礦的處理。此時，所使用的熔劑是石灰石〔氧化鈣56%(重量)〕和黃鐵礦渣〔鐵51%(重量)〕的混合物(混合物中氧化鈣和鐵的重量比為0.60)。上述熔劑的加入量為原料精礦的22%(重量)(以熔劑中氧化鈣和鐵的總量計)。在富氧(O272%)空氣氣氛中以垂直火焰進行熔煉，進入熔煉的空氣量為301標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量相對爐料量為14.1%(重量);粉塵中鉛含量為62.3%(重量)。
上述熔煉的結果，得到粗鉛〔原料精礦中含鉛量的93%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.75%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含有44.8%(重量)鋅和32.7%(重量)鉛〔來自原料精礦中所含鉛的6.05%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例3類似例1處理在例1中所述的硫化鉛-鋅精礦。此時使用的熔劑是石灰〔氧化鈣70%(重量)〕和黃鐵礦〔鐵42%(重量)〕的混合物，混合物中氧化鈣與鐵的重量比為0.60。上述熔劑的加入量為原料精礦的15%(重量)(以熔劑中氧化鈣和鐵的總量計)。在工業氧(O295%)氣氛中，以垂直火焰進行熔煉，進入熔煉的氧量為360標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量相對爐料量為9.3%(重量);粉塵中鉛的含量為62.7%(重量)。
上述處理的結果，得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.2%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.81%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含有45.1%(重量)鋅和33.8%(重量)鉛〔來自原料精礦中所含鉛的5.9%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例4類似例1處理例1中所述的硫化鉛-鋅精礦。此時熔劑中氧化鈣與鐵的重量比為0.43。上述熔劑的加入量為原料精礦的15%(重量)(以熔劑中氧化鈣和鐵的總量計)。在工業氧(O292%)氣氛下以垂直火焰進行熔煉，進入熔煉的氧量為370標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量相對爐料量為36.4%(重量);粉塵中鉛的含量為62.3%(重量)。將氧化熔融物通過煤層過濾，煤的用量為71.5公斤/噸爐料。
上述處理的結果得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.0%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.69%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含有44.4%(重量)鋅和35.1%(重量)鉛〔來自原料精礦中所含鉛的6.2%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例5類似例1進行例1中所述硫化鉛-鋅精礦的處理。此時，熔劑中氧化鈣與鐵的重量比為0.76。上述熔劑的加入量為原料精礦的15%(重量)(以熔劑中氧化鈣和鐵的總量計)。在工業氧(O295%)氣氛中以垂直火焰進行熔煉。進入熔煉的氧量為352標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量相對爐料量為11.0%(重量);粉塵中鉛的含量為61.9%(重量)。
上述處理的結果得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.1%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.72%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含有45.1%(重量)鋅和35.1%(重量)鉛〔來自原料精礦中所含鉛的6.1%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例6(比較例)在同樣工藝條件下在同樣熔煉設備中按照公知方法(U.S.A.4519836)處理例1所述的硫化鉛-鋅精礦。此時，使用的熔劑是石灰石〔氧化鈣56%(重量)〕和石英砂〔二氧化矽93%(重量)〕的混合物。爐料中SiO2和Al2O3的總量對於FeO的重量比為0.8;爐料中CaO和MgO的總量對於FeO的重量比為0.51。在工業氧(O295%)氣氛下，以垂直火焰進行熔煉，進入熔煉的氧量為220標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量相對爐料量為44.3%(重量);粉塵中鉛的含量為62.1%(重量)。
上述處理的結果得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的92.1%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.95%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含有45.1%(重量)鋅和34.3%(重量)鉛〔來自原料精礦中所含鉛的6.8%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
由引用的例子可見，在按本發明的方法處理含鉛硫化物料時(例1-例5)與公知方法(例6)比較，從硫化物原料中將鉛提取到粗鉛中的量增加了0.9-1.1%(以原料精礦中所含鉛的重量計)。此外，隨氧化返回粉塵返回熔煉的鉛量減少4.8-21.7%(絕對量)(以原料精礦中所含鉛的重量計)。
例7處理含鉛52.3%(重量)、鋅8.6%(重量)、銅1.8%(重量)、鐵3.82%(重量)、硫化物中硫15.97%(重量)、二氧化矽4.52%(重量)、氧化鈣1.28%(重量)、氧化鋁0.65%(重量)和氧化鎂0.26%(重量)的硫化鉛-鋅精礦。類似例1進行處理。此時熔劑中氧化鈣與鐵的重量比為0.60。上述熔劑的加入量為原料精礦的15%(重量)(以熔劑中氧化鈣和鐵的總量計)。在工業氧(O295%)氣氛下以垂直火焰進行熔煉，進入熔煉的氧量為243標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵的量相對爐料量為9.4%(重量);粉塵中的鉛含量為61.0%(重量)。
上述處理的結果得到含銅2.01%(重量)的粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.81%(重量)轉入渣中〕和含銅20.1%(重量)的冰銅〔原料精礦中所含鉛的4.3%(重量)轉入冰銅〕。此外，得到含鋅43.9%(重量)和含鉛32.4%(重量)〔來自原料精礦中所含鉛的1.8%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例8處理含鉛51.12%(重量)、鋅9.11%(重量)、銅0.73%(重量)、鐵3.61%(重量)、硫化物的硫16.31%(重量)、二氧化矽4.48%(重量)、氧化鈣1.49%(重量)、氧化鋁0.68%(重量)和氧化鎂0.39(重量)的硫化鉛-鋅精礦。
為此準備爐料，向原料精礦添加熔劑。使用石灰石〔氧化鈣56%(重量)〕和黃鐵礦〔鐵42%(重量)〕的混合物作為熔劑，混合物中氧化鈣對鐵的重量比為0.60。上述熔劑的加入量為原料精礦的5%(重量)(以熔劑中氧化鈣和鐵的總量計)。所得到的爐料含有鉛47.68%(重量)、鋅8.39%(重量)、銅0.67%(重量)、鐵6.21%(重量)、硫化物的硫18.32%(重量)、二氧化矽4.13%(重量)、氧化鈣3.09%(重量)、氧化鋁0.63%(重量)和氧化鎂0.36%(重量)。
將由上述硫化精礦和熔劑組成的爐料乾燥直溼度為1%(重量)，並和氧化返回粉塵一起送入熔煉裝置，通過實際有效截面直徑為0.095米的加熱裝置進行熔煉。爐料的消耗量為1噸/小時。在工業氧(O295%)氣氛中以垂直火焰進行熔煉，按公式算出進入的氧量。求出Cж＝0.492，CK＝0.294，CO＝0.214，A＝0.823，K＝1.483(熔煉設備的熔煉區高度H為2米)，B＝181。由此得出含氧氣體消耗量(P)(換算成氧)為221標米3/噸爐料，或考慮到含氧氣體中氧的濃度後其消耗量為233標米3/噸爐料。
結果得到主要含金屬氧化物的氧化熔融物，以及氧化返回粉塵與熔鍊氣體的混合物。將上述粉塵在電收塵器中與熔鍊氣體分離並連續將粉塵返回熔煉。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量相對爐料量為15.6%(重量);粉塵中鉛的含量為62.2%(重量)。
將氧化熔融物通過焦炭層過濾，焦炭的使用量為50公斤/噸爐料。此時金屬氧化物，主要是氧化鉛還原成金屬。
上述處理的結果得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.8%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.43%(重量)轉入渣中〕。
上述熔融產物流入熔煉設備的電熱區，在該處進行含鋅渣的沉積。在沉積熔渣時，生成含鉛的鋅蒸汽，該蒸汽和電熱區氣體一起被送入後燃室以氧化所述的蒸汽。將空氣送入該裝置中。結果得到含有鋅45.3%(重量)和含鉛35.1%(重量)〔來自原料精礦中所含鉛的5.6%(重量)〕的粗顆粒和細顆粒升華物。
例9類似例8處理含鉛67.43%(重量)、鋅2.71%(重量)、銅0.48%(重量)、鐵2.84%(重量)、硫化物中硫15.33。(重量)、二氧化矽4.6%(重量)、氧化鈣1.45%(重量)、氧化鎂0.07%(重量)、氧化鋁0.01%(重量)的硫化鉛-鋅精礦。此時所得到的爐料含鉛62.1%(重量)、鋅2.50%(重量)、銅0.44%(重量)、鐵5.5%(重量)、硫化物中硫17.42%(重量)、二氧化矽4.24%(重量)、氧化鈣3.06%(重量)、氧化鎂0.06%(重量)、氧化鋁0.01%(重量)。在富氧(O280%)空氣氣氛下以垂直火焰進行熔煉，進入的氧量按公式(1)算出。得到Cж＝0.49，Ck＝0.294，Co＝0.216，A＝0.824，K＝1.483(在H＝2米時)，B＝164。由此得出含氧氣體消耗量(P)(換算成氧)為200標米3/噸爐料，或者考慮到含氧氣體中氧的濃度，其消耗量為250標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量相對於爐料量為15.7%(重量);粉塵中的含鉛量為62.4%(重量)。
將氧化熔融物通過煤層過濾，所使用的煤量為86公斤/噸爐料。
上述處理的結果得到粗鉛〔原料精礦中所含93.9%(重量)的鉛轉入其中〕，以及得到貧鉛含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.41%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含有44.2%(重量)鋅和33.6%(重量)鉛〔來自原料精礦中所含鉛的5.6%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
從所列入的實施處理含鉛硫化物料的本發明方法的例1-5、8、9可見，在按照例8和例9的實施方法時，與例1-5比較，由硫化物原料中將鉛提取入粗鉛的量增加了0.5-0.9%(以原料精礦中所含鉛的重量計)。此外，固體含碳還原劑用量減少9.1%(重量)，含氧氣體消耗量減少10.4%(重量)。
例10處理含鉛40.39%(重量)、鋅8.24%(重量)、銅1.99%(重量)、鐵6.24%(重量)、硫化物中硫17.96%(重量)、二氧化矽6.15%(重量)、氧化鈣2.28%(重量)、氧化鋁2.76%(重量)和氧化鎂2.05%(重量)的硫化鉛-鋅精礦和硫化鉛礦的混合物。
為此準備爐料，向精礦和礦石的原料混合物中添加熔劑。使用石灰石(氧化鈣56%(重量)〕和黃鐵礦〔鐵42%(重量)〕的混合物作為熔劑，混合物中氧化鈣和鐵的重量比為0.60。上述熔劑的添加量為硫化物原料(精礦與礦石的混合物)重量的5%(以熔劑中氧化鈣和鐵的總量計)。所得到的爐料含有鉛37.2%(重量)、鋅7.59%(重量)、銅1.83%(重量)、鐵8.63%(重量)、硫化物中硫19.84%(重量)、二氧化矽5.66%(重量)、氧化鈣3.82%(重量)、氧化鋁2.54%(重量)和氧化鎂1.89%(重量)。
將所得到的爐料乾燥至溼度1%(重量)，並與氧化返回粉塵一起送入熔煉設備通過加熱裝置進行熔煉，加熱裝置的實際有效截面直徑為0.06米。爐料消耗量為1噸/小時。在工業氧(O295%)氣氛下以垂直火焰進行熔煉。此時，熔煉是在為完全氧化爐料中鉛、鐵、鋅所必需的化學計算含氧氣體(換算成氧)的消耗量(等於50.4標米3/噸爐料)下進行的。按公式(3)，n＝1.3，計算出含氧氣體(換算成氧)對1公斤爐料中硫化物中硫的消耗量(Q)，此時Q＝0.616標米3。換算成氧的含氧氣體對一噸爐料中全部硫化物的硫(198.4公斤)的消耗量為122.2標米3。含氧氣體(換算成氧)的總消耗量為172.6標米3/噸爐料，或考慮到含氧氣體中氧的濃度，其消耗量為182標米3/噸爐料。熔煉設備的熔煉區高度(H)為2.0米。
結果，得到主要含有金屬氧化物的氧化熔融物，和氧化返回粉塵與熔鍊氣體的混合物。在電收塵器中將上述粉塵與熔鍊氣體分離並連續將這些粉塵返回熔煉。連續返回熔煉的氧化返回粉塵的量相對於爐料量為16.5%(重量)，粉塵中鉛的含量為62.5%(重量)。
將氧化熔融物通過焦炭層過濾，使用的焦炭量為52公斤/噸爐料。此時金屬氧化物，主要是氧化鉛還原成金屬。
上述處理的結果，得到含銅0.55%(重量)的粗鉛〔硫化物原料(精礦與礦石的混合物)中所含鉛的93.1%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔硫化物原料中所含鉛的0.66%(重量)轉入渣中〕，和含有銅25.4%(重量)的冰銅〔硫化物原料中所含鉛的3.5%(重量)轉入冰銅〕。
將上述熔融產物流入熔煉設備的電熱區，在該處沉積貧鉛的含鋅渣。用空氣不斷地將鄰近熔煉設備爐底的下層粗鉛冷卻至650℃。在沉積熔渣時形成含鉛的鋅蒸汽，將該蒸汽和電熱區的氣體一起送入後燃室以氧化所述的蒸汽。將空氣送入這一裝置中，結果得到含鋅45.5%(重量)和含鉛35.0%(重量)〔來自硫化物原料中所含鉛的2.6%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例11類似例10處理含鉛46.04%(重量)、鋅10.04%(重量)、銅2.20%(重量)、鐵6.16%(重量)、硫化物中硫20.24%(重量)、二氧化矽6.62%(重量)、氧化鈣2.18%(重量)、氧化鋁2.39%(重量)和氧化鎂2.18%(重量)的硫化鉛-鋅礦和硫化鉛精礦的混合物。此時得到的爐料含鉛42.4%(重量)、鋅9.25%(重量)、銅2.03%(重量)、鐵8.56%(重量)、硫化物中硫21.94%(重量)、二氧化矽6.1%(重量)、氧化鈣3.73%(重量)、氧化鋁2.2%(重量)和氧化鎂2.01%(重量)。在工業氧(O295%)氣氛中以垂直火焰進行熔煉，此時，是在為完全氧化爐料中鉛、鐵、鋅所必需的含氧氣體(換算成氧)的化學計算消耗量下進行熔煉。該消耗量為55.8標米3/噸爐料。根據公式(3)計算對1公斤爐料中硫化物中硫的含氧氣體(換算成氧)的消耗量(Q)，當n＝1.05，Q＝0.632標米3。對1噸爐料中全部硫化物中硫(219.4公斤)，含氧氣體(換算成氧)的消耗量為138.7標米3。含氧氣體總消耗量(換算成氧)為194.5標米3/噸爐料，或考慮到含氧氣體中氧的濃度，其消耗量為204標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量相對於爐料量為16.5%(重量);粉塵中鉛的含量為62.0%(重量)。
上述處理的結果，得到含銅0.88%(重量)的粗鉛〔在硫化物原料(礦石與精礦的混合物)中所含鉛的93.0%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔硫化物原料中所含鉛的0.68%(重量)轉入渣中〕和含銅26.8%(重量)的冰銅〔在硫化物原料中所含鉛的3.41%(重量)轉入冰銅〕。
不斷地將鄰近熔煉設備爐底的下層粗鉛冷卻至900℃。
與上述產品同時得到含鋅44.1%(重量)和含鉛35.6%(重量)〔來自硫化物原料中所含鉛的2.8%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例12類似例10處理含有鉛46.04%(重量)、鋅10.04%(重量)、銅2.20%(重量)、鐵6.16%(重量)、硫化物中的硫20.24%(重量)、二氧化矽6.62%(重量)、氧化鈣2.18%(重量)、氧化鋁2.39%(重量)和氧化鎂2.18%(重量)的硫化鉛-鋅礦和硫化鉛精礦的混合物。此時所得到的爐料含有鉛42.4%(重量)、鋅9.25%(重量)、銅2.03%(重量)、鐵8.56%(重量)、硫化物中的硫21.94%(重量)、二氧化矽6.1%(重量)、氧化鈣3.73%(重量)、氧化鋁2.2%(重量)和氧化鎂2.01%(重量)。在工業氧(O295%)氣氛下，以垂直火焰進行熔煉。此時，是在為完全氧化爐料中鉛、鐵、鋅所必須的含氧氣體(換算成氧)化學計算消耗量下進行熔煉，該消耗量為55.8標米3/噸爐料。按公式(3)計算對1公斤爐料中硫化物中硫的含氧氣體(換算成氧)的消耗量(Q)。當n＝1.05時，Q＝0.632標米3。對1噸爐料中全部硫化物的硫(219.4公斤)的含氧氣體(換算成氧)消耗量為138.7標米3。含氧氣體(換算成氧)的總消耗量為194.5標米3/噸爐料，或考慮到含氧氣體中氧的濃度，其消耗量為204標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵的量相對爐料量為16.4%(重量)，粉塵中鉛的含量為62.1%(重量)。
上述處理的結果，得到含銅0.56%(重量)的粗鉛〔在硫化物原料(礦石與精礦的混合物)中所含鉛的93.2%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛含鋅渣〔硫化物原料中所含鉛的0.73%(重量)轉入渣中〕和含銅25.9%(重量)的冰銅〔硫化物原料中所含鉛的3.55%(重量)轉入冰銅〕。
用空氣不斷地將鄰近熔煉設備爐底的下層粗鉛冷至650℃。
在得到上述產物同時得到含有鋅44.9%(重量)和鉛35.1%(重量)〔來自硫化物原料中所含鉛的2.4%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例13類似例10處理含有鉛46.04%(重量)、鋅10.04%(重量)、銅2.20%(重量)、鐵6.16%(重量)、硫化物中的硫20.24%(重量)、二氧化矽6.62%(重量)、氧化鈣2.18%(重量)、氧化鋁2.39%(重量)和氧化鎂2.18%(重量)的硫化鉛-鋅礦和硫化鉛精礦的混合物。此時得到的爐料含有鉛42.4%(重量)、鋅9.25%(重量)、銅2.03%(重量)、鐵8.56%(重量)、硫化物中的硫21.94%(重量)、二氧化矽6.1%(重量)、氧化鈣3.73%(重量)、氧化鋁2.2%(重量)和氧化鎂2.01%(重量)，在富氧空氣氣氛中(O270%)，以垂直火焰進行熔煉。此時，在為完全氧化爐料中的鉛、鐵、鋅所必須的含氧空氣(換算成氧)化學計算消耗量下進行熔煉，該消耗量為55.8標米3/噸礦料。按公式(3)計算，對1公斤爐料中硫化物硫的含氧氣體(換算成氧)的消耗量，當n＝0.65時，Q＝0.658標米3。對每噸爐料中全部硫化物中硫(219.4公斤)的含氧氣體消耗量(換算成氧)為144.3標米3。含氧氣體的總消耗量(換算成氧)為200.1標米3/噸爐料，或考慮到含氧氣體中氧的濃度，其消耗量為286標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為17.2%(重量)，粉塵中鉛的含量為61.7%(重量)。
上述處理的結果得到含有銅0.62%(重量)的粗鉛〔在硫化物原料(礦石與精礦的混合物)中所含鉛的93.1%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔在硫化物原料中所含鉛的0.75%(重量)轉入渣中〕和含有銅25.5%(重量)的冰銅〔硫化物原料中所含鉛的3.72%(重量)轉入冰銅〕。
用空氣不斷地將鄰近熔煉設備爐底的下層粗鉛冷卻至650℃。
與得到上述產物的同時得到含有鋅45.0%(重量)和鉛35.0%(重量)〔來自硫化物原料中所含鉛的2.3%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例14類似例10處理含有鉛46.04%(重量)、鋅10.04%(重量)、銅2.20%(重量)、鐵6.16%(重量)、硫化物中的硫20.24%(重量)、二氧化矽6.62%(重量)、氧化鈣2.18%(重量)、氧化鋁2.39%(重量)和氧化鎂2.18%(重量)的硫化鉛-鋅礦和硫化鉛精礦的混合物。此時得到的爐料含有鉛42.4%(重量)、鋅9.25%(重量)、銅2.03%(重量)、鐵8.56%(重量)、硫化物中的硫21.94%(重量)、二氧化矽6.1%(重量)、氧化鈣3.73%(重量)、氧化鋁2.2%(重量)和氧化鎂2.01%(重量)。在工業氧(O295%)氣氛下，以垂直火焰進行熔煉。此時是在為完全氧化爐料中的鉛、鐵、鋅所必須的含氧氣體(換算成氧)化學計算消耗量下進行熔煉，該消耗量為55.8標米3/噸爐料。按公式(3)計算對爐料中1公斤硫化物的硫，含氧氣體的消耗量(換算成氧)(Q)，當n＝1.05時，Q＝0.632標米3。對每噸爐料中全部硫化物的硫(219.4公斤)的含氧氣體消耗量(換算成氧)為138.7標米3。含氧氣體的總消耗量(換算成氧)為194.5標米3/噸爐料，或考慮到含氧氣體中氧的濃度，其消耗量為204標米3/噸爐料。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為15.5%(重量);粉塵中鉛的含量為61.9%(重量)。
上述處理的結果，得到含銅0.33%(重量)的粗鉛〔硫化物原料(礦石與精礦的混合物)中所含鉛的93.3%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛含鋅渣〔硫化物原料中所含鉛的0.70%(重量)轉入渣中〕和含銅24.1%(重量)的冰銅〔硫化物原料中所含鉛的3.88%(重量)轉入冰銅〕。
用空氣不斷地將鄰近熔煉設備爐底的下層粗鉛冷卻至330℃。
在得到上述產物的同時，得到含鋅44.7%(重量)和鉛35.1%(重量)〔來自硫化物原料中所含鉛的2.0%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
由引入的實施處理含鉛硫化物料的本發明方法的例7、10-14可見，在按例10-14的實施方法時，與例7相比較，實際上改善了鉛和冰銅的質量。這時，不需要粗鉛除銅的初精煉階段。
例15類似例1處理例1中所述的硫化鉛-鋅精礦。此時得到的爐料含有鉛47.08%(重量)、鋅8.39%(重量)、銅0.67%(重量)、鐵6.21%(重量)、硫化物中的硫18.32%(重量)、二氧化矽4.13%(重量)、氧化鈣3.09%(重量)、氧化鉛0.63%(重量)、氧化鎂0.36%(重量)。將所準備的爐料和氧化返回粉塵一起送入熔煉設備通過加熱裝置進行熔煉，該加熱裝置的實際有效截面直徑(dэ)是根據公式(4)所定，此時工業氧的密度(ρ)＝1.42公斤/米3，爐料消耗量(M)＝0.278公斤/秒，脫硫率(δ)＝1.0，參數τ＝0.2176(秒)(按公式(5)進行τ的計算)。加熱裝置的實際有效截面直徑(dэ)＝0.089米。連續返回熔煉的氧化返回粉塵的量，相對爐料量為16.4%(重量);粉塵中含鉛為59.18%(重量)。
上述處理的結果，得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.4%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.41%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含鋅46.1%(重量)和鉛33.4%(重量)〔原料精礦中所含鉛的6.1%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例16類似例8處理例8中所述的硫化鉛-鋅精礦。將所準備的爐料與氧化返回粉塵一起送入熔煉設備通過加熱裝置進行熔煉，加熱裝置的的實際有效截面直徑(dэ)按公式(4)決定，此時工業氧的密度(ρ)＝1.42公斤/米3，爐料消耗量(M)＝0.278公斤/秒，脫硫率(δ)＝1.0，參數τ＝0.2176秒(按公式(5)進行τ的計算)。加熱設備的實際有效截面直徑(dэ)＝0.089米。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為15.1%(重量);粉塵中鉛的含量為60.87%(重量)。
上述處理的結果，得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的94.0%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.44%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含鋅45.3%(重量)和含鉛34.1%(重量)〔來自原料精礦中所含鉛的5.5%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例17類似例10處理例10中所述的硫化物礦石和硫化鉛-鋅精礦的混合物。將所準備的爐料和氧化返回粉塵一起送入熔煉設備通過加熱裝置進行熔煉，加熱裝置的實際有效截面直徑(dэ)按公式(4)決定，此時工業氧的密度(ρ)＝1.42公斤/米3，爐料消耗量(M)＝0.278公斤/秒，脫硫率(δ)＝0.5，參數τ＝0.101秒〔按公式(5)進行τ的計算)。加熱裝置的實際有效截面直徑(dэ)＝0.043米。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為16.4%(重量);粉塵中含鉛62.6%(重量)。
上述處理的結果，得到含銅0.5%(重量)的粗鉛〔硫化物原料(礦石與精礦的混合物)中所含鉛的93.3%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔硫化物原料中所含鉛的0.61%(重量)轉入渣中〕和含銅26.6%(重量)的冰銅〔硫化物原料中所含鉛的3.1%(重量)轉入冰銅〕。此外，得到含鋅45.5%(重量)和鉛35.1%(重量)〔來自硫化物原料中所含鉛的2.9%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例18類似例1處理例1中所述的硫化鉛-鋅精礦。此時，在爐料通過加熱裝置進行熔煉前，將起始爐料8.8%(重量)的爐料部分粉碎至粒度小於起始爐料粒度的4倍，然後將粉碎的爐料部分與剩餘部分混合並進行熔煉。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為13.3%(重量);粉塵中鉛的含量為62.3%(重量)。
將氧化的熔融物通過焦炭層過濾，焦炭使用量為48公斤/噸爐料。
上述處理的結果，得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.5%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.7%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含鋅45.6%(重量)和鉛34.7%(重量)〔來自原料精礦中所含鉛的5.8%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例19類似例1進行處理例1中所述的硫化鉛-鋅精礦。此時，在爐料通過加熱裝置進行熔煉前，將起始爐料8.8%(重量)的爐料部分粉碎至粒度比起始爐料的粒度小8倍，然後將粉碎的爐料部分與剩餘爐料部分混合並進行熔煉。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為15.3%(重量);粉塵中的鉛含量為59.9%(重量)。
將氧化的熔融物通過焦炭過濾，焦炭的使用量為49公斤/噸爐料。
上述處理的結果，得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.6%(重量)轉入其中〕，以及貧鉛的含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.7%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含鋅45.5%(重量)和鉛34.8%(重量)〔來自原料精礦中所含鉛的5.6%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例20類似例8處理例8中所述的硫化鉛-鋅精礦。此時，在爐料通過加熱裝置進行熔煉前，將起始爐料8.8%(重量)的部分爐料粉碎至粒度比起始爐料的粒度小6倍，然後將粉碎的爐料部分與剩餘部分混合並進行熔煉。連續返回熔煉的氧化返回粉塵的量，相對爐料量為16.0%(重量);粉塵中的鉛含量為61.3%(重量)。
將氧化熔融物通過焦炭層過濾，焦炭用量為43公斤/噸爐料。
上述處理的結果，得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的94.1%(重量)轉入其中〕，以及貧鉛含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.44%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含鋅45.5%(重量)和鉛34.3%(重量)〔來自原料精礦中所含鉛的5.4%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例21類似例8處理例8中所述的硫化鉛-鋅精礦。此時，在爐料通過加熱裝置進行熔煉前，將13%的起始爐料粉碎至粒度小於起始爐料粒度的6倍，然後將粉碎的爐料部分與剩餘部分混合併進行熔煉。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為16.3%(重量);粉塵中鉛含量為61.0%(重量)。
將氧化熔融物通過焦炭層過濾，焦炭用量為44公斤/噸爐料。
上述處理的結果，得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的94.1%(重量)轉入其中〕，以及貧鉛含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.46%(重量)轉入渣中〕。此外，得到含鋅45.5%(重量)和鉛34.5%(重量)〔來自原料精礦中所含鉛的5.4%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
例22類似例10處理例10中所述的硫化鉛礦石和硫化鉛-鋅精礦的混合物。此時，在爐料通過加熱裝置進行熔煉前，將起始爐料4.5%(重量)的爐料部分粉碎至粒度比起始爐料粒度小6倍，然後將粉碎的爐料部分與剩餘部分混合併進行熔煉。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為16.6%(重量);粉塵中鉛的含量為62.2%(重量)。
將氧化熔融物通過焦炭層過濾，焦炭用量為48公斤/噸爐料。
上述處理的結果，得到含銅0.56%(重量)的粗鉛〔硫化物原料(礦石與精礦的混合物)所含鉛的93.4%(重量)轉入其中〕，以及貧鉛含鋅渣〔硫化物原料中所含鉛的0.6%(重量)轉入渣中〕，和含銅26.2%(重量)的冰銅〔硫化物原料中所含鉛的3.2%(重量)轉入冰銅〕。此外，得到含鋅45.3%(重量)和鉛34.4%(重量)〔來自硫化物原料中所含鉛的2.7%(重量)〕的氧化粗顆粒和細顆粒升華物。
由引入的實施處理含鉛硫化物料的本發明方法的例1、8、10、18-22可見，在按例18-22實施本方法時與例1、8、10相比較，從硫化物原料中將鉛提煉成粗鉛提高了0.2～0.5%(以硫化物原料中所含鉛的重量計)。此外，使用的固體含碳還原劑的消耗量減少8-14%(重量)。
例23類似例1處理例1中所述的硫化鉛-鋅精礦。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為16.4%(重量);粉塵中鉛的含量為61.7%(重量)。
上述處理的結果得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.2%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.59%(重量)轉入渣中〕。
在用空氣氧化在沉積含鋅渣時所形成的含鉛的鋅蒸汽時，後燃室中的壓力為(-19.6)帕。
結果得到含鉛8.13%(重量)和鋅48.2%(重量)的氧化粗顆粒升華物〔原料精礦中所含鉛的1.2%(重量)轉入該升華物中〕。上述氧化粗顆粒升華物在後燃室中沉積。此外，得到含鉛61.2%(重量)和鋅10.75%(重量)的細顆粒升華物，原料精礦中所含鉛的4.9%(重量)轉入該升華物中。將上述細顆粒升華物用布袋收塵器分離並送入熔煉設備進行熔煉。
例24類似例8處理例8中所述的硫化鉛-鋅精礦。連續返回熔煉的返回粉塵量，相對爐料量為15.6%(重量);粉塵中鉛的含量為62.2%(重量)。上述處理的結果，得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的93.9%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.38%(重量)轉入渣中〕。
在用空氣氧化在沉積含鋅渣時形成的含鉛的鋅蒸汽時，後燃室的壓力為(-0.1)帕。
結果得到含鉛8.0%(重量)和鋅34.3%(重量)的氧化粗顆粒升華物，原料精礦中所含鉛的1.2%(重量)轉入該升華物中。在後燃室中將上述氧化粗顆粒升華物沉積。此外，得到含鉛61.1%(重量)和鋅28.9%(重量)的氧化細顆粒升華物，原料精礦中所含鉛的4.4%(重量)轉入該升華物中。用布袋收塵器將上述氧化細顆粒升華物分離並送入熔煉設備進行熔煉。
例25類似例10處理例10中所述的硫化鉛礦石和硫化鉛-鋅精礦的混合物。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為16.5%;粉塵中鉛的含量為62.5%(重量)。
上述處理的結果，得到含銅0.55%(重量)的粗鉛〔硫化物原料(礦石與精礦的混合物)中所含鉛的93.3%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛含鋅渣〔硫化物原料中所含鉛的0.46%(重量)轉入渣中〕和含銅25.4%(重量)的冰銅〔硫化物原料中所含鉛的3.5%(重量)轉入冰銅〕。
在用空氣氧化在沉澱含鋅渣時形成的含鉛的鋅蒸汽時，後燃室中的壓力為(+19.6)帕。
結果得到含鉛9.8%(重量)和鋅56.5%(重量)的氧化粗顆粒升華物，硫化物原料中所含鉛的0.5%(重量)轉入該升華物。在後燃室中將上述氧化粗顆粒升華物沉積。此外，得到含鉛59.3%(重量)和含鋅12.1%(重量)的氧化細顆粒升華物，硫化物原料中所含鉛的2.1%轉入該升華物。用布袋收塵器將上述氧化細顆粒升華物分離並送入熔煉設備進行熔煉。
由所引入的實施所建議的處理含鉛硫化物料方法的例1、8、10、23-25可見，在按例23-25實施方法時，與例1、8、10比較，氧化細顆粒升華物富集鉛。這就可以將其送入熔煉設備進行熔煉，並由此使從硫化物原料中將鉛提取進粗鉛的量提高0.1～0.2%(以硫化物原料中所含鉛的重量計)。
例26類似例8處理例8中所述的硫化鉛-鋅精礦。此時，在將爐料送去通過加熱裝置進行熔煉前，將起始爐料8.8%(重量)的爐料部分粉碎至粒度比起始爐料的粒度小6倍，然後將粉碎的爐料部分與剩餘部分混合並和氧化返回粉塵一起送入熔煉設備通過加熱裝置進行熔煉。按公式(4)算出加熱裝置的實際有效截面直徑(dэ)，此時，工業氧的密度(ρ)＝1.42公斤/米3，爐料消耗量(M)＝0.278公斤/秒，脫硫率(δ)＝1.0，參數τ＝0.2176秒〔按公式(5)進行τ的計算〕。加熱裝置的實際有效截面直徑(dэ)＝0.089米。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為15.6%(重量);粉塵中鉛的含量為62.20%(重量)。
上述處理的結果，得到粗鉛〔原料精礦中所含鉛的94.4%(重量)轉入其中〕以及得到貧鉛含鋅渣〔原料精礦中所含鉛的0.38%(重量)轉入渣中〕。
在用空氣氧化在沉積含鋅渣時形成的含鉛的鋅蒸汽時，後燃室中的壓力為(-0.1)帕。
結果得到含鉛8.0%(重量)和鋅35.6%(重量)的氧化粗顆粒升華物，原料精礦中所含鉛的1.2%(重量)轉入該升華物。在後燃室中將上述氧化粗顆粒升華物沉積。此外，得到含鉛61.1%(重量)和鋅28.9%(重量)的氧化細顆粒升華物，原料精礦中所含鉛的4.0%(重量)轉入該升華物。用布袋收塵器將上述氧化細顆粒升華物分離並送入熔煉設備進行熔煉。
由引用的實施所建議的處理含鉛-鋅硫化物料方法的例8和26可見，在按例26的方法實施時，與例8比較，使從硫化物原料中將鉛提取進粗鉛的量提高0.6%(以硫化物原料中所含鉛的重量計)。
例27類似例10處理例10中所述的硫化鉛礦石與硫化鉛-鋅精礦的混合物。此時，在將爐料送去通過加熱裝置進行熔煉前，將起始爐料4.5%(重量)的爐料部分粉碎至粒度比起始爐料粒度小6倍，然後將粉碎的爐料部分與剩餘部分混合，和氧化返回粉塵一起送入熔煉設備，通過加熱裝置進行熔煉。按公式(4)算出加熱裝置的實際有效截面直徑(dэ)。此時，工業氧的密度(ρ)＝1.42公斤/米3，爐料消耗量(M)＝0.278公斤/秒，脫硫率(δ)＝0.5，參數τ＝0.101秒〔按公式(5)進行τ的計算〕。加熱裝置的實際有效截面直徑(dэ)＝0.043米。連續返回熔煉的氧化返回粉塵量，相對爐料量為16.5%(重量);粉塵中鉛的含量為62.5%(重量)。
上述處理的結果，得到含銅0.45%(重量)的粗鉛〔硫化物原料(礦石與精礦的混合物)所含鉛的93.8%(重量)轉入其中〕，以及得到貧鉛的含鋅渣〔硫化物原料中所含鉛的0.45%(重量)轉入渣中〕和含銅27.1%(重量)的冰銅〔硫化物原料中所含鉛的3.1%(重量)轉入冰銅〕。
在用空氣氧化在沉積含鋅渣時形成的含鉛的鋅蒸汽時，後燃室的壓力為(+19.6)帕。
結果，得到含鉛9.8%(重量)和鋅56.5%(重量)的氧化粗顆粒升華物，硫化物原料中所含鉛的0.5%(重量)轉入該升華物。在後燃室中將上述氧化粗顆粒升華物沉積。此外，得到含鉛59.3%(重量)和鋅12.1%(重量)的氧化細顆粒升華物，硫化物原料中所含鉛的2.1%(重量)轉入此升華物中。用布袋收塵器將上述氧化細顆粒升華物分離並送入熔煉設備進行熔煉。
由所引用的實施所建議的處理含鉛硫化物料方法的例10和27可見，當按例27的實施方法時，與例10比較，使從硫化物原料中將鉛提取進粗鉛的量提高0.7%(以硫化物原料中所含鉛的重量計)。
因此，所建議的處理硫化鉛和硫化鉛-鋅礦石和/或精礦的方法可以有效地從上述硫化物料中提煉鉛，即與公知的將鉛提取進粗鉛的方法比較，提高0.9～2.3(以硫化物原料中所含鉛的重量計)。此外，本方法可以從上述硫化物料中將硫提煉成適用於生產硫酸的高濃度硫的熔鍊氣體〔30～50%(重量)〕，將鋅轉化成貧鉛含鋅渣和氧化粗顆粒升華物，以及將銅〔當其在原料中的含量大於1%(重量)時〕轉化成標準冰銅。
權利要求
1.處理硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦的方法，該礦石和/或精礦含有金屬的，包括鐵和銅的化合物，二氧化矽，鋁、鈣和鎂的氧化物，該方法包括將由上述硫化物料和熔劑組成的爐料和氧化返回粉塵一起，通過加熱裝置進行熔煉，上述爐料與氧化返回粉料一起進行的熔煉是在含氧氣體氣氛下以垂直火焰進行的，得到主要含金屬氧化物的氧化熔融物，以及氧化返回粉塵與熔鍊氣體的混合物，將上述氧化返回粉塵與熔鍊氣體分離並將粉塵返回熔煉，通過在固體含碳物料上過濾氧化熔融物的方法將金屬氧化物，主要是氧化鉛還原成金屬，得到粗鉛和貧鉛含鋅渣，將該渣沉積，生成含鉛的鋅蒸汽，用含氧氣體將上述含鉛鋅蒸汽氧化，得到粗顆粒和細顆粒氧化升華物，其特徵在於使用石灰石或石灰與含鐵物料的混合物作為熔劑，混合物中氧化鈣與鐵的重量比為0.43～0.76，此時，上述混合物所使用的量為原料礦石和/或精礦的5～22%(重量)(以該混合物中氧化鈣和鐵的總量計)。
2.如權利要求1的方法，其特徵在於是在為完全氧化爐料中的金屬和硫化物的硫所必須的化學計算量的最低含氧氣體消耗量(換算成氧)下對爐料和氧化返回粉塵一起進行熔煉，結果在得到粗鉛和貧鉛含鋅渣的同時得到富銅的冰銅。
3.如權利要求1的方法，其特徵在於在按如下公式計算的含氧氣體消耗量下進行爐料與氧化返回粉塵一起的熔煉。P＝A·B·K此處P-含氧氣體消耗量(換算成氧)，標米3/噸爐料，A＝1.542-3.299Ck-7.972Co-4.285Cж+28.851CkCo+14.657CkCж+27.370CoCж-88.895CoCжCk，此時，Ck+Co+Cж＝1-爐料中酸性氧化物CK(SiO2和Al2O3)，鹼性氧化物Co(CaO和MgO)和鐵CЖ(換算成FeO)的總濃度，同時濃度以重量份額表示，B-完全氧化爐料中金屬和硫化物的硫所必須的含氧氣體化學計算消耗量，標米3/噸爐料，K＝1+ 0.965/(H) ，此處H-熔煉區的高度，米。
4.如權利要求1的方法，其特徵在於在為完全氧化爐料中鉛、鐵和鋅所必須的含氧氣體化學計算消耗量(換算成氧)下，以及按如下公式計算的對爐料中1公斤硫化物的硫的含氧氣體消耗量(換算成氧)下將爐料與氧化返回粉塵一起進行熔煉Q＝0.70·(1-n- (Ccu)/(Cs) )，此處Q-對爐料中1公斤硫化物中硫的含氧氣體消耗量(換算成氧)，標米3，n-氧化熔融物中硫化物的硫對銅的重量比＝0.65-1.30，Ccu，Cs-爐料中銅和硫化物中硫的濃度，%(重量)，不斷將下層粗鉛冷卻至330-900℃，結果在得到粗鉛和貧鉛的含鋅渣同時，得到富銅的冰銅。
5.如權利要求1-4的方法，其特徵在於將爐料與氧化返回粉塵一起通過加熱裝置進行熔煉，加熱裝置的實際有效截面直徑按以下公式算出
此處dз-加熱裝置實際有效截面直徑，米，δ-按熔鍊氣體中的硫量對爐料中硫量的比例算出的脫硫率，M-爐料消耗量，公斤/秒，ρ-含氧氣體密度，公斤/米3，H-熔煉區高度，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，C2cao，秒，Cs，Ccao，Csio2-爐料中硫化物的硫、氧化鈣和二氧化矽的濃度，%(重量)。
6.如權利要求1-5的方法，其特徵在於在爐料通過加熱裝置進行熔煉前，將起始爐料的4.5-13%(重量)的爐料部份粉碎至粒度比起始爐料粒度小4-8倍，然後將粉碎的爐料部份與剩餘部份混合。
7.如權利要求1-6的方法，其特徵在於在-19.6-+19.6帕的壓力下用含氧氣體氧化含鉛的鋅蒸汽，得到富氧化鋅的粗顆粒氧化升華物和富氧化鉛的細顆粒氧化升華物，將上述細顆粒氧化升華物送去熔煉。
全文摘要
處理硫化鉛或硫化鉛-鋅礦石和/或精礦的方法，包括對由硫化物原料和熔劑組成的爐料與氧化返回粉塵一起在含氧氣體氣氛中進行熔煉，得到含有金屬氧化物的氧化熔融物，和氧化返回粉塵與熔鍊氣體的混合物；將上述返回粉塵與熔鍊氣體分離並將粉塵返回熔煉；用通過固體含碳物料層過濾氧化熔融物的方法將金屬氧化物還原至金屬，得到粗鉛和熔渣，將熔渣沉積並形成含鉛的鋅蒸汽；用含氧氣體將上述蒸汽氧化，得到氧化升華物。
文檔編號C22B5/18GK1030444SQ8810279
公開日1989年1月18日 申請日期1988年4月5日 優先權日1987年4月7日
發明者阿納託利·彼特羅維奇·希徹夫, 朱裡·伊萬諾維奇·桑尼科夫, 依萬·彼特羅維奇·波利亞科夫, 朱裡·阿萊克桑德羅維奇·格裡寧, 朱裡·馬斯岡託維奇·阿布迪夫, 古爾納布·阿希爾貝科夫納·薩比託瓦, 馬裡克·亞科夫萊維奇·克斯勒, 弗利克斯·尼科拉維奇·利辛 申請人:全蘇有色金屬礦冶研究所