刘 超， 彭 涛， 张新生， 陈海军

(河南豫光金铅集团, 河南 济源 454650)

综合利用与环保

铅阳极泥氧化渣酸浸-熔炼工艺优化研究

刘 超， 彭 涛， 张新生， 陈海军

(河南豫光金铅集团, 河南 济源 454650)

针对铅阳极泥氧化渣酸浸- 熔炼处理过程存在的酸浸渣率过大、还原熔炼炉料难熔化的问题，进行了工艺优化研究，降低了酸浸渣率，提高了还原炉寿命，同时大大降低了生产成本。

铅阳极泥； 氧化渣； 酸浸； 熔炼； 工艺优化

0 前言

铅阳极泥氧化精炼阶段会产出氧化渣(也常叫二次渣)，其主要含锑、铋、铜等贱金属和2%～3%的金、银贵金属。为了回收其中的金、银，河南某金

银冶炼厂采用盐酸- 食盐- 氯酸钠体系对氧化渣进行氯化浸出，其中金、银以沉淀的形式富集于渣中，渣返回还原熔炼回收金、银。氧化渣的成分见表1，氧化渣处理工艺流程图见图1。

表1 氧化渣成分

图1 铅阳极泥氧化渣酸浸—熔炼工艺流程图

生产实践中，该工艺存在以下不足：①浸出渣渣率过大，生产处理成本高；②还原熔炼时，浸出渣配比越大炉料越难熔化，渣含金、银偏高；③浸出渣配比越大，炉砖腐蚀越快，炉窑寿命越短。为此，企业对酸浸- 熔炼工艺进行了优化研究，并在后续的生产实践中取得了较好的效果。

1 问题分析

1.1 浸出原理

锑、铋、铜等在盐酸- 食盐- 氯酸钠体系中,反应生成金属氯化物进入溶液，而金、银贵金属不发生反应留在渣中，从而达到金、银与锑、铋、铜等分离的目的，其主要化学方程式如下[1]：

(1)

1.2 熔炼原理

在熔融状态下，金、银贵金属易被铋、铜、铅等元素捕集进入贵铅中，而锑、砷元素与氧反应生成氧化物形成烟灰和渣被分离出去[2]，其主要化学方程式如下：

(2)

(3)

(4)

(5)

(6)

1.3 炉砖侵蚀机理

处理浸出渣使用的还原熔炼炉炉砖材质是镁铬砖[3]，其耐火度高，高温强度大，抗碱性渣侵蚀性强，热稳定性优良，对酸性渣也有一定的适应性。然而镁铬砖与CaO、SiO2等会发生反应造成炉砖侵蚀[4]。

1.4 研究方案

通过分析，分两个步骤进行技术研究：

第一阶段：降低浸出渣渣率，减少还原熔炼时返料的配入比例。通过酸浸试验，考察不同条件下各物料添加量对浸出率的影响，初步确定适宜工艺参数。

第二阶段：进行熔炼试验，选择最佳的熔炼技术参数。考察不同条件下，物料熔化和炉砖的腐蚀情况，最终确定氯化酸浸和还原熔炼的最佳技术参数。

2 试验

2.1 降低浸出渣渣率试验

2.1.1 试验方法

原料：氧化渣粉，含Au6.00g/t，含Ag33.35kg/t，粒度小于100目。

辅料：分析纯盐酸，工业用氯酸钠，普通自来水。

按照试验条件配制浸出液，在电炉上加热，开启搅拌；温度超过55 ℃后，缓慢加入氧化渣粉和少量氯酸钠；氧化渣粉完全加入后，继续加入氯酸钠至溶液变绿、有少量氯气逸出时停止[5]；保持温度80～95 ℃，反应2h(在做碱转化试验时，待反应结束后加入碳酸钠进行余酸中和)；趁热用真空泵过滤，过滤结束后，用80 ℃以上热水洗涤，将滤渣称量记重，然后分析研究。

2.1.2 试验结果及分析

为了缩短试验进程，结合以前的试验结果，进行了酸度、氯离子浓度、液固比条件试验。

2.1.2.1 酸度和氯离子浓度对浸出渣渣率的影响

试验过程中，温度升至70 ℃后停止加热，加入氯酸钠温度即可升至85 ℃以上，继续加热会导致冒槽。氯酸钠应欠量加入，否则会有大量氯气产生，浪费氯酸钠并导致加料过程中冒槽。试验结果见表2。

表2 酸度和氯离子条件试验结果

注：(1)渣过滤后用80 ℃热水洗涤;(2)氯酸钠单耗指氯酸钠消耗量/氧化渣粉消耗量，下同。

由1#、3#试验可以看出，在其他条件相同的情况下，Cl-从3.5mol/L升高至5mol/L时，浸出渣产率下降3.51%；2#试验H+达到5mol/L时，浸出渣产率明显降低，但在试验过程中发现该酸度下过滤困难，真空泵抽滤时间为3h。因此，提高氯离子浓度不能大幅度降低浸出渣产率；而增大酸度则可以有效降低浸出渣产率，但会造成过滤困难，不适合实际生产。酸度为H+3.5mol/L适合于工业生产。

继续进行两组热水洗涤试验，结果见表3。

表3 热水洗涤试验结果

注：H+3.5mol/L，液固比=3∶1，洗涤水量300mL,水温80 ℃。

可以看出，不经热水洗涤，渣率平均值高出6.42%。因此热水洗涤可有效降低浸出渣产率，原因是渣中可溶性盐，如NaCl等被洗去。

2.1.2.2 液固比对浸出渣渣率的影响

试验条件：H+3.5mol/L、Cl-3.5mol/L，液固比分别增加到4∶1、5∶1，试验结果如表4。

表4 液固比试验结果

注：洗涤水量300mL，水温80 ℃。

从表4中可以看出，液固为4∶1时，浸出渣产率平均为33.90%；液固比为5∶1时，浸出渣产率平均为31.39%。从设备能力和生产要求两方面综合考虑，浸出液固比选择5∶1。

2.2 浸出渣碱转化试验

将浸出渣用水浆化后，加入碳酸钠中和H+。浸出渣浆化过程中，部分可溶性氯化物进入溶液，压滤后可除去，从而降低了浸出渣中的氯离子。控制液固比为3∶1、常温、pH>14，搅拌2h后用真空泵过滤。用水洗涤后，计量转化渣量。试验结果见表5。

表5 碱转化试验结果

注：渣率是对浸出渣产率。

从表5可以看出，浸出渣经过纯碱转化后，渣率略有上升。

2.3 浸出渣熔炼试验

原料：浸出渣，阳极泥。

辅料：工业用纯碱，工业用萤石，焦丁。

试验器材：电炉，坩埚。

将分别将湿浸出渣、烘干浸出渣和碱转化渣配料后放入马弗炉中，升温至1 050 ℃，熔炼6h后，关闭马弗炉电源，保温沉淀。试验结果如表6。

表6 熔炼试验结果

由表6可知：烘干处理后的浸出渣进行配料，熔炼综合指标较好。

2.4 工艺优化

根据试验结果，确定浸出工序的工艺参数为：液固比5∶1，H+3.5mol/L，Cl-3.5mol/L，温度80～95 ℃，反应时间2h，洗水温度≥80 ℃，洗水用量0.75～1.00m2/t-二次渣。

3 效益分析

氯化- 酸浸工艺优化前后的材料成本对比见表7。

工艺优化后，氯化- 酸浸工艺成本增加211.72元/t，按照每月处理150t氧化渣计算，每月增加成本3.18万元。

工艺优化后，浸出渣产率由50%降至32%，降低了约18%。按照每月处理150t氧化渣计算，可减少浸出渣27t。熔炼段浸出渣处理成本为

表7 氯化- 酸浸工艺优化前后成本对比

4 417.76元/t，则熔炼段因浸出渣量减少每月可节约11.93万元。

因此，工艺优化后每月可节约成本11.93-3.18=8.75万元。

4 结论及建议

(1) 通过提高浸出时的酸度以及采取热水洗涤，可有效降低浸出渣渣率，降低综合生产成本。

(2) 浸出渣经纯碱转化或烘干处理后，不能明显降低其熔点，但可减轻对炉砖的腐蚀。

(3) 降低还原熔炼时物料的酸度，降低物料中CaO、SiO2的量，可减轻炉砖的腐蚀。

(4) 熔炼时不断向熔池内吹氧，可大大提高熔炼速率，并有效地改善渣指标。

[1] 翟居付，李利丽.从铅阳极泥处理后的渣料中综合回收有价金属的生产实践[J]，中国有色冶金，2006，(5)：54-58.

[2] 王光忠，刘超，赵红浩.提高铅阳极泥金银直收率新工艺[J]，中国有色冶金，2009，(4)：25-28.

[3] YB/T5011—2014，镁铬砖[S].

[4] 陈浩，王玺堂，程鹏.冶金炉用镁铬砖污染防治及损毁机理分析[J]，材料导报，2009, 23(z2) ：496-499.

[5] 曹锡章，宋天佑，王杏乔.无机化学下册(第三版)[M].北京：高等教育出版社，1994.10

Study on the optimization of acid leaching-smelting process for oxidizing slag of lead anode slime

LIU Chao, PENG Tao, ZHANG Xin-sheng, CHEN Hai-jun

In view of the problem that the acid leaching residue yield in acid leaching-smelting process for oxidizing slag of lead anode slime is too high and the feed melting of reduction furnace is difficult, study is carried out on the process optimization, which can lower the acid leaching residue yield, improve the reduction furnace life and greatly reduce the production cost.

lead anode slime; oxidizing slag; acid leaching; smelting; process optimization

刘 超(1980—)，男，河南洛阳人，本科，冶金工程师，主要从事贵金属生产和技术管理工作。

TF831； TF832

B