湿法炼锌工艺设计报告

时间:2024.4.7

三、冶炼工艺

    3.1 原料、燃料及辅助材料

    3.1.1 原料

电锌系统所需硫化锌精矿主要依托于公司所属采选厂提供,不足部分外购解决,设计按照自产部分占全部锌精矿的60%,兰坪矿占30%,其它小矿点占10% 的方案组织。各种精矿的化学成分和混合矿的化学成分列于表3-1。电锌厂沸腾焙烧炉只能加工公司自产的硫化锌精矿,外购精矿委托加工成焙烧矿后运入电锌系统处理。年需混合精矿20369.51 t,其中自产部分为12221.71 t,品位48.50%;兰坪矿6110.85 t,品位52.07%;其它小矿点2036.95 t,品位50.00%。电锌系统年需焙烧矿17570.58 t,品位57.06%;其中自产精矿10556.11 t,品位55.59%;外购精矿委托加工后的焙烧矿量为7014.4 t,品位59.28%;混合的焙尘、焙砂及焙烧矿的物相组成分别列于表3-4至表3-6。

              混合锌精矿化学成分(%)             表3-1

   3.1.2 辅料和材料

除硫酸为自产外,其余的辅料和辅料全部外购。每年的需要量列于表3-2。

               辅料和材料用量               表3-2                                                                                           

    3.2 工艺流程

    3.2.1 概述

电锌系统原设计采用常压酸浸,渣处理采用喷淋沉铁工艺,净液为先高温后低温,锌熔铸为反射炉。现生产实际工艺流程浸出为常压酸浸;渣处理采用高温高酸浸出沉矾工艺(沉矾前中和系在同一设备内进行);净化工艺不变;锌熔铸采用工频电炉;铜镉渣处理成海绵镉。经几年的生产调试,上述湿法炼锌工艺已为工人熟练掌握,流程畅通,指标较好。本次改造设计,按照公司提出的要求,依照原冶炼工艺流程进行,不作改动。              

沸腾焙烧和硫酸生产不能满足改造后的电锌生产要求,为节省投资,本次设计不对其进行改造,生产所缺焙砂,由外购硫化锌精矿委托加工解决。

    3.2.2 改造方案评述

    ⑴ 球磨上矿

现调浆磨矿系统采用人工上矿,即用人工将焙烧矿装卸在皮带机上,输送到调浆槽调浆的操作方式,存在劳动强度大、灰尘多、环境恶劣。本次改造拟采用气力输送,人工将焙烧矿送入真空吸送受料斗内,在抽风机造成的负压下,将焙烧矿吸入高位贮仓,含尘空气经袋式除尘器收尘后外排,高位贮仓中的焙烧矿经由贮仓下部的排料螺旋加到调浆槽内。采用真空吸送加螺旋给料的上矿方式,可减轻工人劳动强度,改善作业环境,有利于职工身体健康。

    ⑵ 浸出和渣处理

仍保持原有配置不变,仅适当增加浸出槽和浓密机,以达到改造后的电锌生产能力。

    ⑶ 净液和铜镉渣处理

仍采用先高温后低温的溶液净化流程。现铜镉渣处理与溶液净化配置于同一厂房内,高温和低温净液各有二台50 m3净化槽,经核算,其能力达不到10000t/a电锌的生产要求,设计拟将铜镉渣处理工序搬迁,空出场地新增二台50m3净化槽。在净液厂房和电解厂房之间的空地上新建一铜镉渣处理车间,铜镉渣调浆球磨设施仍在原地不动,调浆后的铜镉渣矿浆由泵扬送至铜镉渣浸出槽浸出处理,产出的铜渣和海绵镉堆存或外销,贫镉液则泵送到浸出工段。

    ⑷ 电解和电解熔铸

    现电解和电解熔铸配置在同一厂房内。分二列的36个电解槽置于2.50m 平台上,熔锌电炉则设置于与电解槽相对的车间另一端。改造后电解槽总数增到62个,仍分二列设置,现有厂房只能布置电解槽和剥锌场地。设计拟将电锌熔铸设备搬迁至空置的防腐车间内,形成单独的锌熔铸车间和电锌锭库房。电锌片的运输使用平板轨道车。

    采用上述改造方案,既充分利用了现有空置厂房和设施,节省改造投资,又为今后的发展留有余地。

    3.3 主要技术操作条件

    3.3.1 球磨调浆

    液固比          3 ~ 4:1

    3.3.2 中性浸出

    液固比          10 ~ 11:1

浸出温度        60 ~ 65℃

浸出时间        1.0 ~ 2.0 h

浸出始酸        50 ~ 70 g/l

浸出终酸        PH 5.2 ~ 5.4

焙烧矿加入量    80 %

    3.3.3 低酸浸出

浸出温度        70 ~ 75℃

浸出时间        1.0 ~ 2.0 h

浸出始酸        50 ~ 70 g/l

浸出终酸        15 g/l

    3.3.4 高酸浸出

    浸出温度        90 ~ 95℃

浸出时间        4.0 h

浸出始酸        90 ~ 100 g/l

浸出终酸        50 ~ 70 g/l

    3.3.5 沉矾

    沉矾温度         90 ~ 95℃

沉矾时间         5.0 h

终酸             PH 1.0 ~ 1.5

焙烧矿加入量     20 %

    硫酸钠加入量     2 ~ 3 g/l

    3.3.6 溶液净化

    ⑴  一段高温净化

作业温度         85 ~ 90℃

作业时间         5.0 h

锌粉加入量       1.8 ~ 2.5 g/l

酸度             PH 5.2 ~ 5.4

    ⑵  二段低温净化

作业温度         45 ~ 55℃

作业时间         5.0 h

锌粉加入量       1.0 ~ 1.5 g/l

酸度             PH 5.2 ~ 5.4

    3.3.7 铜镉渣处理

    ⑴ 浆化及球磨

液固比   3:1,要求矿浆中大于60目的颗粒小于5 %。

    ⑵ 浸出

液固比           7 ~ 8:1

操作温度         80 ~ 85℃

始酸             70 ~ 80 g/l

终酸             PH 5.2 ~ 5.4

作业周期         10 ~ 12 h

    ⑶  锌粉置换

    作业温度         <50℃

酸度             0.3 ~ 0.5 g/l

锌粉量           12 ~ 15 g/l

    作业周期         4 ~ 5 h

    3.3.8 锌电解

    新液含锌         130 g/l

    废液含锌         51.64 g/l

    废液含硫酸       146.2 g/l

    电解温度         38 ~ 40℃

阴极电流密度     450 ~ 480 A/m2

电流效率         88 %

槽电压           3.2~3.4 v

同极距           62 mm

新液废液比例     1:12 ~ 15

清槽周期         30 ~ 40 d

    3.3.9 锌熔铸

工频电炉熔池温度  480 ~ 540℃

锌液浇铸温度      470 ~ 480℃

氯化铵用量       0.85 ~ 1.0 kg/t.Zn

    3.4 冶金计算

    3.4.1 沸腾焙烧冶金计算

    ⑴  计算过程主要选取的数据

金属回收率:99 %

主要金属、元素分配率:锌入烟尘为45%,入焙砂为55%:镉入烟尘为60%,入焙砂为40%。

烟尘中以硫化物形态存在的硫为0.5%,以硫酸盐形态存在的硫为2.14%。

焙砂中以硫化物形态存在的硫为0.30 %,以硫酸盐存在的硫为1.10 %。

    ⑵ 年处理硫化锌精矿(包括自己加工和外委加工)总量为20369.51 t,精矿物相组成列于表3-3。焙烧产出的烟尘和焙砂物相组成列于表3-4和表3-5。焙烧矿物相组成列于表3-6。

    ⑶ 年产焙烧矿17570.58 t,平均烧成率为87.13%;焙尘产出率为45.87%,焙砂产出率为54.13 %。沸腾焙烧年度物料平衡列于表3-7。

    3.4.2 浸出及渣处理冶金计算

    ⑴  焙烧矿分配率

中性浸出:  80 %

沉矾中和用:20 %

    ⑵ 主要有价金属浸出率

锌:        98 %

镉:        93 %

铜:        85 %

锌回收率:  97.12 %

    ⑶ 浸出过程中,金属损失率是以进入湿法系统的原料含金属为基准的。

    ⑷ 浸出和渣处理年度物料平衡计算列于表3-8。

    浸出和渣处理酸平衡计算列于表3-9。

    3.4.3熔液净化冶金计算

    ⑴ 主要计算指标

锌回收率:  99.5 %

锌粉消耗:电炉锌粉72.56 kg/t.Zn,电炉锌粉含Zn 85 %。

    ⑵ 净液年度物料平衡列于表3-10。

    3.4.4 锌电解冶金计算

    ⑴ 主要计算指标

锌回收率: 99.8 %

阴极锌化学成分:Zn 99.99 %,Pb 0.005 %。

    ⑵ 锌电解年度金属平衡列于表3-11。

    锌电解热平衡列于表3-12。

    3.4.5 锌熔铸冶金计算  

    ⑴主要计算指标

锌回收率: 99.6 %

锌直收率: 98.5 %

    ⑵ 锌熔铸年度金属平衡列于表3-13。

    3.4.6 铜镉渣处理冶金计算

    ⑴ 主要计算指标

    镉回收率:   99.70 %(指本车间)

镉总回收率: 91.50 %(从精矿到海绵镉)

铜渣产率     20.1 % (对铜镉渣)

铜回收率:   95 %(指本车间)

铜总回收率: 80 %(从精矿到铜渣)

    ⑵ 海绵镉含镉:  50 %

   铜渣含铜:    20 %


第二篇:工艺设计报告格式


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