一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法转让专利

申请号 : CN201611240137.X

文献号 : CN106834690B

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发明人 : 马雁鸿陈鹏朱海成孟庆宇刘启忠罗恒石磊张志国夏忠和徐学鸥刘黎波罗志丹邓伟梁艳辉伍贺东

申请人 : 呼伦贝尔驰宏矿业有限公司

摘要 :

本发明公开了一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法,其特征在于,其包括如下步骤:(1)Ausmelt炉熔炼,(2)粗铅精炼,(3)铅熔渣熔炼。本发明是将氧压浸出渣作为一种原料,与铅烟尘及铅精矿按照比例配料投入到Ausmelt炉中进行火法熔炼,产出粗铅的同时,回收氧压浸出渣中有价元素,其中S元素进入制酸系统制酸,Ag进入粗铅后进行电解后进入铅阳极泥中,98%以上的Fe进入铅熔渣,使氧压浸出渣中的Fe与Ag得到有效分离及回收。此工艺不但能正常生产产出粗铅,同时回收氧压浸出渣中有价金属Fe和Ag等,整个生产过程中无三废排放,杜绝生产环境事故发生。

权利要求 :

1.一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法,其特征在于,其包括如下步骤:(1)Ausmelt炉熔炼,(2)粗铅精炼,(3)铅熔渣熔炼,具体的:步骤(1)Ausmelt炉熔炼,包括如下阶段:1)氧化熔炼阶段;2)还原熔炼I阶段;3)还原熔炼II阶段,其中:

1)氧化熔炼阶段:将氧压浸出渣、铅精矿与铅烟尘进行混料,得到含铅25wt%以上的含铅物料,而后将所述含铅物料25~30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内,向所述Ausmelt炉内喷入氧气1050~1350Nm3/h、空气11000~15000Nm3/h、粉煤0.9~

1.45t/h,保持富氧浓度:29~31v%,控制熔池温度1050~1150℃,进行氧化熔炼,当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35~42wt%时,所述1)氧化熔炼阶段完成;

2)还原熔炼I阶段:在完成所述1)氧化熔炼阶段的所述Ausmelt炉内加入所述铅精矿和块煤,其中,所述铅精矿的投入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量的3~

10wt%,所述块煤的投入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量的0.5~1wt%;向所述Ausmelt炉内喷入空气15000~19500Nm3/h、粉煤1.5~2.2t/h,控制熔池温度1130~

1230℃,进行还原熔炼,当渣含铅13~18wt%时,所述2)还原熔炼I阶段完成;

3)还原熔炼II阶段:在完成所述2)还原熔炼I阶段的所述Ausmelt炉内加入所述块煤,所述块煤的加入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量和所述2)还原熔炼I阶段入炉所述铅精矿量总和的0.3~0.8wt%,向所述Ausmelt炉内喷入空气7000~15000Nm3/h、粉煤1.4~2.25t/h,控制熔池温度1150~1250℃,继续进行还原熔炼,当渣含铅<5wt%时,所述3)还原熔炼II阶段完成,得到粗铅和铅熔渣;

步骤(2)粗铅精炼:将所述步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的所述粗铅间歇的排放到保温铅锅内保温,将所述保温铅锅表面的铅冰铜打捞,剩余的铅液制造阴极片和阳极板,而后电解精炼得到合格的铅阴极和含银阳极泥;所述步骤(2)粗铅精炼产生的铅烟尘作为Ausmelt炉熔炼原料之一返回Ausmelt炉回收铅;

步骤(3)铅熔渣熔炼,将所述步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的所述铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化,通过喷嘴向所述铅熔渣内吹入空气8800~14500Nm3/h和粉煤0.3~1.35t/h,通过所述烟化炉上部三次风口向所述烟化炉内吹入空气1000~1500Nm3/h,控制熔池温度

1150~1250℃,烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空,收尘用于锌冶炼;最终得到铁渣。

2.根据权利要求1所述一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法,其特征在于,所述石灰石和所述石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得;控制熔炼过程中渣中m[Fe]:m(SiO2)=1.20~1.22,CaO=5~6wt%。

3.根据权利要求1所述一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法,其特征在于,所述块煤:粒度20~35mm,固定碳≥65wt%,灰分≤20wt%,含硫≤1wt%。

4.根据权利要求1所述一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法,其特征在于,所述粉煤:固定碳≥60wt%,灰分≤20wt%,粒度-160目>80%,水分≤1wt%。

说明书 :

一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法

技术领域:

[0001] 本发明涉及一种氧压浸出渣处理方法,尤其涉及一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法。背景技术:
[0002] 随着炼锌企业生产规模的扩大,氧压浸出渣的堆存量也越来越多,据统计,目前国内各大冶炼厂堆存的氧压浸出渣约800~900万t,对氧压浸出渣的处理已迫在眉睫。
[0003] 目前湿法炼锌中得到的氧压浸出渣处理工艺主要有两种:一种是火法处理工艺,即回转窑挥发法(又称威尔兹法),该法是将干燥的锌浸出渣(含H2O:12%~18%)配以45%~55%的焦粉加入回转窑,在1100~1300℃高温下实现渣还原挥发,然后以ZnO粉回收,同时在烟尘中可回收Pb、Cd、In、Ge、Ga等有价金属。另一种是湿法处理工艺,即热酸浸出法;并根据热酸浸出液除铁方法的不同,又有黄钾铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法等。但是,上述氧压浸出渣处理工艺均存在较大缺陷,具体的,回转窑挥发法:渣中Fe与Ag不能得到有效分离及回收,工艺流程较长,设备维修量大,投资高,工作环境较差,能耗高,需要大量燃煤或冶金焦,而且ZnO粉进入浸出流程前需考虑脱出氟氯;热酸浸出法:处理后渣中有大量重金属离子,易造成环境污染及金属浪费。此两种工艺不能实现氧压浸出渣中金属的综合利用及回收,且生产过程中产生废渣、废气,不但造成环境污染,而且造成大量有价金属流失。发明内容:
[0004] 本发明的目的在于提供一种解决上述问题的氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法。
[0005] 本发明的目的由如下技术方案实施,一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法,其特征在于,其包括如下步骤:(1)Ausmelt炉熔炼,(2)粗铅精炼,(3)铅熔渣熔炼,具体的:
[0006] 步骤(1)Ausmelt炉熔炼,包括如下阶段:1)氧化熔炼阶段;2)还原熔炼I阶段;3)还原熔炼II阶段,其中:
[0007] 1)氧化熔炼阶段:将氧压浸出渣、铅精矿与铅烟尘进行混料,得到含铅25wt%以上的含铅物料,而后将含铅物料25~30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内,向所述Ausmelt炉内喷入氧气1050~1350Nm3/h、空气11000~15000Nm3/h、粉煤0.9~1.45t/h,保持富氧浓度:29~31v%,控制熔池温度1050~1150℃,进行氧化熔炼,当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35~42wt%时,所述1)氧化熔炼阶段完成;
[0008] 2)还原熔炼I阶段:在完成所述1)氧化熔炼阶段的所述Ausmelt炉内加入所述铅精矿和块煤,其中,所述铅精矿的投入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量的3~10wt%,所述块煤的投入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量的0.5~1wt%,所述铅精矿和所述块煤的投入量根据进入所述2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整;
向所述Ausmelt炉内喷入空气15000~19500Nm3/h、粉煤1.5~2.2t/h,控制熔池温度1130~
1230℃,进行还原熔炼,当渣含铅13~18wt%时,所述2)还原熔炼I阶段完成;该还原阶段以硫化铅精矿交互反应还原为主,碳还原为辅。
[0009] 3)还原熔炼II阶段:在完成所述2)还原熔炼I阶段的所述Ausmelt炉内加入所述块煤,所述块煤的加入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量和所述2)还原熔炼I阶段入炉所述铅精矿量总和的0.3~0.8wt%,向所述Ausmelt炉内喷入空气7000~15000Nm3/h、粉煤1.4~2.25t/h,控制熔池温度1150~1250℃,继续进行还原熔炼,当渣含铅<5wt%时,所述3)还原熔炼II阶段完成,得到粗铅和铅熔渣;
[0010] 步骤(2)粗铅精炼:将所述步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的所述粗铅间歇的排放到保温铅锅内保温,将所述保温铅锅表面的铅冰铜打捞,铅冰铜外售,铅液制造阴极片和阳极板,而后装入电解槽进行电解,最终得到合格的铅阴极,将铅阴极放到铅锅熔化后进行铸锭产出铅锭,银全部进入到铅阳极泥;铅烟尘作为Ausmelt炉熔炼原料之一返回Ausmelt炉回收铅;
[0011] 步骤(3)铅熔渣熔炼,将所述步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的所述铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化,通过喷嘴向所述铅熔渣内吹入空气8800~14500Nm3/h和粉煤0.3~1.35t/h,通过所述烟化炉上部三次风口向所述烟化炉内吹入空气1000~1500Nm3/h,控制熔池温度1150~1250℃,烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空,收尘用于锌冶炼;最终得到铁渣。
[0012] 进一步的,所述石灰石和所述石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得;控制熔炼过程中渣中m[Fe]:m(SiO2)=1.20~1.22,CaO=5~6wt%。
[0013] 进一步的,所述块煤:粒度20~35mm,固定碳≥65wt%,灰分≤20wt%,含硫≤1wt%。
[0014] 进一步的,所述粉煤:固定碳≥60wt%,灰分≤20wt%,粒度-160目>80%,水分≤1wt%。
[0015] 本发明的优点:本发明是将氧压浸出渣作为一种原料,与铅烟尘及铅精矿按照比例配料投入到Ausmelt炉中进行火法熔炼,产出粗铅的同时,回收氧压浸出渣中有价元素,其中S元素进入制酸系统制酸,Ag进入粗铅后进行电解后进入铅阳极泥中,98%以上的Fe进入铅熔渣,使氧压浸出渣中的Fe与Ag得到有效分离及回收。此工艺不但能正常生产产出粗铅,同时回收氧压浸出渣中有价金属Fe和Ag等,整个生产过程中无三废排放,杜绝生产环境事故发生。附图说明:
[0016] 图1为本发明的工艺流程图。具体实施方式:
[0017] 实施例1:
[0018] 一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法,其特征在于,其包括如下步骤:(1)Ausmelt炉熔炼,(2)粗铅精炼,(3)铅熔渣熔炼,具体的:
[0019] 步骤(1)Ausmelt炉熔炼,包括如下阶段:1)氧化熔炼阶段;2)还原熔炼I阶段;3)还原熔炼II阶段,其中:
[0020] 1)氧化熔炼阶段:将氧压浸出渣、铅精矿与铅烟尘进行混料,得到含铅25wt%以上的含铅物料,而后将含铅物料25t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内,向Ausmelt炉内喷入氧气1050Nm3/h、空气11000Nm3/h、粉煤0.9t/h,保持富氧浓度:29~31v%,控制熔池温度1050~1150℃,进行氧化熔炼,当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35~42wt%时,1)氧化熔炼阶段完成;
[0021] 2)还原熔炼I阶段:在完成1)氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤,其中,铅精矿的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3~10wt%,块煤的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的0.5~1wt%,铅精矿和块煤的投入量根据进入2)还原熔炼I3
阶段的实际渣含铅量进行调整;向Ausmelt炉内喷入空气15000Nm /h、粉煤1.5t/h,控制熔池温度1130℃,进行还原熔炼,当渣含铅13~18wt%时,2)还原熔炼I阶段完成;
[0022] 3)还原熔炼II阶段:在完成2)还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤,块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和2)还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.3wt%,3
向Ausmelt炉内喷入空气7000Nm /h、粉煤1.4t/h,控制熔池温度1150℃,继续进行还原熔炼,当渣含铅<5wt%时,3)还原熔炼II阶段完成,得到粗铅和铅熔渣;
[0023] 步骤(2)粗铅精炼:将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的粗铅间歇的排放到保温铅锅内保温,将保温铅锅表面的铅冰铜打捞,铅冰铜外售,铅液制造阴极片和阳极板,而后装入电解槽进行电解,最终得到合格的铅阴极,将铅阴极放到铅锅熔化后进行铸锭产出铅锭,银全部进入到铅阳极泥;铅烟尘作为Ausmelt炉熔炼原料之一返回Ausmelt炉回收铅;
[0024] 步骤(3)铅熔渣熔炼,将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化,通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气8800Nm3/h和粉煤0.3t/h,通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1000Nm3/h,控制熔池温度1150~1250℃,烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空,收尘用于锌冶炼;最终得到铁渣。
[0025] 石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得;控制熔炼过程中渣中m[Fe]:m(SiO2)=1.20~1.22,CaO=5~6wt%。
[0026] 块煤:粒度20~35mm,固定碳≥65wt%,灰分≤20wt%,含硫≤1wt%。
[0027] 粉煤:固定碳≥60wt%,灰分≤20wt%,粒度-160目>80%,水分≤1wt%。
[0028] 实施例2:
[0029] 一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法,其特征在于,其包括如下步骤:(1)Ausmelt炉熔炼,(2)粗铅精炼,(3)铅熔渣熔炼,具体的:
[0030] 步骤(1)Ausmelt炉熔炼,包括如下阶段:1)氧化熔炼阶段;2)还原熔炼I阶段;3)还原熔炼II阶段,其中:
[0031] 1)氧化熔炼阶段:将氧压浸出渣、铅精矿与铅烟尘进行混料,得到含铅25wt%以上的含铅物料,而后将含铅物料27t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内,向3 3
Ausmelt炉内喷入氧气1200Nm/h、空气13000Nm/h、粉煤1.2t/h,保持富氧浓度:29~31v%,控制熔池温度1050~1150℃,进行氧化熔炼,当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35~
42wt%时,1)氧化熔炼阶段完成;
[0032] 2)还原熔炼I阶段:在完成1)氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤,其中,铅精矿的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3~10wt%,块煤的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的0.5~1wt%,铅精矿和块煤的投入量根据进入2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整;向Ausmelt炉内喷入空气17000Nm3/h、粉煤1.8t/h,控制熔池温度1130~1230℃,进行还原熔炼,当渣含铅13~18wt%时,2)还原熔炼I阶段完成;
[0033] 3)还原熔炼II阶段:在完成2)还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤,块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和2)还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.6wt%,向Ausmelt炉内喷入空气11000Nm3/h、粉煤1.8t/h,控制熔池温度1150~1250℃,继续进行还原熔炼,当渣含铅<5wt%时,3)还原熔炼II阶段完成,得到粗铅和铅熔渣。
[0034] 步骤(2)粗铅精炼:将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的粗铅间歇的排放到保温铅锅内保温,将保温铅锅表面的铅冰铜打捞,铅冰铜外售,铅液制造阴极片和阳极板,而后装入电解槽进行电解,最终得到合格的铅阴极,将铅阴极放到铅锅熔化后进行铸锭产出铅锭,银全部进入到铅阳极泥;铅烟尘作为Ausmelt炉熔炼原料之一返回Ausmelt炉回收铅。
[0035] 步骤(3)铅熔渣熔炼,将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化,通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气1200Nm3/h和粉煤0.6t/h,通过烟化炉上部三次风口向3
烟化炉内吹入空气1200Nm/h,控制熔池温度1150~1250℃,烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空,收尘用于锌冶炼;最终得到铁渣。
[0036] 石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得;控制熔炼过程中渣中m[Fe]:m(SiO2)=1.20~1.22,CaO=5~6wt%。
[0037] 块煤:粒度20~35mm,固定碳≥65wt%,灰分≤20wt%,含硫≤1wt%。
[0038] 粉煤:固定碳≥60wt%,灰分≤20wt%,粒度-160目>80%,水分≤1wt%。
[0039] 实施例3:
[0040] 一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法,其特征在于,其包括如下步骤:(1)Ausmelt炉熔炼,(2)粗铅精炼,(3)铅熔渣熔炼,具体的:
[0041] 步骤(1)Ausmelt炉熔炼,包括如下阶段:1)氧化熔炼阶段;2)还原熔炼I阶段;3)还原熔炼II阶段,其中:
[0042] 1)氧化熔炼阶段:将氧压浸出渣、铅精矿与铅烟尘进行混料,得到含铅25wt%以上的含铅物料,而后将含铅物料30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内,向Ausmelt炉内喷入氧气1350Nm3/h、空气15000Nm3/h、粉煤1.45t/h,保持富氧浓度:29~31v%,控制熔池温度1050~1150℃,进行氧化熔炼,当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35~42wt%时,1)氧化熔炼阶段完成;
[0043] 2)还原熔炼I阶段:在完成1)氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤,其中,铅精矿的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3~10wt%,块煤的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的0.5~1wt%,铅精矿和块煤的投入量根据进入2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整;向Ausmelt炉内喷入空气19500Nm3/h、粉煤2.2t/h,控制熔池温度1130~1230℃,进行还原熔炼,当渣含铅13~18wt%时,2)还原熔炼I阶段完成;
[0044] 3)还原熔炼II阶段:在完成2)还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤,块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和2)还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.8wt%,向Ausmelt炉内喷入空气15000Nm3/h、粉煤2.25t/h,控制熔池温度1150~1250℃,继续进行还原熔炼,当渣含铅<5wt%时,3)还原熔炼II阶段完成,得到粗铅和铅熔渣;
[0045] 步骤(2)粗铅精炼:将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的粗铅间歇的排放到保温铅锅内保温,将保温铅锅表面的铅冰铜打捞,铅冰铜外售,铅液制造阴极片和阳极板,而后装入电解槽进行电解,最终得到合格的铅阴极,将铅阴极放到铅锅熔化后进行铸锭产出铅锭,银全部进入到铅阳极泥;铅烟尘作为Ausmelt炉熔炼原料之一返回Ausmelt炉回收铅;
[0046] 步骤(3)铅熔渣熔炼,将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化,通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气14500Nm3/h和粉煤1.35t/h,通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1500Nm3/h,控制熔池温度1150~1250℃,烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空,收尘用于锌冶炼;最终得到铁渣。
[0047] 石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得;控制熔炼过程中渣中m[Fe]:m(SiO2)=1.20~1.22,CaO=5~6wt%。
[0048] 块煤:粒度20~35mm,固定碳≥65wt%,灰分≤20wt%,含硫≤1wt%。
[0049] 粉煤:固定碳≥60wt%,灰分≤20wt%,粒度-160目>80%,水分≤1wt%。
[0050] 在熔炼过程中,渣含铅量可通过调整氧势(富氧浓度)和/或喷枪插入熔池深度进行调控,当渣含铅量高时,根据偏离量按比例下调富氧浓度,降低氧势以降低渣含铅量;同时/或增加喷枪插入熔池深度,增大喷枪端压;反之,根据偏离量按比例上调富氧浓度和/或减少喷枪插入熔池深度,喷枪插入深度一般为250~500mm。
[0051] 氧化熔炼阶段,还可以通过调整物料供给速度调控渣含铅量,当渣含铅低于预期值5~10wt%时,降低物料供给速度;渣含铅高于预期值5~10wt%时,提高物料供给速度。
[0052] 有关氧压浸出渣中各种硫物相在氧化段的反应如下:
[0053] A、硫酸型复盐
[0054] 硫酸型复盐首先受热分解为对应的硫酸盐、水蒸气,随着温度进一步升高,硫酸盐继续发生分解,反应式如[1]所示:
[0055]
[0056] 其中Me=Fe、Pb、Zn等。
[0057] 硫酸型复盐分解为吸热反应,因此,氧压浸出渣中大量的硫酸型复盐吸热分解导致炉温降低,需要补充大量粉煤。
[0058] B、硫化物
[0059] MeS+3/2O2=MeO+SO2                [2]
[0060] 其中Me=Fe、Zn、Cu、Pb等。
[0061] C、元素硫
[0062] 元素硫与氧气作用,生成SO2气体,也作为烟气进入烟气处理系统,反应式如[3]所示;
[0063] 氧压浸出渣中由于S0的存在可能还会发生PbO与S0的反应,直接生成粗Pb、SO2,反应式如[4]所示。
[0064] S0+O2=SO2                   [3]
[0065] PbO+1/2S0=Pb+1/2SO2               [4]
[0066] D、氧压浸出渣中有价金属Ag在熔炼反应过程中随粗铅一起沉降,富集在粗铅中。
[0067] 铅烟尘在Ausmelt炉各阶段熔炼反应机理如下:
[0068] 氧化段
[0069] 烟尘主要成分为PbSO4、PbO,进入熔池后PbSO4、PbS和O2反应生成PbO、SO2,反应式如[5]所示;同时,也会发生PbSO4直接受热分解反应生成PbO、SO2和O2,反应式如[6]所示。
[0070] PbSO4+PbS+O2=2PbO+2SO2              [5]
[0071] PbSO4=PbO+SO2+1/2O2                [6]
[0072] 通过上述过程,最终产出粗铅、富铅渣(含铅约40%)以及浓度在3%~9%左右的SO2烟气。
[0073] 还原1段
[0074] 当熔炼阶段进料量以及渣含铅达到要求时则进入还原I阶段作业,分为交互反应还原和碳化还原:
[0075] 交互反应还原
[0076] 加入的PbS精矿与炉渣中PbO反应生成Pb和SO2,反应式如[7]所示:
[0077] PbS+2PbO=3Pb+SO2                [7]
[0078] 碳化还原
[0079] 在还原性气氛下,CO与炉渣中PbO先反应生成Pb和CO2,反应生成的CO2与煤中碳进行碳的气化反应(即布多尔反应)重新生成CO,CO则继续参与炉渣中PbO的还原,反应式如[8]和[9]所示:
[0080] PbO+CO=Pb+CO2                [8]
[0081] C+CO2=2CO                  [9]
[0082] 还原I阶段必须控制适当的PbS精矿加入量,一方面通过交互反应进一步增加PbS精矿处理量并产出更多粗铅,另一方面不能加入过多PbS精矿,熔池中可能出现没有足够的PbO消耗PbS的状况,形成铅冰铜。
[0083] 还原II阶段
[0084] 当渣含铅达到要求时则进入还原2段作业,该阶段只有碳化还原,反应式如[8]和[9]所示。
[0085] 铁在还原阶段主要发生还原反应,反应是如[10]和[11]所示:
[0086] 2FexOy+yC=2xFe+yCO2              [10]
[0087] FexOy+yCO=xFe+yCO2              [11]
[0088] 铁以单质形式进入铅熔渣中。