一种硫化铋精矿的熔池熔炼方法

文档序号:3417314阅读:509来源:国知局
专利名称:一种硫化铋精矿的熔池熔炼方法
技术领域
本发明涉及冶金领域中火法冶金过程,特别是一种硫化铋精矿的熔池熔炼方法。
背景技术
含铋矿石经过选矿可以产出硫化铋精矿,其中铋主要以辉铋矿(Bi2S3)形态存在, 从铋精矿中提取金属铋主要有火法和湿法两种处理工艺。铋的火法冶炼工艺主要有沉淀熔炼、还原熔炼和混合熔炼三种方法。还原熔炼适合于处理含铋氧化物的原料,混合熔炼适合于处理既含硫化铋矿又含氧化铋矿或渣等的原料,沉淀熔炼则主要用于处理含铋较高的硫化铋精矿。目前以沉淀熔炼方法应用最多,该方法基于铁对硫的亲和力大于铋与硫的亲和力,在熔融状态下用金属铁将硫化铋中的铋置换出来产出金属铋。即用纯碱和萤石作熔剂,加入足够的铁屑做还原剂,在高温下铁屑将硫化铋精矿中的铋置换出来,产出粗铋合金、烟尘和熔炼渣,粗铋合金再经过熔析脱铜、氧化除砷锑、氯化除铅、加锌除银和氯化精炼等工序产出精铋。硫化铋精矿的湿法处理工艺主要有三氯化铁浸出-铁粉置换法,三氯化铁浸出-隔膜电积法,三氯化铁浸出-水解沉铋法,氯气选择性浸出法,盐酸-亚硝酸浸出法和氯化水解法等,即在氯化物体系中用三氯化铁、氯气和亚硝酸等作为氧化剂氧化浸出硫化铋精矿,铋以三氯化铋的形式进入溶液,然后再用铁粉置换、隔膜电积、水解沉淀和还原干馏等方法回收浸出液中的铋。上述硫化铋精矿的处理工艺主要存在如下缺点
(1)沉淀熔炼过程需加入大量铁屑和纯碱,导致生产成本和能耗增加,同时产出大量熔炼渣和烟尘,容易造成铋的分散损失;
(2)湿法处理工艺在氯化物体系中进行氧化浸出,存在设备腐蚀严重、操作环境差、废水量大、试剂消耗量大、铋回收率低和成本高等缺点;
(3)硫化铋精矿中的有价元素硫未能得到回收和利用,沉淀熔炼过程中大部分硫进入铅冰铜,少部分进入烟气,环境污染严重,后续回收困难。

发明内容
为了克服传统工艺处理硫化铋精矿的不足,本发明提供一种环境友好、金属回收率高、能耗低的熔池熔炼硫化铋精矿的方法。本发明为达到上述目的采用的技术方案是将硫化铋精矿与熔剂、烟尘、粉煤按照一定的配比进行配料后,加入到熔融氧化底渣并通入富氧空气进行氧化熔炼,产出粗铋合金、烟尘和富铋渣;液态富铋渣与熔剂、还原煤按照一定的配比进行混合后,加入到熔融还原底渣并通入适量富氧空气进行还原熔炼,产出粗铋合金、烟尘和可供烟化炉的炉渣。具体的工艺过程与技术参数如下 1配料
将硫化铋精矿与熔剂、烟尘按照氧化熔炼所要求的炉渣组成进行混合配料,加入的石灰石、石英砂或铁矿石满足氧化熔炼渣型要求为FeO与SW2重量比为1. 2^1. 75:1、CaO 与SW2重量比为0.圹0. 9:1,加入的烟尘为铋精矿总重量的(Γ15%,控制上述炉料粒度为 l(T20mm 和水份 6% 10%。
2氧化熔炼
将配好的物料加入到熔融的氧化底渣中进行氧化熔炼,氧化底渣与炉料的重量比控制为广5:1,熔炼温度控制在95(T1250°C,同时通入体积浓度为21% 95%的富氧空气,熔炼2(T60min后,停止通入富氧空气,在上述熔炼温度下澄清(T30min,得到粗铋合金和富铋渣。氧化熔炼过程中所产生的烟尘经负压收尘冷却降温后,通过在线气体分析仪进行在线检测Sh浓度。氧化熔炼过程中发生的主要化学反应为
Bi2S3+302=2Bi+3S02(1)
2Bi2S3+902=2Bi203+6S02(2)
Bi2S3+ 2Bi203=6Bi+3S02(3)
2FeS2+502=2Fe0+4S02(4)
Fe0+Si02= FeO ‘ SiO2(5)
Ca0+Si02= CaO · SiO2(6)
MeS+1. 502=Me0+S02(7) 3液态还原熔炼
将液态富铋渣直接加入到熔融的还原底渣中进行还原熔炼,加入的石灰石、石英砂或铁矿石满足还原熔炼渣型的范围要求为FeO与SW2重量比为广1. 4:1、CaO与SW2重量比为0. 3^0. 7:1,还原底渣与富铋渣的重量比控制为广5:1,加入的粉煤量以维持熔炼温度在 1150 1350°C,同时通入体积浓度为21% 40%的富氧空气,熔炼2(T60min后,停止通入富氧空气,在上述熔炼温度下澄清(T30min,得到粗铋合金和炉渣。熔炼过程中所产生的烟尘则通过负压进行收尘。还原熔炼过程中发生的主要化学反应为
2Bi203+6C+302=4Bi+6C02(8)
Fe0+Si02= FeO · SiO2(9)
Ca0+Si02= CaO · SiO2(10)
Me0+C+0 . 502=Me+C02(11)
式中Me代表硫化铋精矿中伴生的其他有价元素,如铅等。所述的熔剂为含CaO > 45%的石灰石,含Si02>90%的石英砂或含!^e > 41%、含SW2 < 20%的铁矿石,含C > 65%的粉煤。所述的烟尘其成分范围为Bi 20 40%,Pb5 15%,CuO. 5 3%,WO3O. 5 5%,MoO. 5 8%。 氧化熔炼底渣其成分范围为BiO 45%,SiO2Ir23%, Fe018^30%, Ca01(Tl8%,还原熔炼底渣其成分范围为BiO 8%,Si0220"32%, Fe025 40%,Ca014 25%。本发明适合于处理硫化铋精矿,其成份范围为(%):Bi25 65,Fe 3 25,S15 30,Pb 0 20,Cu 0 5。本发明与传统的硫化铋精矿处理工艺比较,有以下优点1熔池熔炼硫化铋精矿可以直接产出粗铋合金,不需要加入铁屑,生产成本低;2氧化熔炼时烟气中SO2浓度达到 109Γ22%,可以用来制酸,使原料中的硫得到有效回收,同时解决低浓度SO2S染问题;3还原熔炼处理富铋渣,铋冶炼回收率得到进一步提高;4本发明的劳动强度低、处理时间短、操作环境好。


图1 本发明工艺流程示意图。
具体实施例方式实施例1
硫化铋精矿的主要成分为Bi42. 55%, S20. 79%, Pb5. 39%, Cu3. 70%, Ag815g/t, Fe3. 30%,SiO2L 63% ;工业氧气,其中O2含量彡99%;氧化熔炼底渣的主要成分为:Bi33. 6%, Fe020. 5%, Si0214. 1%,CaOlO. 6% ;还原熔炼底 S 的主要成分为Bi4. 5%, Fe031. 2%, Si0221. 5%, Ca016. 1% ;石英砂其SiO2含量96% ;粉煤含C量为70%。将上述硫化铋精矿500g与40g石英砂混合。控制炉料粒度为10mm,含水8%,加入到上述熔融氧化熔炼底渣2000g中,同时在1200°C鼓入95%的富氧空气进行氧化熔炼,熔炼 60min后停止通入富氧空气,在炉内澄清20min,得到粗铋合金426g,其含铋86. 76%,烟尘中 SO2 浓度为 18%,富铋渣 1945g,其成分为:Bi26. 37%, Fe022. 1%,Si0214. 9%, CaOlO. 8%。将所得含铋为26. 39%的液态富铋渣lOOOg,直接加入到上述熔融还原熔炼底渣 4000g中,同时加入80g粉煤,在1250°C鼓入40%富氧空气进行还原熔炼,熔炼40min后停止通入富氧空气,在炉内澄清20min,倒出熔体,得到含铋94. 52%的粗铋合金356g,含铋2. 08% 的炉· 4598g。
权利要求
1.一种硫化铋精矿的熔池熔炼方法,硫化铋精矿成份质量百分范围为Bi25飞5,Fe 3 25,S15 30,Pb 0 20,Cu 0 5,其特征在于包括以下过程A配料将硫化铋精矿与熔剂、烟尘进行混合配料,熔剂为石灰石、石英砂和铁矿石,加入量满足氧化熔炼渣型要求为FeO与SiO2重量比为1. 2 1. 75 l、CaO与SiO2重量比为0. 4 0· 9:1, 加入的烟尘为铋精矿总重量的(Tl5%,控制上述炉料粒度为l(T20mm和水份6°/Γ Ο% ; B氧化熔炼将配好的物料加入到熔融的氧化底渣中进行氧化熔炼,氧化底渣与炉料的重量比控制为广5:1,熔炼温度控制在95(T1250°C,同时通入体积浓度为21% 95%的富氧空气,熔炼 2(T60min后,停止通入富氧空气,在上述熔炼温度下澄清(T30min,得到粗铋合金和液态富铋渣;氧化熔炼过程中所产生的烟尘则通过负压进行收尘; C液态还原熔炼将液态富铋渣直接加入到熔融的还原底渣中进行还原熔炼,加入的石灰石、石英砂和铁矿石满足还原熔炼渣型的范围要求为FeO与SW2重量比为广1. 4:1、CaO与SW2重量比为0. 3^0. 7:1,还原底渣与富铋渣的重量比控制为广5:1,加入的粉煤量以维持熔炼温度在 1150 1350°C,同时通入体积浓度为21% 40%的富氧空气,熔炼2(T60min后,停止通入富氧空气,在上述熔炼温度下澄清(T30min,得到粗铋合金和炉渣,熔炼过程中所产生的烟尘则通过负压进行收尘。
2.根据权利要求1所述的硫化铋精矿的熔池熔炼方法,其特征在于熔剂中所述的石灰石含CaO > 45%,石英砂含Si02>90%,铁矿石含!^e > 41%、含SiO2< 20%ο
3.根据权利要求1所述的硫化铋精矿的熔池熔炼方法,其特征在于 步骤C粉煤含C > 65%。
全文摘要
一种硫化铋精矿的熔池熔炼方法,本发明将硫化铋精矿与熔剂、烟尘、粉煤按照一定的配比进行配料后,加入到熔融氧化底渣并通入富氧空气进行氧化熔炼,产出粗铋合金、烟尘和富铋渣;液态富铋渣与熔剂、还原煤按照一定的配比进行混合后,加入到熔融还原底渣并通入适量富氧空气进行还原熔炼,产出粗铋合金、烟尘和可供烟化炉的炉渣。熔池熔炼硫化铋精矿可以直接产出粗铋合金,不需要加入铁屑,生产成本低;氧化熔炼时烟气中SO2浓度达到10%~22%,可以用来制酸,使原料中的硫得到有效回收,同时解决低浓度SO2污染问题;还原熔炼处理富铋渣,铋冶炼回收率得到进一步提高。
文档编号C22B30/06GK102321814SQ201110260279
公开日2012年1月18日 申请日期2011年9月5日 优先权日2011年9月5日
发明者刘伟锋, 宾万达, 张杜超, 李俊, 杨天足, 滕明珺 申请人:中南大学
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