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
【专利摘要】本发明公开了一种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，该方法是将难处理金矿、含铅物料和熔剂混合均匀后，造粒、干燥，得到粒料；所得粒料通过氧气底吹炉氧化熔炼得到二氧化硫烟气、粗铅和高铅渣，高铅渣在还原炉中进行还原熔炼，得到炉渣和粗铅；粗铅通过电解精炼，得到精铅和含金的阳极泥，金回收率大于99％，铅回收率大于95％，硫以二氧化硫烟气形式脱除，脱除率达到95％以上；炉渣作为水泥或建工的高硅配料，二氧化硫烟气经除尘回收有价金属后，用于制酸，充分实现了资源的综合回收利用，环保经济；该方法操作简单、成本低，可以大规模工业化生产。
【专利说明】难处理金矿搭配含铅废渲原料富氧溶池溶炼回收金和铅的方法
【技术领域】
[0001]本发明涉及一种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，属于金冶炼【技术领域】。
【背景技术】
[0002]随着黄金工业的快速发展，金矿资源不断开发，易处理的金矿资源日渐枯竭，复杂难处理金矿资源已成为我国黄金产业的主要原料，同时，对其选冶方面的研究也成为重点。复杂难处理金矿资源占我国已探明的金矿资源的比例越来越大，超过探明储量的1/4。其中贵州、云南、四川、甘肃、青海、内蒙、广西、陕西等西部省份占有更大比例，辽宁、江西、广东、湖南等省区也有较大储量。其显著特点是金以微细粒及包裹的形式存在于黄铁矿或砷黄铁矿晶格中，并含有较多的干扰浸出的元素，如砷、硫、锑、有机碳或其他吸附金氰络合物的黏土类矿物。这类复杂难处理金矿石利用传统的氰化法提取，其浸出率较低，一般在10%?50%。
[0003]难处理金矿主要有微粒包裹金矿、含铜金矿、含铺金矿、含碳金矿和含締金矿等，这些矿石之所以难处理主要是因为金被硫化物所包裹或存在其他影响氰化过程的物质。常规方法对这些矿石的处理，首先对矿石进行预处理以分离贱金属，或消除影响金浸出的因素，使其中的金能利用氰化法提取。为了解决这一目的，工业上目前已有三种预处理方法，即常规氧化焙烧、热压(加压)浸出和细菌氧化法。但以上几种方法却存在污染大、成本要求高、处理周期长和对原矿适应性低等问题，并且仅着眼于金的回收，而对金矿中普遍存在的其他有价金属则很少顾及。因此，开发一种能高效、清洁工艺回收难处理金矿中金及综合回收其中有价金属，这成为必然趋势。
[0004]我国是世界最大的铅生产国，同时也是世界最大的铅酸蓄电池生产国，每年产生200万吨以上的废铅酸蓄电池胶泥，是含铅废渣最主要来源，其他铅废料如铅烟灰、硫酸铅渣、废电瓶熔炼渣等。这些铅废渣大多采用反射炉或烧结一鼓风炉土法冶炼，存在污染严重，能耗大等问题，因此这类资源大部分还是处于“呆滞”状态。
【发明内容】
[0005]针对现有技术中对难处理金矿和低硫含铅二次物料的处理方法存在的不足，本发明的目的是在于提供一种以难处理金矿和含铅废渣为原料通过简单熔炼技术高效回收金和铅的方法，该方法操作简单、成本低，实现了有价资源的综合回收利用，满足大规模工业化生产。
[0006]本发明提供了一种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，该方法包括以下步骤:
[0007]步骤一:造粒
[0008]将难处理金矿、含铅物料和熔剂粉末混合均匀后，造粒、干燥，得到粒料；其中，含铅物料的质量为难处理金矿质量的30?60%，熔剂的加入量使粒料成分满足S12与FeO的摩尔比为0.8?1.2:1,S12与CaO的摩尔比为2?1:1 ;所述的含铅物料为硫化铅精矿、湿法炼锌渣、含铅湿法炼铜渣、铅酸蓄电池泥中的一种或几种；所述的熔剂为河砂和/或石灰石;
[0009]步骤二:氧化熔炼
[0010]步骤一所得粒料置入氧气底吹炉中，通入富氧空气，在900?1300°C高温下氧化熔炼，得到二氧化硫烟气、粗铅I和高铅渣；其中，富氧空气的通入量为100?200Nm3每吨粒料；所述的富氧空气中氧气体积含量为30?95% ；
[0011]步骤三:还原熔炼
[0012]步骤二所得高铅渣加入到还原炉中，在还原炉中喷入煤粉或者在还原炉中通入天然气，同时通入氧气并控制还原炉内温度为1000?1300°C进行还原熔炼，得到炉渣和粗铅II ;其中，煤粉加入量为50?150kg每吨高铅渣，天然气的通入量为20?60Nm3每吨高铅渣，氧气的通入量为20?10Nm3每吨高铅渣；
[0013]步骤四:电解精炼
[0014]步骤二所得粗铅I和步骤三所得粗铅II通过电解精炼，得到精铅和含金的阳极泥。
[0015]本发明的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还包括以下优选方案。
[0016]优选的方案中氧化熔炼温度为1100?1300°C。
[0017]优选的方案中还原熔炼温度为1100?1300°C。
[0018]优选的方案中难处理粒度为0.02?1mm。
[0019]优选的方案中含铅物料粒度为0.02?10mm。
[0020]优选的方案中熔剂粒度为I?20mm。
[0021]优选的方案中煤粉为无烟煤和/或焦煤粉。
[0022]优选的方案中煤粉粒度为0.1?1mm。
[0023]优选的方案中粒料中水分质量百分含量为2?10%，粒料粒径为6?30mm。
[0024]优选的方案中氧化熔炼时间为30?120分钟。
[0025]优选的方案中还原熔炼时间为30?120分钟。
[0026]优选的方案中二氧化硫烟气经过除尘回收有价金属后，再通过制酸工艺制酸。
[0027]优选的方案中在还原炉炉顶不断添加粒度为5?25mm的粒煤以保持还原炉内为还原气氛。
[0028]优选的方案中还原炉尾气经除尘后直接排空。
[0029]优选的方案中炉渣作为水泥或建工的高硅配料使用。
[0030]本发明的创造性要点:现有技术中的难处理金矿主要是由于硫化物包裹或存在影响氰化物提取金。经过发明人的大量研究发现，将难处理金矿与与含铅废渣原料依次通过氧化熔炼和还原熔炼，能将铅和金与其它金属杂质等有效离解分离，得到铅金合金。大量研究表明:难处理金矿和含铅物料在本发明的熔炼过程中主要发生以下一系列反应:(I)难处理金矿和硫化铅物料发生氧化熔炼，得到熔融高铅渣和高浓度二氧化硫烟气FeS2+2.502=Fe0+2S02，2FeS2+5.502 = Fe203+4S02，3FeS2+802 = Fe304+6S02，PbS+1.502 = Pb0+S02，2PbO+PbS = 3Pb+2S02, PbS04+PbS = 2Pb+2S02 ； (2)熔融高铅渣发生分解和还原:PbS04+4C0=PbS+4C02, PbS04+2C0 = Pb+S02+2C02, PbS04+PbS = 2Pb+2S02,2PbO+PbS = 3Pb+2S02,Fe203+C0 = 2Fe0+C02, Fe304+C0 = 3Fe0+C02, PbO+CO = Pb+C02。通过本发明的氧化和还原熔炼过程，金绝大部分进入粗铅中，粗铅经电解精炼后得到精铅和富含金的阳极泥，从阳极泥中回收金等有价元素；硫绝大部分以二氧化硫形式通过烟气脱除，小部分硫进入高铅渣，还原熔炼时脱除；高铅渣经过还原分解后，炉渣作为水泥或建工的高硅配料使用；本发明的技术方案实现了难处理金矿和铅废渣中的有价金属的共回收，使资源得到充分利用。
[0031]和现有技术相比，本发明的的有益效果在于:1、工艺过程简单、成本低，可以大规模工业化生产；2、金回收率大于99%，铅回收率大于95%，硫以二氧化硫形式脱除，脱除率达到95%以上；炉渣作为水泥或建工的高硅配料，烟气回收有价金属后，烟气用于制酸，实现了资源的综合回收利用，环保经济。
【专利附图】
【附图说明】
[0032]【图1】为本发明的工艺流程图。
【具体实施方式】
[0033]以下实施例旨在进一步说明本
【发明内容】
，而不是限制本发明的保护范围。
[0034]实施例1
[0035]将高硫金矿(粒径范围为0.08?0.5mm)、湿法炼锌渣(粒径范围为0.05?5mm)和石灰石(粒径范围为2?15mm)粉末混合均匀后，造粒、干燥至水分含量为8%左右，得到粒径大小约为20mm左右的粒料；制得的粒料主要成分Pb20.01%, S12 10.86%,FeOl0.67%, Ca05.07%, S10.63%, AulOg/t ;所得粒料置入氧气底吹炉中，以180Nm3每吨粒料的速率通入氧体积百分含量为40%的富氧空气，在1100?1200°C高温下氧化熔炼lOOmin，得到二氧化硫体积百分比浓度大于20%的烟气、粗铅和高铅渣；所得高铅渣加入到还原炉中，在还原炉中喷入煤粉(煤粉加入量为10kg每吨高铅渣，粒度为0.1?
0.8mm)，同时以60Nm3每吨高铅渣的量通入氧气，并控制还原炉内温度为1000?1100°C进行还原熔炼，从还原炉炉顶不断添加粒度为10?20mm的粒煤以保持还原炉内为还原气氛，得到炉渣和粗铅；粗铅合金中含金135g/t，金入合金率99.2%，通过电解精炼得到铅和含金的阳极泥，金综合回收率99.8 %，铅直收率达到84.75 %，回收率为98.64 %。氧化底吹炉中的烟气产物经过除尘收集含锌等金属氧化物烟尘，SO2质量百分比浓度大于20 %，直接采用制酸工艺制酸。高铅渣还原熔炼后的尾气，二氧化硫含量低，除尘回收有价金属后，可以直接排空。最终熔炼渣为高硅产品，作为建工原料。
[0036]实施例2
[0037]将高炭金矿(粒径范围为0.1?Imm)、铅酸蓄电池泥(粒径范围为I?8mm)和河砂(粒径范围为2?1mm)粉末混合均匀后，造粒、干燥至水分含量为8%左右，得到粒径大小约为25mm左右的粒料；制得的粒料主要成分Pbl5.8%,S12 20.96%,Fe020.09%,CaOl0.44%,S20.3%,Aul4g/t ;所得粒料置入氧气底吹炉中，以120Nm3每吨粒料的速率通入氧体积百分含量为80%的富氧空气，在1150?1250°C高温下氧化熔炼60min，得到二氧化硫体积百分比浓度大于20%的烟气、粗铅和高铅渣；所得高铅渣加入到还原炉中，在还原炉中以40Nm3每吨高铅渣的量通入天然气，同时以60Nm3每吨高铅渣的量通入氧气，并控制还原炉内温度为1100?1200°C进行还原熔炼,从还原炉炉顶不断添加粒度为10?20_的粒煤以保持还原炉内为还原气氛，得到炉渣和粗铅；粗铅合金中含金157g/t，金入合金率99%，通过电解精炼得到铅和含金的阳极泥，金综合回收率99.2%，铅直收率达到80.62 %，回收率为98.6 %。氧化底吹炉中的烟气产物经过除尘收集含锌等金属氧化物烟尘，SO2质量百分比浓度大于20%，直接采用制酸工艺制酸。高铅渣还原熔炼后的尾气，二氧化硫含量低，除尘回收有价金属后，可以直接排空。最终熔炼渣为高硅产品，作为建工原料。
【权利要求】
1.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，其特征在于，包括以下步骤: 步骤一:造粒 将难处理金矿、含铅物料和熔剂粉末混合均匀后，造粒、干燥，得到粒料；其中，含铅物料的质量为难处理金矿质量的30?60%，熔剂的加入量使粒料成分满足Si02与FeO的摩尔比为0.8?1.2:1，Si02与CaO的摩尔比为2?1:1 ;所述的含铅物料为硫化铅精矿、湿法炼锌渣、含铅湿法炼铜渣、铅酸蓄电池泥中的一种或几种；所述的熔剂为河砂和/或石灰石； 步骤二:氧化熔炼 步骤一所得粒料置入氧气底吹炉中，通入富氧空气，在900?1300°C高温下氧化熔炼，得到二氧化硫烟气、粗铅I和高铅渣；其中，富氧空气的通入量为100?200Nm3每吨粒料；所述的富氧空气中氧气体积含量为30?95% ； 步骤三:还原熔炼 步骤二所得高铅渣加入到还原炉中，在还原炉中喷入煤粉或者在还原炉中通入天然气，同时通入氧气并控制还原炉内温度为1000?1300°C进行还原熔炼，得到炉渣和粗铅II ;其中，煤粉加入量为50?150kg每吨高铅渣，天然气的通入量为20?60Nm3每吨高铅渣，氧气的通入量为20?lOONm3每吨高铅渣； 步骤四:电解精炼 步骤二所得粗铅I和步骤三所得粗铅II通过电解精炼，得到精铅和含金的阳极泥。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的难处理金矿粒度为0.02?1mm ;所述的含铅物料粒度为0.02?10mm ;所述的熔剂粒度为1?20mm。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的煤粉为无烟煤和/或焦煤粉，煤粉粒度为0.1?1_。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的粒料中水分质量百分含量为2?10 %，粒料粒径为6?30mm。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，氧化熔炼时间为30?120分钟。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，还原熔炼时间为30?120分钟。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的二氧化硫烟气经过除尘回收有价金属后，再通过制酸工艺制酸。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在还原炉炉顶不断添加粒度为5?25_的粒煤以保持还原炉内为还原气氛。
9.如权利要求1所述的方法，其特征在于，还原炉尾气经除尘后直接排空。
10.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的炉渣作为水泥或建工的高硅配料使用。
【文档编号】C25C1/18GK104263965SQ201410533895
【公开日】2015年1月7日 申请日期:2014年10月11日 优先权日:2014年10月11日
【发明者】刘维, 覃文庆, 蔡练兵, 焦芬, 刘三军, 罗虹霖 申请人:中南大学