铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

反射炉或电炉熔炼铜精矿时，为了调整铜铳品位以减轻转炉吹炼负担并回收铜精矿中的一部分硫制酸，通常先经过半氧化焙烧。       图1  为流态化焙烧设备连接图实例。    图1  流态化焙烧设备连接图实例   1－桥式抓斗起重机；2－粗矿仓；3－精矿斗；4、5－胶带运输机； 6、9－精矿斗；7－圆盘给料机；8、10－皮带秤；11－流态化焙烧炉； 12－废热锅炉；13－φ1200旋风收尘器；14－φ650旋风收尘器； 15－排烟机；16－电收尘器；17－鼓风机

焙烧产物有炉子溢流口出来的焙砂、从烟气出口出来的烟尘和烟气。焙砂与烟尘的成分略有差别，后者含硫较高，两者合并起来叫做焙烧矿。       表1焙烧矿化学成分及物理性质实例。   表1  焙烧矿化学成分及物理性质实例厂别化学成分，％物理性质CuFeSSiO2Zn其它堆积密度 t/m3安息角，°比热 kJ/（kg·℃）白银－冶 铜山 阿纳康达16.86 18.20 30.9030.55 34.60 22.604.16 15.30 18.05.83 16.80 7.603.36 2.70  39.24    1.18    25～27    0.74           表2为白银－冶焙砂及烟尘筛分析实例。   表2  白银－冶焙砂及烟尘筛分实例，％粒度,mm焙砂竖管烟尘大旋烟尘小旋烟尘电收烟尘0.3518.510.6750.37  －0.351～＋0.2465.930.0530.148  －0.246～＋0.1755.930.0270.74  －0.175～＋0.10422.533.3060.020.4310.241－0.104～0.07418.9410.8886.641.5351.239－0.07415.7084.2292.597.9498.52       表3为流态化焙烧炉出口烟气实例。   表3  流态化焙烧炉出口烟气实例厂别烟气量 km3/h烟气含 尘量g/m3烟气成分，％烟气温度 ℃备注SO2SO3H2OO2N2白银－冶  12.7～14.7300～350     750～800炉床36m210.8～13.722612.460.545.371.9379.70750～800炉床22.5m2博尔22.16113712～14 23～28微 600湿法进料

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

一、焙烧矿       焙烧矿的浸出率是衡量焙烧矿质量的主要标准。半硫酸化焙烧要求铜的水溶率为50％左右，全硫酸化焙烧时则高达90％。酸溶率一般要求为97％以上。铁的酸溶率越低越好，以1％～2％为宜。烟尘中铁的酸溶率比焙砂高，因为烟尘中含氧化铁较高，粒度又较细，容易浸溶出来。       焙砂的颗粒较粗，堆积密度约为1.5～1.6t/m3。烟尘的颗粒较细，几乎全部在0.074mm以下，堆积密度约为1～1.2t/m3。       表1为焙砂与烟尘质量实例。表2为焙烧矿化学成分实例。表3为焙烧矿粒度组成实例。   表1  流态化炉焙砂和烟尘质量实例，％精矿产地焙烧矿 产出率烟尘率焙砂烟尘铜的酸溶率铜的水溶率铁的酸溶率全硫铜的酸溶率铜的水溶率铁的酸溶率全硫大冶87.544.398.644.321.566.399.475.33.97.7德兴105159588 7.59695 9.6小寺沟1093394.252.1  94.1571.2  二密10830.695.892.21.58.996.696.03.110.6中条山  9890  9796.0  东风1144088.8559.966.78.17         ①东风为焙砂烟尘混合取样数据。   表2  流态化炉焙烧矿化学成分实例，％名称CuFeS总AsAl2O3CaOMgOSiO2Ag,g/t焙烧矿14.9925.697.690.630.560.0981.0511.20 焙烧矿12.0733.757.740.021 0.501.106.4839.05焙砂13.5635.668.970.0025 2.930.752.87 烟尘11.9335.268.510.0023 3.650.292.90 焙砂12.2615.967.880.1145.051.290.9229.3727.5烟尘11.6021.169.780.3123.930.990.7217.0735.0   表3  流态化炉焙烧矿粒度组成实例，％名称粒度，mm＋0.175－0.175～＋0.124－0.124～＋0.104－0.104～＋0.074－0.074～＋0.062－0.062～＋0.053－0.053～＋0.043－0.043烟尘  0.991.8997.12   焙砂0.98513.326.6915.1743.45   焙烧矿8.7514.922.66.767.0   焙砂27.28.118.915.230.6   焙砂25.2328.7317.596.7521.7   烟尘    0.0730.14610.53889.243       二、烟气       铜精矿硫酸化焙烧炉所产烟气含SO2一般为3％～5％。表4为烟气成分实例。   表4  硫酸化焙烧烟气成分实例，％精矿产地SO2SO3O2大冶5.201.726～7德兴4.251.776～7二密4.41.406～7中条山2.5～3.50.8～1.26～7

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

含银的硫化物能为溶液所分化，但分化速度却很缓慢。如将精矿加食盐焙烧使银转化为氯化银后，就很易被溶液所分化了。焙烧的食盐参加量，一般为精矿分量的5%～15%，并要求精矿含硫到达2%～3%，以满意自热焙烧的条件。如含硫量过低时，可按核算量参加黄铁矿。氯化焙烧时因为贱金属杂质的存在而发作许多杂乱的反响。但就银而言，它按下列反响生成氯化银： Ag2S＋2NaCl＋2O2 2AgCl＋Na2SO4 银精矿的氯化焙烧一般在多膛焙烧炉内约600℃条件下进行。

河南陕西小秦岭一带挖掘含金多金属硫化物石英脉金矿，一般出产混合精矿。其档次金98.89g/t、银150g/t、铜1.45%、铅2.5%、锌1.2%、硫26%、铁31%。针对这种杂乱金精矿原国家黄金局于三门峡市建成华夏冶炼厂，专门冶炼豫陕两地黄金矿山出产的金精矿，处理才能250t/d，归纳收回金、银、铜、铅与硫，1991年建成投产。     金精矿在竖式欢腾炉中进行硫酸化焙烧，其烟气进入制酸体系。焙砂在温度70℃，矿浆浓度40%，含硫酸15g/L条件下浸出1h。经液固别离其液体含铜13.19g/L，用铁置换得含铜75%的海绵铜直接出售。除铜后浸渣调浆至液固比2.9时并参加食盐与，坚持pH=2在50℃浸出5 h，通过固液别离得到的浸出液含铅9.51g/L、银34.2mg/L、铁12.72%。加热至90℃后用铁粉置换而得含银海绵铅。除铅后的浸渣再次调浆至液固比2.9。在浓度0.08%，pH=10.5～11条件下浸出36h，固液别离后用锌粉置换金，金浸出率达98.17%，铜收回率84.15%。铅收回率89.10%。    湖南湘西金矿挖掘含金锑钨多金属石英脉型或石英网脉型矿床。在出产中独自别离出两种精矿即钨精矿与含锑金精矿。该矿自建有一套冶炼车间别离处理该两种精矿。其间含锑金精矿采纳如下三个过程完成锑金别离：一是高温焙烧，二是电解别离，三是二次氧化，别离冶炼出精锑与合质金出售。

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

硫化铜精矿硫酸化焙烧分全硫酸化焙烧和半硫酸化焙烧两种。      我国采用流态化硫酸化焙烧的湿法炼铜厂目前多数已停产。      国外硫化铜精矿采用流态化硫酸化焙烧的湿法炼铜厂有扎伊尔的卢伊卢和希土鲁、赞比亚的查姆比希和钦戈拉以及美国的湖岸等，但近年来新建厂不多。      图1为硫化铜精矿硫酸化焙烧一般流程图，图2为设备连接图实例。    图1  硫化铜精矿硫酸化焙烧一般流程    图2  硫化铜精矿流态化焙烧设备连接图实例   1－反击式破碎机；2－胶带输送机；3－斗式提升机；4－振动筛； 5－胶带给料机；6－干燥窑；7－第一旋风收尘器；8－第二旋风收尘器； 9－风机；10－鼓泡器；11－圆盘细碎机；12－斗式提升机； 13－干精矿仓；14－螺旋给料机；15－斗式提升机；16－炉前料仓； 17－圆盘给料机；18－流态化炉；19－集尘斗；20－第一旋风收尘器； 21－第二旋风收尘器；22－电收尘器；23－罗茨鼓风机；24－焙烧矿仓

与毒砂（FeAsS）共生的金矿床，经浮选产出的精矿含有许多砷，一般先经焙烧脱砷后，再用化法处理。 砷金精矿的焙烧一般在欢腾焙烧炉内进行，蒸发的砷经布袋收尘以（As2O3）方式收回，硫以二氧化硫方式收回。其总反应式为： 2FeAsS＋5O2 As2O3＋Fe2O3＋2SO2 从焙烧炉烟气冷却液中除掉砷的办法是将溶液pH调整至9，此刻砷和其他重金属即沉积。参加亚铁或三价铁盐使砷沉积相同有用。前苏联选用通氯和加硫酸亚铁相结合（与净化含废液类似）的办法除掉含砷溶液的砷也有用。 依据И.А.日什可夫等的材料，砷金精矿在450～1100℃焙烧时，砷、硫的脱除率列于下表。从下表中看出，焙烧温度为530℃时，砷、硫的脱除率别离为98%和94%；而炉温由530℃进步到1100℃时，砷、硫脱除率的上升幅度却不大。阐明毒砂的焙烧脱砷并不需要很高的温度。И.А.日什可夫等还指出：在较低温度下焙烧砷金矿产出的焙砂中，残留的砷多为各种铁盐。这类盐在加温至940℃以上时，便可分化成Fe2O3和As2O3。 表  不同焙烧温度砷硫的脱除率焙烧温度∕℃砷硫脱除率∕%AsS4504.40.053098.394.4110099.499.5 欢腾焙烧过程中生成的As2O3具有很强的蒸发性，当温度高于120℃时即开端进步进入炉气中。但因为炉内氧化剂（空气及易被复原的SO3和Fe2O3等）的作用，会使没有蒸发的As2O3氧化生成蒸发性小的As2O5。跟着炉温的增高，三价砷更易氧化成五价砷。当炉猜中存在碱金属氧化物时，生成的五价砷便与碱金属氧化物化组成盐： As2O3＋3CaO＝Ca3（AsO4）2 因而，炉猜中含有碱金属氧化物会使焙砂中的砷含量增高。为了进步砷的脱除率，可往炉猜中参加少数复原剂（如炭粉等）促进五价砷复原成三价后蒸发掉，以下降焙砂中的含砷量。 由此可见，高价砷的生成和复原程度，与焙烧温度、炉内气氛和炉气排出速度及炉猜中碱金属含量等要素有关。为了操控前三个要素，砷金矿的焙烧多分两段进行。即先在550～650℃且空气直销缺乏的弱氧化气氛中脱砷，后在略高的温度和空气过剩的强氧化气氛中脱硫，以进步砷的蒸发率，下降焙砂中的含砷量。这种处理办法也契合美国一专利所遵从的准则，即砷金矿的焙烧脱砷“在许多情况下，适宜在焙烧过程中残留一部分未被氧化的硫，以发明砷进入气相的抱负条件”。 砷金矿欢腾焙烧脱砷存在的另一个首要问题是金的丢失。金的沸点高（2860℃），金矿石在不高于1300℃的一般条件下熔炼，金的“蒸发”丢失是微缺乏道的。但在砷金矿焙烧时，虽然温度较低，金的丢失却很大。这首要是因为砷的存在，在高于700℃温度下焙烧时，砷与金会生成低沸点的砷金合金而蒸发。当焙烧温度低于650℃时，含砷矿藏则会首要分化蒸宣布砷，而不会生成易蒸发的砷金合金，然后可削减金的蒸发丢失。依据前期实践，将砷金矿直接加进温度802℃的焙烧炉中焙烧时，因为温度过高，焙砂中金的丢失可达33.7%，这样的丢失率是适当惊人的。跟着焙烧工艺的改善，金的这种丢失逐步下降。据1961年加拿大黄刀金矿的欢腾焙烧实践，金在烟尘中的丢失为5.5%。1969年前苏联外贝加尔达拉松矿床的欢腾焙烧实践标明，焙砂中金的收回率为96.1%～97%，产出的产品中含金l～2g∕t。 归纳上述情况能够以为：砷金矿的欢腾焙烧脱砷，最好在弱氧化气氛中和较低的温度（650℃）下进行，更不应将炉料直接参加高温炉中焙烧，且炉猜中应配入少数复原剂。假如需预先制团、制粒后焙烧，则应尽量不运用含氧化钙等碱金属物质作粘结剂。 黄金洞金矿尴尬处理的含砷金矿之一。天然金呈显微粒级，80%以上包裹于黄铁矿和毒砂等硫化矿藏中。经浮选产出的精矿含金100g∕t，砷、硫含量都在20%左右。该矿曾于1975年和1978年别离选用隧道窑和回转窑进行焙烧，虽可完成S、As的部分脱除，但作用欠安，且收回的供应困难。后又进行多种实验，作用都不能令人满意。为探究焙烧－氯化法提金对此精矿的作用，在湖南冶金研究所等单位的参加下，该矿首要用MOM导数图仪对精矿进行了热差分析，测得DTG曲线在515（改变规模435～535）℃和550（改变规模535～655）℃处各有一吸热峰值。依据黄铁矿的分化温度低于毒砂的特色及测定的分量丢失揣度：该精矿中黄铁矿和毒砂的特征分化温度别离为515℃和550℃，毒砂的最高热分化温度为655℃。 当实验选用655℃对此精矿进行氧化焙烧2h后，焙砂中S、As残存量别离降至0.45%和0.26%，到达了很好的水平。将此焙砂进行化法浸出，金的浸出率到达93%。

碲金精矿中的碲化金，在碱性化液中经长期化虽可分化，但经过预先焙烧 Au2Te＋O2 2Au＋TeO2 使金复原呈金属状况，更易分化。 此外，当碲化物与黄铁矿等硫化物共生时，经过焙烧可一起将它们除掉。

A 基本原理    辉钼矿氧化焙烧的总反应为：，反应为强放热过程                                   ΔH298 = 1063kJ/mol    由于在Mo-S-O系中，存在MoO2、Mo2S3等多种化合物，反应十分复杂，不同条件下可能发生不同反应。可参考有关教科书。    B 工业实践    辉钼矿氧化焙烧的主要工艺及特点见表：辉钼矿氧化焙烧的主要工艺及其特点工艺名称产品含硫/%1t钼耗标准煤/kg铼挥发率/%烟尘率/%烟气SO2浓度/%回收率/%其他多膛炉焙烧≤0.170~9040~6010~200.8~3约99床能率（按钼计）100kg/（m2·d）为当前最主要的工业方法，产品既适合于炼钢，亦适于湿法处理以制取钼化工产品或钼材流态化炉焙烧2.0~2.5（主要为SO42-）0约90约40%3~5>98床能率（按钼计）100kg/（m2·d），工业生产规模，产品主要用于湿法制化工产品回转窑≤0.1400~500　　0.5~4约98用于工业生产，寿命约3~4个月反射炉焙烧≤0.12000~2200不能回收　94~97为古老的方法，目前尚在我国使用石灰烧结　　98以Ca（ReO4）2回收　　97~98小规模生产，处理含铼高的矿闪速焙烧湿法处理后,　　　5~10　高温挥发产品含MoO398%~99.9%，未见工业生产报道

硫酸化焙烧选用干法加料时，入炉精矿有必要进行枯燥。当制酸选用热浓酸洗刷时，要求精矿含水小于1％，一般选用气流枯燥法；假如选用稀酸洗刷时，精矿含水可达5％～7％，能够用圆筒枯燥法。我国大多数湿法炼铜厂选用热浓酸洗刷制酸流程，故选用干法加料。       对铜精矿的要求，大致能够归纳如下：       一、为了使硫酸化焙烧进程自热进行，精矿含硫宜较高。含硫高的精矿发热量高，应加强流态化床余热的扫除，以进步炉子的处理才能。       二、精矿中的铅、硅含量以较低为好。焙烧时，铅、硅可构成易熔的铅锍和而使炉料粘结，因此焙烧温度的进步受到限制。       三、砷、氟污染环境，腐蚀设备，故精矿中的砷、氟含量以较低为好。若较高，宜考虑选用水洗净化制酸流程。       四、精矿中的钙、镁含量以低为好。焙烧时，钙、镁可构成安稳的硫酸盐而下降脱硫率，硫酸产值削减。钙、镁硫酸盐在焙烧时分化不完全，浸出焙烧矿时生成CO2气泡，影响弄清。

硫金精矿的首要组分为黄铁矿、磁黄铁矿，有时也含有少数毒砂，经过焙烧可使精矿转化为疏松多孔的氧化铁焙砂，并使其中所荷载的细粒和微细粒金解离呈单体，以便下步浸出或用其他办法收回。 依据卡尔古利金矿的实践，黄铁矿在具有过剩空气的炉中焙烧时，因为下式的反响生成淡棕色焙砂： 4FeS2＋11O2 2Fe2O3＋8SO2 当焙烧是在操控温度下缓慢地进行（初期550℃，停止时近700℃）时，则可取得金易为溶解的红棕色多孔焙砂。如在约束空气参加量的条件下焙烧，则会产出黑色的磁铁矿焙砂： 3FeS2＋8O2 Fe3O4＋6SO2 当供焙烧的精矿中含有多于0.5%的锑时，会使焙烧进程中焙砂熔结，给化作业带来晦气影响。铅的存在给焙烧所形成的困难是众所周知的，且当质料含铅多于0.2%时，很多残留在焙砂中的铅便被带进化进程。铜的存在虽对焙烧作业影响不大，但进入化进程后需耗费很多的。焙烧时参加少数的氯化钠，能进步金的化提取率，但可能会添加金在焙烧时的蒸发丢失。 焙烧通常是在单膛爱德华（Edward）炉或欢腾层焙烧炉中进行，而坎贝尔红湖（Campbell Red Lakc）矿业公司则选用双膛多尔（Dorr）欢腾炉。榜首膛供入有限的空气，在570℃焙烧产出黑色焙砂，再入第二膛供入过量空气在770℃焙烧取得赤色焙砂。

铜精矿流态化焙烧炉的炉料可由配料工序按焙烧和熔炼工艺要求，将铜精矿、石英石和石灰石熔剂等按一定比例配合而成。也可以将熔剂直接加入熔炼炉。       表1为铜精矿化学成分实例，表2为白银－冶铜精矿中铜的物相分析实例，表3为白银－冶铜精矿物理性质实例。   表1  铜精矿化学成分实例，％厂名CuFeSSiO2CaOPbZnAl2O3白银－冶16.8231.6033.789.204.690.463.300.15芒特·艾萨26.4027.8032.207.50    铜山19.5236.3035.201.70 1.002.50 波利顿20.0014.5028.0012.00    博尔18.0028.5040.009.000.40  2.40曼德皮克23.0028.0032.007.00 0.470.625.00直岛27.7023.6028.009.30       表2  铜精矿（100kg）中铜的物相分析实例CuCuFeS2（原生铜）Cu＋Cu2S（次生铜）CuOkg%kg%kg%kg%16.821007.66945.608.97553.450.1560.95   表3  铜精矿物理性质实例密度，t/m3堆积密度，t/m3粘结温度，℃安息角，°3.651.6097033        表4为某厂铜精矿筛分析实例。   表4  铜精矿筛分析实例粒度mm分布率％粒度mm分布率％＋0.83310.0－0.120～＋0.11521.3－0.833～＋0.4955.8－0.115～＋0.0960－0.495～＋0.3513.6－0.096～＋0.0836.9－0.351～＋0.2957.1－0.083～＋0.0747.1－0.295～＋0.1754.8－0.0746.9－0.175～＋0.13018.8损失3.7－0.130～＋0.1204.0         表5为博尔厂流态化焙烧炉炉料粒度分析实例。   表5  炉料粒度分析实例混合精矿石英砂粒度，mm分布率，％粒度，mm分布率，％＋0.1471～0＋3.9620＋0.10410～30＋3.1002～5－0.10470～90＋0.49540～50  ＋0.14790～95  －0.14710～5       白银－冶将石英石和石灰石熔剂经破碎和湿磨后配入铜精矿，再经干燥后加入流态化焙烧炉内。表6为该厂石英和石灰石熔剂的化学成分和筛分析实例。铜山厂配入精矿的硅砂熔剂的化学成分和筛分析实例见表7。芒特·艾萨选矿厂的铜精矿矿浆用管道送往冶炼厂，经浓密、过滤和自然干燥3～4d后，水分降到10％～12％，然后送往流态化焙烧炉。   表6  白银－冶熔剂的化学成分和筛分析实例熔剂化学成分，％粒度，mmFeSiO2CaO其它＋0.246－0.246～＋0.175－0.175～ ＋0.147－0.147～ ＋0.120－0.120～ ＋0.110－0.110～ ＋0.074－0.074筛分析，％石英石2.580～905.02.5～12.50.020.903.107.2016.011.561.28石灰石    0.020.147.104.9015.019.053.84    表7  铜山厂硅砂溶剂的化学成学成分和筛分析实例熔 剂化学成分，％粒度，mmSiO2Al2O3FeMgOCaO＋1.651－1.651～＋0.833－0.833～ ＋0.295－0.295～ ＋0.147－0.147～ ＋0.110－0.110～ ＋0.074－0.074筛分析，％％87.04.03.01.01.03.320.644.324.05.51.70.6

是元素周期表中第六周期ⅡB族元素。原子序数为80，元素化学符号Hg,原子量为200.59，原子的外层电子构型为5d106S2。在0℃时的密度为13.595g/cm2，常温下呈液态，熔点为-38.87℃，沸点356.9℃。是锌副族中最不生动的金属，不与稀、稀硫酸发作效果，但易溶于硝酸。蒸气有剧毒。能与多种金属生成液态合金—齐，其间的金齐最具冶金价值。的化合物有无机和有机两大类，无机化合物中最重要的是硫化、、。在地壳中蕴藏的有工业价值的矿藏是硫化，即层砂。在地壳中的丰度为2×10-6％，全世界的总储量为57.9万吨，其间我国储量为5.1万吨。1988年我国产金属225吨，占当年全世界产5060t的4.4%。跟着环境保护法规的日臻完善和严厉，在传统使用领域如氯碱工业、油漆、农业、医药等职业中的运用已逐步下降，现在主要在电气工业如蓄电池、整流器等设备中运用数量较大。    冶炼办法分为火法和湿法两类。火法炼是在高温下焙烧矿石或精矿，将其间的硫化物还原成金属，并以蒸气形状从矿石中分离出来，经冷凝产出液态金属。湿法炼是以或次氯酸盐溶液为浸出剂，将矿中浸取出来，浸出液通过净化用电积或置换法制取金属。火法炼进程简略，技能经济指标较好，使用遍及。湿法无烟气污染，出产环境好，但经济效益差，未被广泛选用。火法炼常用的焙烧设备有回转窑、欢腾炉、机械蒸馏炉和多膛炉。我国炼工艺和设备不断改进与完善，现行出产流程主要有原矿高炉焙烧、原矿欢腾炉焙烧和精矿回转炉蒸馏三种工艺。三种流程设备不同，冶金原理完全一致，都是操控冶炼温度在矿熔点以下，一般为500-850℃，凭借空气中的矿中HgS使还原成金属，并成蒸气状况蒸发出来。反应式为：                                HgS＋O2====Hg＋SO2    含烟气通过除尘、冷凝即得到金属产品。    这是使用最多的炼技能。因为焙烧的是精矿，出产相同数量的，所处理的矿量比炼原矿少的多，因而“三废”管理相对简单，建厂出资少，产品纯度高，中间产品少，机械化自动化程度也比其他办法高。[next]    电热蒸馏要求质料含水不高于3％，浮选精矿含水往往高达15％，所以有必要预先枯燥脱水，枯燥办法有电热烘烤、气流枯燥、远红外烘干等。不管使用何种办法，枯燥温度有必要操控在HgS的分化温度285℃以下。枯燥后的精矿一般含Hg 15％-25％，S 5％-13％，脉石成分占70%以上。为固定HgS分化放出的S,入炉猜中要参加石灰和铁屑。蒸馏温度650-700℃，时刻30-40 min。的蒸发率为99.99，脱硫率34％左右。蒸馏出的蒸气除尘后进入冷凝器，冷凝温度200℃，出冷凝器操控温度20℃，排出的冷凝废气含约15mg/m3,经填料吸收塔净化处理合格后放空排放。冷凝器中收集到粗，纯度一般为99.9%，粗通过滤、酸碱洗刷提纯产出高纯，纯度99.99%以上。电热蒸馏的床才能为2.5t/（m2.d)，电耗395kWh/t矿，炉子热效率>60%，废渣含Hg<0.008％。全流程的回收率91.8%。    产品用特制铁瓶包装，每瓶34.5 kg.全流程直收率91.81％。    蒸馏用电热蒸馏炉主体为一长圆筒，与水平线成20放置，筒外围设电加热设备，与筒坚持必定空隙，以利筒体滚动和传热杰出。炉头设螺旋加料机，炉尾有排渣斗，蒸气通过炉头蒸气室进入收尘冷凝体系。炉型的参数是：筒体Ф360mm×6300 mm，容积0.64m3，转速2r/min，电耗395kWh/t矿。

一、加料       铜精矿流态化焙烧炉的加料办法有湿法和干法两种。       湿法加料是将湿精矿与水混合，制成含固体65％～75％的矿浆，一般用气动隔膜泵在300～400kPa压力下经喷将矿浆喷入炉内，作用较好。湿法加料使焙烧炉烟气含有很多蒸气，对选用热浓酸洗制酸流程不适合，但对水洗流程和稀酸洗流程是可行的。       干法加料应操控炉料粒度均匀，最大不超越3mm，不然炉料将在流态化床发作偏析现象（谷称大颗粒沉底）。一般选用精矿制粒办法缩小与熔剂的粒度差，减小烟尘率，进步出产率。       二、空气直线速度       空气直线速度是安稳流态化床的重要技能条件，国内一般为0.36～0.65m/s（热条件下）。空气直线速度能够参照以下几方面断定：       （一）依据实验测收支炉炉料的临界流态化速度和颗粒带出速度，于两者之间断定空气直线速度；       （二）参照同类型物料流态化焙烧的实践数据选取。空气直线速度实例见表1。   表1  流态化焙烧空气直线速度实例厂别炉床面积，m2鼓风量，km3/h空气直线速度，m/s白银－冶36（半氧化）13～150.37～0.4322.5（全氧化）11～140.51～0.65直岛22180.8芒特艾萨3562.41.6～1.7（湿法加料）宝穴10.56.78～10.20.6～0.90波利顿14200.9～1.1博尔18231.1～1.2       （三）若缺少实验或出产实践材料，可按入炉物料的筛分析数据（干筛）核算出临界流态化速度和颗粒带出速度，然后核算操作气流速度，它与热条件下的空气直线速度近似。       白银－冶和马坝厂的流态化焙烧炉操作气流速度的出产实贵数据列于表2。   表2  流态化焙烧炉操作气流速度的出产实践数据厂别临界流态化 速度，m/s操作气流 速度，m/s颗粒带出 速度，m/s流化指数W操作/W带出白银－冶0.04140.62.90514.50.206马坝厂0.01160.380.626032.80.607       注：1、白银－冶系铜精矿氧化焙烧，马坝厂系铜精矿硫酸化焙烧；         2、表中所列临界流态化速度和颗粒带出速度均是按入炉物料的均匀粒径核算得出的；         3、表中所列流化指数可供规划参阅。但由于受各种具体条件的影响，此项数据并不悉数反映该物料焙烧时的最佳条件。挑选流化指数时，应考虑焙烧矿的质量，烟尘率和物料粘结温度等要素。       （四）在实践出产中，空气直线速度按下式核算：      式中W－热条件下空气直线速度，m/s           Q－单位时刻鼓风量，m3/s；           F－炉床面积，m2；           t－流态化床温度，℃。       三、鼓风量       鼓风量应依据铜精矿的化学成分、物相组成、处理量及所要求的脱硫率核算得出理论风量，然后乘以空气系数，即为鼓入炉内的实践风量。过剩空气系数一般为1.1～1.2，由实验及出产实践断定，有必要确保适合的空气直线速度。在确保焙烧矿质量的前提下，应操控过剩空气量，以下降烟尘率，进步烟气中二氧化硫浓度。鼓风量实例见表1。       四、焙烧温度       流态化床内遍地温度均匀，相差不大于5～10℃。炉床面积较大时，温差可达50℃。焙烧温度应依据精矿成分和焙烧性质经过实验断定。铜精矿全氧化焙烧时，流态化床温度一般操控在750～800℃，炉顶温度也与此挨近；半氧化焙烧时，流态化床温度一般操控在650～750℃。炉顶温度你低20～50℃。关于烧结开端温度低的炉料更应稳重操控焙烧温度，一般是经过调理加料量操控。为进步处理量，需求扫除剩余的热量，设置流态化床冷却设备。表3为铜精矿氧化焙烧流态化床温度实例。   表3  铜精矿氧化焙烧流态化床温度实例厂别焙烧性质流态化床温度，℃白银－冶全氧化焙烧 半氧化焙烧750～800 680～720直  岛同上630博  尔同上600～650铜  山同上590～650阿纳康达同上527～592       博尔厂流态化床温度若高于700℃，炉料会烧结，然后敏捷损坏流态化床的安稳性；若温度低于500℃，会构成硫酸盐，然后影响电收尘器的功率。因而，该厂依托温度自动操控设备，调理直接喷入流态化床的冷却水量，以坚持恰当的流态化床温度。       五、炉底及炉顶压力       炉底及炉顶压力是炉子工作状况的重要标志。炉底压力包含空气散布板压力降和流态化床压力降。空气散布板压力降为1.2～2.4kPa。或相当于流态化床压力降的15％左右。流态化床压力降大约为空气散布板单位面积上流态化床的料重，故与流态化床高度、炉料密度及鼓风量有关。一般经过改动鼓风量的办法调理流态化床的压力降。流态化床高度为1m时，其压力降为8～16kPa。流态化床压力降可按下式核算：   △P＝H（γ固－γ气）（1－ε）×9.81       式中△P－流态化床压力降，Pa；           H－流态化床高度。m；           γ固－固体物料的密度，kg/m3；           γ气－空气的密，kg/m3；           ε－流态化床均匀孔隙度，一般为60％～80％；           9.81－单位换管用。       实测的流态化床压力降往往大于核算值，这是由于存在固体颗粒之间的磕碰、冲突以及固体颗粒与炉壁冲突引起的各种阻力，故核算值宜稍扩大运用。       炉顶压力一般保持为0～50Pa，即保持必定的负压。       六、流态化床高度与炉料停留时刻       空气散布板至溢流口下沿的高度叫做流态化层高度，它与焙烧炉料在流态化床内的停留时刻有密切关系。适合的流态化床高度是流态化焙烧技能的重要条件。一般流态化床高度为1～1.5m。       物料在炉内的停留时刻是指更新悉数料床所需的时刻，可按下式核算       式中ι－物料在料床内均匀停留时刻，h；           F－炉床面积，m2；           γ－物料的堆积密度，t/m3；           h－停止料床高度，m，一般为流态化床高度的60％～70％；           q－加料速度，t/h；           μ－烟尘率，一般为进料分量的50％～60％，如为稀相焙烧，则可达80％以上。       铜精矿氧化焙烧的炉料停留时刻为4～6h。

对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的-项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。     国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行一段焙烧是无法得到含砷和硫最低的烧渣的。这样在进一步处理过程中必然会丢失很多的金。     因而就需要拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。     全苏有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。 半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。曾用达拉松矿的金-砷混合精矿进行实验。精矿的组成如下：52.5克/吨，Au；144克/吨Ag；5.44%As；40.59%S，2.05%Cu;34.0%Fe。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As提高在Ⅱ段焙烧过程中，硫在高温文剩下空气比理论需要量多1~2倍的情况下完全被扫除。     从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的提高率最高。此刻气体中的游    离氧不超越2%。脱硫率为57~60%。

对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的一项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。    国内稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行-段焙烧是无法得到含种和硫最低的烧渣的。这样在进-步处理进程中必然会丢失很多的金。    因而就需求拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。    全国有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。    半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As进步在Ⅱ段焙烧进程中，硫在高温文剩下空气比理论需求量多1~2倍的情况下完全被扫除。    从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的进步率最高。此刻气体中的游离氧不超越2%。脱硫率为57~ 60%。 [next]     跟着剩下空气量的增大砷的进步率则下降，一起进步了脱硫效果。在空气耗量对理论需求量低0.75时，烧渣中砷含量很高。    当焙烧温度在550~650℃时，砷的进步率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有很多未氧化的砷黄铁矿。    从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的要素是空气的耗量（见图3和图4）。    烧渣中砷含量的进步（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不进步的，而烧渣中的砷浓度有进步。 [next]     烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的联系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理才能为7.0~ 9.5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之成果较好。    在进行半工业实验进程中曾断定了下列工艺准则：                                        第I段                第Ⅱ段    欢腾层温度℃                        550~600              650~675    空气的过剩系数，a                   0.75~1.0             1.5~2.0    欢腾层中气体流速，厘米/秒           0.1~0012             0.10    昼夜处理才能，吨/平方米、           7.0~9.5              3.5~4.75    在此工艺条件下得到了含As            0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。    依照上述工艺条件曾对接连作业的焙烧设备进行了8个昼夜的平衡实验（见表）。 对达拉松矿的精矿进行两段焙烧时金属物质平衡和散布物料称号分量AuAsS公斤散布 百分比克/吨克散布 百分比%公斤散布 百分比%公斤散布 百分比装入量：           精矿1915100.0052.50100,537100.004.45104.40100.040.50775.60100.0得到的：          1.50烧渣93248.7086.1080.24579.800.484.504.301.3011.404.00除尘器烟尘28314.8054.0015,28215.309.5527.0025.909.6031.500.70电除尘器烟尘351.8029.601,0361.0027.439.609.2014.905.200.60结晶槽烟尘492.6019.100.9360.9063.4531.1029.803.804.300.30布袋收尘器烟尘422.207.110.7180.7049.1020.6019.705.402.307.40算计1341.070.00-98,12797.70-92.8088.90-54.7092.90随气体的丢失和差错574.030.00-2,3202.30-11.6011.10-720.90 总计1915--100,537--104.40--775.60-     金属平衡核算成果标明，被平衡的金属的差错均处在化学分析进程中所答应的差错范围内。很多金（79.8%）富集在焙砂中，而剩下的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体丢失。    结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。    大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。    依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧进程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率进步到精矿分量的59~62%。    半工业实验成果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。[next]    在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。     大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。 依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧过程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率提高到精矿分量的59~62%。 半工业实验结果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。 在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

试验目的是确定经济合理的选矿工艺流程，提供有关试验指标。    对该矿金精矿焙砂进行了回收铅的选矿试验。    焙砂矿中主要矿物为赤铁矿、石英、伊利石、少量黄铁矿、方铅矿及铜矿物等。原矿（焙砂）铅品位3.52%，TFe34.52%，S 1.96%、Cu 0.19%。    试验采用浮选法，经多方案试验无果。采用重选（摇床）试验结果，铅精矿品位18—20%以上，铅回收率26—27%以上。磁化焙烧磁选试验结果，铁精矿品位53.46%，铁回收率53.63%。    1、根据矿石（焙砂）性质的研究，试样中主要成份为赤铁矿、石英、伊利石、少量黄铁矿、方铅矿等。铅为本次试验主要回收矿物。由于铅的熔点较低（327℃），经高温焙烧脱硫的焙砂矿中的铅，不仅95%以上转变为氧化铅、铁转变为海绵铁，而且铅被熔化后很容易与海绵铁交结成固溶体（或胶体）状态，很难用浮选方法回收。    2、矿样（焙砂）经筛分，-500目（-0.03毫米）占60%以上，泥化现象严重，加之氧化铅和海绵铁与脉石互相包裹，这是影响重选回收率和品位不高的主要原因。    3、试验采用几种浮选方案均无效果。采用分级摇床，中矿再磨的重选方案。可获得铅品位18%以上，回收率26%以上的铅精矿。    4、考虑到该矿样含铁较高，在回收铅的效果欠佳情况下，采用磁化焙烧磁选回收铁的可能性进行了探讨试验。经多方案磁化焙烧磁选试验，在焙烧温度850℃、焙烧90分钟，加入20%的还原剂（煤粉）条件下，焙烧产品采用分级，粗粒级磨矿后分别磁选，可获得品位和回收率均为53%以上的铁精矿。由于矿石中含石英较高，石英与铁的关系密切，即使经过精选，也难以提高铁精矿品位。

一、焙烧温度       各种精矿的适当焙烧温度应根据精矿性质和提取铜的方法通过试验确定。铜精矿硫酸化焙烧，一般维持温度在620～720℃范围内。全硫酸化焙烧，一般控制温度为650℃以下；半硫酸化焙烧一般控制温度在650～720℃，最佳温度为680℃左右。       表1为二密矿焙烧温度的试验数据。   表1  二密矿焙烧温度的试验数据项目名称588℃610℃630℃650℃670℃690℃710℃铜水溶率，％81.8184.2784.584.0279.3863.8344.33铜酸溶率，％92.4295.7497.394.9693.6291.5492.22     注：空气过剩系数为1.3，空气直线速度0.35m/s。       表1可以看出，二密矿的适宜焙烧温度为610～650℃。       二、鼓风量与过剩空气系数       焙烧时鼓风量是以冶金计算的结果为基础，过剩空气系数一般为1.1～1.5，而以1.1～1.3为宜，应通过试验得出最佳值。鼓风量一般为1.9～2.5m3/kg矿。实践证明，在操作中采用较固定的鼓风量，较少地变动加料量，生产效果较好。       三、空气直线速度       铜精矿硫酸化焙烧的空气直线速度一般为0.3～0.4m/s，处理易粘结的精矿时可提高至0.4～0.5m/s。       四、流态化床高度与物料停留时间       据统计，尽管精矿性质有所不同，当流态化床高度为0.6m左右、焙烧温度为630～660℃时，焙烧矿中铜的水溶解降低到40％～50％，铜的酸溶率为90％～94％；当流态化床高度为1.1～1.35m，焙烧温度为650℃左右时，铜的水溶率超过90％，铜的酸溶率可达96％～97％。为了提高焙烧矿中铜的浸出率，国内工厂有的将流态化床高度提高到1.5～1.8m。但是，由此导致流态化床的压力降增大，鼓风机的动力消耗增加。       焙烧物料在炉内的停留时间可按下列公式计算，一般为9～14h。   式中ι－物料在料床内平均停留时间，h；           F－炉床面积，m2；         γ－物料的堆积密度，t/m3；           h－静止料床高度，m，通常为流态化床高度的60％～70％；           q－加料速度，t/h；           μ－烟尘率，一般为进料重量的50％～60％，如为稀相焙烧，则可达80％以上。       五、炉底和炉顶压力       炉底及炉顶压力是炉子运转情况的重要标志。炉底压力包括空气分布板压力降和流态化床压力降。空气分布板压力降为1.2～2.4kPa。或相当于流态化床压力降的15％左右。流态化床压力降大约为空气分布板单位面积上流态化床的料重，故与流态化床高度、炉料密度及鼓风量有关。通常通过改变鼓风量的方法调节流态化床的压力降。流态化床高度为1m时，其压力降为8～16kPa。流态化床压力降可按下式计算：   △P＝H（γ固－γ气）（1－ε）×9.81       式中△P－流态化床压力降，Pa；           H－流态化床高度。m；           γ固－固体物料的密度，kg/m3；           γ气－空气的密，kg/m3；           ε－流态化床平均孔隙度，一般为60％～80％；           9.81－单位换算数。       硫酸化焙烧炉流态化层高度为1～1.3m时，炉底压力为11～15kPa，炉顶压力为0～50Pa。       表2为硫酸化焙烧炉技术操作指标实例。   表2  硫酸化焙烧炉技术操作指标实例指标赣州钴 冶炼厂马坝厂大宝山 冶炼厂通化 冶炼厂东风 冶炼厂承德冶炼厂新泰 冶炼厂江西有色 冶炼厂卢伊卢炉床面积，m2精矿主要成分，％3.52.025.74.14.64.155.09.018.7Cu16.9117～1911～1317.513.886.8～1117.4～1810～1145Fe25.622332～3431.0225～2617.8～21.129～3732～39 S29.6922～2633～3732.3918.2316～19.429～35.528～32 Co        2.5鼓风量，m3/h1450850～950240015101330～178015101650～17002500～30009000过剩空气系数1.31.31.31.31.1～1.31.31.2～1.31.21.2～1.3空气直线速度m/s0.310.420.400.330.330.330.320.27～0.320.45～0.5流态化层高度，m1.11.1～1.31.21.1～1.21.21～1.21～1.31.1～1.3 炉气停留时间，S1717～18192424～36243728.5 物料停留时间，h12.213.7  14.05 1212.5 焙烧温度，℃660640～660660660～670600～640630660680670炉底压力，kPa1813～151412～14.512.512～14.516～1710.5～11.5

随着剩余空气量的增大砷的升华率则降低，同时提高了脱硫作用。在空气耗量对理论需要量低0.75时，烧渣中砷含量很高。 当焙烧温度在550~650℃时，砷的升华率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有大量未氧化的砷黄铁矿。从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的因素是空气的耗量（见图3和图4）。 烧渣中砷含量的提高（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不升华的，而烧渣中的砷浓度有提高。 烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的关系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理能力为7.0~9。5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之结果较好。在进行半工业试验过程中曾确定了下列工艺制度：                                                                                         第I段               第Ⅱ段 沸腾层温度℃                                                 550~600              650~675     空气的过剩系数，a                                        0.75~1.0              1.5~2.0     沸腾层中气体流速，厘米/秒                        0.1~0012             0.10     昼夜处理能力，吨/平方米、                         7.0~9.5              3.5~4.75     在此工艺条件下得到了含As  0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。     按照上述工艺条件曾对连续作业的焙烧装置进行了8个昼夜的平衡试验（见表）。     金属平衡计算结果表明，被平衡的金属的误差均处在化学分析过程中所许可的误差范围内。大量金（79.8%）富集在焙砂中，而剩余的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体损失。

烧结焙烧是硫化物在高温（800℃以上）条件下经氧化脱硫转为氧化物，并烧结产出具有多孔和一定强度的烧结块的过程。烧结过程应尽可能提高烟气中S02浓度，以利于制酸，同时力求富集原料中易挥发的有价金属，以便综合利用。       烧结设备有烧结锅、烧结盘和带式烧结机，带式烧结机适用于规模在20000t／a以上的大中型冶炼厂。带式烧结机又分为吸风和鼓风两种型式。烧结机吸风烧结、烧结锅烧结和烧结盘烧结所产烟气含SO2浓度低，一般在2.0％以下，难以制酸，排入大气严重污染环境，因而仅在极少数老厂或小厂还保留使用。烧结机鼓风烧结产出的烟气，含SO2浓度可达4％～7％，可进行制酸，有利环保，因此目前多采用烧结机鼓风烧结焙烧。       采用鼓风炉炼锌(I.S.P)冶炼流程时，铅锌精矿需先进行烧结焙烧，鉴于铅锌精矿的烧结工艺流程与铅烧结的工艺流程基本相同，为避免重复，故合在一起叙述。但是，这二种烧结工艺在烧结混合料成分控制、点火和烧结温度、烧结块质量要求等方面存在着较大的差异。为便于区分这二种不同烧结工艺，先将其主要不同点叙述如下。       一、混合料       （一）铅烧结       1、烧结块含铅一般要求在40％～45％，当处理高品位铅精矿时，配料时需添加熔炼炉或烟化炉的水碎渣降低烧结块中的铅品位。      2、鼓风炉熔炼时，烧结块中的锌几乎全部进入熔炼炉渣，为保证熔炼顺利进行，炉渣含锌受到限制，一般不超过15％。当处理高锌铅精矿时，必须添加烟化过的熔炼炉渣代替熔炼水碎渣。       3、进行配料的物料除各类铅精矿和含铅物料外，尚有烧结、熔炼、通风烟尘，熔剂，水碎渣等物料；熔剂有石英石（或河砂）、石灰石、烧渣等，熔剂可以全部在烧结配料时一次配入，也可以在烙炼时加入部分块状熔剂，剩余部分在烧结配料时加入。       （二）铅锌烧结       1、混合料中的Pb、Zn、 SiO2等成分必须符合产出的烧结块中的Pb+Si02不大于26%，锌铅比不小于2.0的要求。       2、混合料是由铅锌精矿，烧结烟尘、通风烟尘、熔剂、浮渣、蓝粉等物料组成的。熔剂通常为石灰石，且在烧结时一次配入。蓝粉和部分烧结通风烟尘以泥浆形态加入圆筒冷却机。       二、点火温度、烧结温度和料层厚度       名称       点火温度，℃    烧结温度，℃     料层厚度，mm     铅烧结      800～1000       1100～1150         200～300     铅锌烧结    950～1150       1200～1300         320～400       铅锌烧结的烧结尖峰温度有时高达1400℃，从而得到高强度烧结块。       三、烧结块质量要求       （一）铅烧结块       烧结块含铅和造渣成分必须符合鼓风炉熔炼的要求。此外，还要求：       1、残硫一般为1.5％～3.0％，当原料含铜高时，残硫会更高。       2、烧结块的块度为50～150mm。      （二）铅锌烧结块       1、残硫要求不能大于1.0%，一般0.6％～0.8％。       2、烧结块的块度为30～100mm。       3、烧结块的强度要比铅烧结块强度高。       四、返粉制备与返粉量       现代烧结－鼓风炉熔炼铅厂的返粉制备，甚至配料基本上与铅锌烧结相一致。       铅烧结返粉量由于铅精矿含硫一般为16％～18％，故返粉率为60％～75％；铅锌烧结原料中含硫要比铅精矿高得多，一般为26％～30％，故返粉率要比铅烧结高得多，通常达到75％～83.5%。