设计年产10万吨电锌的湿法炼锌厂的锌电解车间

设计年产10万吨电锌的湿法炼锌厂的锌电解车间\绪论锌是白色又略带点蓝灰色的金属，锌的物理性质特点是沸点和熔点都较低，锌质地软，有延展性。世界上锌的全部消费中大约有一半用于镀锌，约10%用于黄铜和青铜，不到9%用于锌基合金，约6.5%用于化学制品。锌的单一锌矿较少，锌矿的资源主要来源是铅锌矿。中国的铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港等地区外，均有不同含量的铅锌矿产出。产地约有700多处，保有铅总储量3400多万吨，现居世界第4位；锌储量9200多万吨，居世界第4位。全国锌储量以云南最多，占全国21.8%；内蒙古次之，占14.5%；其他省如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在650万吨以上。现代炼锌方法分两大种类，分别为火法炼锌与湿法炼锌两大类，我国锌冶炼工艺，以湿法冶炼为主，火法其次。无论是火法或湿法，生产流程皆较为复杂，在选择时，应根据原材料的性质。力求技术先进可行，经济合理，能耗少，对环境友好，成本低等原则。本设计是在吉朗铟业有限责任公司现有年产5万吨电锌的基础上，初步分析了国内锌资源分布状况，市场形势和炼锌技术等因素，结合目前冶炼使用的设备，通过资料的搜集与导师的指导，进行年产10万t电锌厂电解车间设计。选用精矿含Zn15.74%，Fe22.37%，S4.07%，Cd0.21%，Pb4.50%，CaO6.38%，MgO0.85%，SiO210.74%，As0.29%。通过进行冶金计算和设备计算，设计年产10万吨电锌厂电解车间。综合考虑南丹锌矿、水电资源等多方面的因素，本设计采用湿法炼锌工艺：锌精矿沸腾焙烧—三段连续浸出—两段净化—电积—熔铸，最终得到含Zn99.99%的0号锌锭。设计包括：总论、车间设计、湿法冶炼技术、冶金计算、车间设备的选择与计算、车间配置、经济技术指标、综合利用、环境保护等。1.1概述1.1.1锌概述锌是一种“古老”的有色金属，我国早在唐朝就掌握了生产锌与铜的合金-黄铜技术，且是世界上最早生产和使用该合金的国家。金属锌的生产方法也是首先由我国发明的，大约己有八百多年的历史。锌是一种浅灰色的过渡金属。此外，锌也是人体必需的微量元素之一，在人体生长发育、生殖遗传、免疫、内分泌等重要的生理过程中都起着极其重要的作用，锌还是一种在断面具有金属光泽的银白色略带蓝灰色金属，在常温下呈脆性，熔点为419℃，在100-150℃下具有良好的延展性。锌在有色金属的消费中仅次于铜和铝。锌的消费结构相当稳定，其消费量中约55%用作防腐蚀镀层，15%用于生产黄铜，13%用于生产锌基合金，其余的则用于轧制锌板、锌的化工及颜料生产。1.1.2锌的主要用途锌具有良好的耐压韧性、耐磨性和耐腐蚀性。锌的铸件，具有良好的室温机械性能，主要以镀锌、锌基合金、氧化锌的形式广泛应用于汽车、建筑、家电、船舶、轻工、机械、电池等行业。世界上约有一半的锌用于镀锌，约10%用于黄铜和青铜，不到10%用于锌基合金，约7.5%用于化学制品，约13%用于干电池。1.镀锌锌具有优异的抗大气腐蚀性能，在常温下表面容易产生一层保护膜，主要用于钢及钢结构的表面涂层如镀锌板，它被广泛应用于汽车、建筑、船舶、轻工等行业。冶金产品镀锌包括镀锌板和金属制品镀锌两大类。镀锌板是重点之一。2轻工业轻工业上的耗锌以干电池消耗量最多,约占轻工业耗锌量的80%。目前我国锌锰电池产量排名世界第一,年产量150多亿,干电池产量经久不衰,主要受民用市场和出口需求旺盛影响。除了干电池耗锌外,日用五金(制锁、炊事用具、包装容器)、日用杋械(自行车、钟表)、家用电器耗锌量也不少,约占轻工业耗锌量的15%左右。预计今后轻工业特别是干电池耗锌还会有较大增长。3氧化锌氧化锌主要用于生产化工原料、颜料、涂料、催化剂和化学助剂。目前我国氧化锌和立德粉生产年耗锌20×10t左右,其中立德粉已开发出三种系列产品,年耗锌量9×10t左右。4锌合金锌本身的强度和硬度不高，但添加铜、锡、铅等元素，其强度和和硬度大大提高。锌能和多种有色金属制成锌合金,最主要的是锌与铜、锡、铅等制成黄铜。黄铜导电性和导热性较好,在大气、淡水和海水中耐腐蚀,易切削和抛光,焊接性好,且价格便宜,常用于制作导电元件、导热元件、耐蚀结构件、弹性元件、日用五金及装饰材料。1.2锌的市场国际铅锌研究小组(ZSG)公布的最新月度报告显示,全球精炼锌产量较上年同期增加3.9%。全球各个地区产量普遍增长,但涨幅都不是很大,其中大洋洲贡献了最大增幅,其次是非洲，然后是亚洲，而其他国家如中国、韩国、西班牙、澳大利亚、墨西哥、哈萨克斯坦、芬兰的产量保持稳定或小幅增长。我国锌产品结构调整:(1)开发热镀锌合金和压铸锌合金产品(2)氧化锌品种的开发(3)开发锌铝超塑性合金和锌线;(4)开发锌合金币,代替防锈铝合金(5)开发锌铜钛合金;(6)开发新型高性能锌基复合材料。1.2.2价格分析5月8日长江有色金属现货市场锌锭报价下跌，目前0#锌报21600-22600元/吨，均价22100元/吨，与上一交易日价格下跌170元/吨；1#锌锭报价21550-21600元/吨，均价21575元/吨，与上一交易日价格下跌170元/吨。以上价格为含税价。实单以协商为准。

1.2.2综合评估表1.3具有市场前景的锌产品 序号产品名称

产品名称

1锌基稀土合金新型涂层材料2一水硫酸锌用于化工、医药、化纤等部门及饲料添加剂

3特级锌用于合金制造、镀锌、压延、油漆、医药、化工、电气4PX系列喷涂锌丝防腐层喷漆用5锌基铝镁三元合金铸造用新型锌合金6新型高阻尼锌合金用于生产薄壁和轻质压铸件7超细锌粉作特殊料8醋酸锌化纤触媒和木材防腐剂9活性氧化锌橡胶硫化剂、合成氨催化剂10硫化锌荧光粉作磷光剂由于锌的化学性质,其具有广泛的用途,另外锌也是二次利用率较低的金属。我国资源丰富,所以投产市场广泛。①国际方面:在发达国家,由于资源开发限制、环境保护、劳动力昂贵等因素导致他们需要进口大量锌。同时中国加入世界贸易组织后,关税的下降有利于锌的出口②国内方面:国内市场的竞争主要是原料和能源的竞争,占领市场先机。广西省锌资源丰富,锌的储量丰富,发展锌工业将具有巨大的潜力。总之，在广西南丹地区建设一电锌厂可行,建成后将具有广阔的市场,对广西南丹经济可持续发展将起到积极作用。就本设计而言,南丹周边锌资源丰富,此地区公路、铁路交通便利。在市场竞争中占据优势。1.3设计的基本原则与目标1.3.1设计方案本次设计参考了大量国内外先进技术经验,考虑到南丹的实际技术与资金力量在实际情况下,本设计采用国内成熟技术方案。1.3.2设计原则本设计的基本原则如下:（1）遵循国家安全有关文件、标准、设计规范及行业规范的规定。（2）按照可行性研究的内容及深度要求进行设计。（3）重视环境保护,尽可能减少各污染物的排放量并确保达标排放。（4）重视节能降耗。（5）重视劳动安全、工业卫生及消防措施。（6）以经济效益为中心,重视社会效益,在经济实用的前提下,追求先进,处理

好投资与先进性及适用性之间的关系。1.3.3设计目标本设计的目标是在南丹电锌厂的基础上加以改善,本设计将会在生产中不断完善改进，将南丹电锌厂发展为现代化湿法炼锌厂。1.4设计规模方案本设计的主导产品是标准Zn99.99的要求,设计产量为10万吨/年。此外,还有副产品:金属镉锭、铅银渣、铜渣、硫酸、锌粉、铟锭等。1.5厂址的选择与论证厂址选择，即建厂地理位置的合理选定。根据国家经济建设规划、技术经济政策，结合资源和产业布局的要求，实施产业生产力布局，实现工厂建设规划是一个重要环节。这意味着工厂位于固定地点，一旦确定位置，就不能移动。合理的选址对各地区工业的合理布局、城市和工业区的建设、自然资源的开发利用和环境保护都有着深刻的影响，同时也直接关系到项目的建设投资、建设周期和经济效益。这是一项政策性、技术性、经济性较强的工作，对大型和特大型建设项目的选址尤为重要。一般应考虑：适合国家和地区的产业布局，以及产品供求安排的要求；符合城市规划或工业区规划；尽可能节约面积，占少或不占肥沃土地、耕地，所需的资源要充分利用。实施企业生产、原辅材料、燃料经济合理，有足够可靠的水源和电力供应，交通便利，经济实惠，不污染环境，不破坏文物，不干扰文化、旅游等精神文明。施工方面；对于拟进行的项目开发要适当；地质条件好，施工难度小，建设投资省，项目建成投产后，经济效益好。除上述一般原则和要求外，根据不同行业、不同性质企业的技术经济特点，必须考虑不同建设项目所在地的主要控制条件。1.5.1建厂可行性在可行性研究中，在项目产品销售、原材料供应、生产规模、现场技术方案、资金总额、项目财务效益、国民经济和社会效益等重大问题的可行性研究中，应当有明确的结论，本节应当是相关章节的研究结论。最后得出结论。(1)市场需求量简要分析。(2)计划销售量、销售方向。(3)产品定价及销售收入预测。(4)项目拟建规模。(5)主要产品及副产品品种和产量。（6）市场预测和项目规模1.5.2建厂条件1.主要条件(1)项目投产后需用的主要原料、燃料、主要辅助材料以及动力数量、规格、质量和来源。(2)需用的主要工业产品和半成品的名称、规格、需用量及来源等。(3)进口原料、工业品的名称、规格、年用量、来源及必要性。2.厂址定位(1)地理位置、占地面积及必要性(2)水源及取水条件。(3)废水、废渣排放堆置条件。3.项目工程技术方案(1)项目范围，即主要的生产设施、辅助设施、公用工程、生活设施内容。(2)采用的生产方法、工艺技术。(3)主要设备的来源，如需向国外引进，则简要说明引进的国别、技术特点、型号等。4.环境保护(1)排放污染物的种类、数量，是否达到国家规定的排放标准。(2)主要治理设施及投资。5.工厂组织及劳动定员(1)工厂组织形式和相关劳动制度。(2)全厂总定员及各类人员需要的数量。(3)劳动力来源。6.投资估算和资金筹措(1)项目所需总投资额。分别说明项目所需固定资产投资总额、流动资金总额，并按人民币、外币分别列出。(2)资金来源。贷款额、贷款利率、偿还条件。合资项目要分别列出中、外各方投资额、投资方式和投资方向。7.项目财务和经济评论(1)项目总成本、单位成本。(2)项目总收入，包括销售收入和其它收入。(3)财务内部收益率、财务净现值、投资回收期、贷款偿还期、盈亏平衡点等指标计算结果。(4)经济内部收益率，经济净现值、经济换汇成本等指标计算结果。8.主要技术经济指标表在总论章中，可将研究报告各章节中的主要技术经济指标汇总，列出主要技术经济指标表，使审批和决策者对项目全貌有一个综合了解。9.存在问题及建议对可行性研究中提出项目的主要问题进行说明并讨论并研究解决。1.5.3供热及供电1.供热；厂内的余热锅炉2.供电；当地电厂或南方电网1.5.4供水及污水处理1.供水；当地水厂工厂日用水量约15800m3/d，其中循环约水量14000m3/各车间的生活用水及冲刷地面水排如各车间的集水沟，经沉淀处理后返回生产使用。车间排除废水约为280m³/日，利用所建的污水处理系统处理达标后的清水返回新设计的清水贮池，返回本车间使用。1.5.5机械设备维修所设计的锌厂有专门的机械维修车间，用于完成生产过程中的机修任务。1.5.6原料来源及成分1.原料来源本设计的原料主要来自本地和进口矿，其特点是：1、由于精矿绝大部分来国内，少部分进口，精矿成分比较复杂；2、精矿中的Cu、Cd、In等有价金属具有回收价值。设计的工艺流程，除考虑主要金属锌的回收利用外，还应考虑Cu、Cd、In等有价金属的综合回收利用，以提高精矿的综合利用率；1.6主要设计方案1.6.1设计工艺综合考虑南丹锌矿、水电资源等多方面的因素,本设计采用湿法炼锌工艺:氧化锌精矿→沸腾焙烧→三段连续浸岀→两段浄化→电积→熔铸,最终得到含Zn99.99%的锌锭。浸出渣釆用回转窑挥发处理。1.6.2全图运输本改扩建项目在河池市高新技术开发园区内,地处南丹县车河镇原国营林场的山地上,充分利用地形高差,使工艺流程中的流体尽量靠位差流动而不用或少用泵输送以节约电能。对于本项目用电量占81%的电解沉积厂房的旁边,则布置整流变压器,减少线路对于本项目用电量占81%的电解沉积厂房的旁边,则布置整流变压器,减少线路电能损失。本地主导风向为西南风,所以,原料及球磨放在场地的下风向。而较干净的配电、变电、电积,则放在上风方向。全厂运输量很大,建议主干道为双车道,人流物流分开通行。建议主干道设双车道,人流货流分道行驶,以确保安全。外部运输委托社会运输力量承担,内部运输主要是废渣,由厂内自行解决1.6.3供电条件电锌生产能力新增10万吨/年之后,新增用电量约4亿度。可从车河变电站引入。1.6.4供水条件工厂日用水量15800m3/d,其中循环水量14000m3/,新水补给量1800m3/d。水的循环利用率大于886%制酸系统的冷却水、锌电解整流器冷却水、回转挥发窑冲渣水等各自建立循环水系统,保证水循环利用率>88.6%。1.6.5供热条件蒸汽主要使用在锌的制液系统(浸出和净化),少量用于铟回收。蒸汽主要由制酸车间的锌焙烧氽热锅炉供给,4台足够供给炼锌生产使用。但由于制酸车间生产天数300d/a,炼锌车间为330d/a以上,故另设2台8t锅炉供蒸汽。1.6.6环境保护设计时对该厂三废（废渣、废水、废气）进行治理。废渣设有专门的废渣堆放;废水设污水处理站,废水不外排,需要对其进行中和沉淀达到国家标准再排放;废气根据不同排放点采用收尘、吸收设备,达到国家的排放标准。1.7技术经济指标（1）电锌锭产量:10万t（6）电流效率:90%（2）锌的总回收率:95%（7）年处理精矿量206377.7t（3）电解槽电压:3.3V（8）年工作日:330天（4）总电流强度:25000A（9）直流电单耗:3006697Wh/t析出（5）阴极电流密度:480A/m2（10）电锌生产成本:14848.84元/t锌

2工艺流程的选择与论证2.1国内外锌冶炼方法的比较与发展动态2.1.1国际锌冶金技术的发展趋势20世纪90年代以来,特别是进入21世纪后,世界各国都将有限发展先进制造技术作为提高综合竞争里的重点。有色金属工业属于制造流程材料产品的过程工业,其先进制造技术是由先进的提取工艺、高效的过程装备和必要的过程控制装置,按一定流程用管道阀门等连接起来的连续系统,保证矿物原料在其中平稳连续的经历必要的物理化学过程以获得能满足人们需要的材料产品。并在高效、节能、清洁和安全的技术状况下完成制造过程。当前,国际炼锌技术的发展趋势是生产规模日益高度集中,以先进工艺技术为基础,工艺设备大型化,生产过程的连续化、机械化,计算机过程控制技术的广泛应用和计算机过程控制及信息系统集成技术的推广。现代炼锌方法分为火法炼锌与湿法炼锌两大类。火法炼锌包括:平罐炼锌、竖罐炼锌、密闭鼓风炉炼锌及电热法炼锌;湿法炼锌包括常规浸岀法、热酸浸岀黄钾铁矾法、热酸浸岀针铁矿法、热酸浸岀赤铁矿法、硫化锌精矿氧压浸岀法等。目前湿法炼锌和鼓风炉炼锌是锌冾炼的主要方法,两者产量已占世界总产量的90%以上。但是,无论是火法炼锌或湿法炼锌,生产流程皆较复杂,在选择时,应根据原材料性质,力求技术先进可行,经济合理,耗能少,环境保护好,成本低等元素。国际上锌冶炼厂已釆用的沸腾焙烧炉面积达到123m3,日处理锌精矿800t,目前还准备建设日处理1000t的炉子;浸出槽容积400m、净化槽容积200m3;浸出矿浆浓密槽直径65到70m;高压浸出釜有效容积150m;采用大电解槽、大极板电积工艺,大型极板面积2.6m、超大极板面积达3.4m,普遍采用机械剥锌和极板整理、装岀槽生产线;生产过程的自动化控制程度普遍很高;劳动生产率高达400t/(人·a)以上。目前,又兴起比如常压富氧直接浸出炼锌和锌氧压浸出。(1)硫化锌精矿常压富氧直接浸岀技术硫化锌精矿富氧直接浸岀技术号称第三代炼锌技术,富氧直接浸出工艺主要分为两大类:即富氧压力浸出和常压富氧浸富氧浸出工艺发展经历了不同阶段:(1)OUTOTEC转化法工艺(2)热酸浸出针铁矿法沉铁浸岀(VM法)(3)联合富氧浸出针铁矿沉淀法(4)加压富氧浸出(5）常压富氧浸出。该工艺取决于下列反应:ZnS+H2SO4+0.502=ZnsO4+H2O+S0如果不存在氧的载体,这个反应就会进行得很慢。溶解的铁是一种有效的氧载体。为加速浸出反应进行需要一定浓度的铁,它由铁沉淀物的适当循环来提供。硫化锌与溶解的硫酸铁反应,生成可溶的硫酸锌以及单质硫,而三价铁被还原成二价铁。在氧化条件下,二价铁离子重新氧化成三价铁离子;根据Fe2和Fe含量的分析可测定氧化程度,,整个过程应该分解成两个反应ZnS+Fe2(SO4)3=ZnSO4+2FeSO4+S02FeSO4+H2SO4+0.502=Fe2(SO4)3+H2O在锌精矿中通常含有浸岀需要的足够量的酸溶铁。磁黄铁矿(FeSs)以及铁闪锌矿I(Zn,Fe)S中的铁的氧化反应历程与闪锌矿中的锌相类似。黄铁矿的氧化程度与一些浸出条件有关。在高温、强氧化条件下黄铁矿的氧化会产生硫酸根:2FeS2+7.502+H2O=Fe2(SO4)3+H2SO42FeS2+7.502+4H2O=Fe203+4H2SO4锌的氧压浸出也可以处理低品位高铁硫化锌精矿、铅锌混锌的氧压浸出也可以处理各低品位高铁硫化锌精矿、铅锌混合矿。铁酸锌渣或联合型锌厂产岀的其他锌渣,均可以获得良好的效果(2)锌氧压浸出氧压浸出工艺的特点如下:（1）技术先进、可靠(5)流程短、占地面积小(2)原料适应性强(6)投资较少(3)综合回收效果好(7)能耗较低(4)产品硫磺便于贮存运输2.1.2我国锌冶金技术现状与国内外先进水平的差距我国可称之为炼锌方法的博物馆,目前,我国有大小炼锌厂140多家,除硫化锌精矿的氧压浸出技术外,各种炼锌方法在我国都有应用,我国是世界上最大的锌生产国,但不是锌生产技术强国。我国锌冶金技术的总体发展很不平衡,具有国际上20世界80年代水平的少数骨干企业与大量工艺技术相对落后,装备水平不高的中小型炼锌厂同时存在。甚至还有相当一部分采用原始冶炼工艺的土法小冶炼厂还在一些边远地区继续生产。即使是骨干企业与国际同行的先进企业相比也还存在差距。我国锌冶炼工艺经过50年的发展,我国的锌资源开发逐步从东北、中部向中、西部以及内蒙转移。除湖南、广东、广西仍保持一部分资源外,锌资源开发、矿山产量主要在向云南、甘肃、四川、青海以及内蒙转移。全国锌冾炼能力的发展与资源开发转移齐头并进,有原料优势的云南、广西、四川、陕西、内蒙等地区,冾炼业发展非常迅速,形成新的冶炼生产基地。我国锌冶炼主要方法(1)湿法炼锌我国湿法炼锌技术水平有了比较明显的提高。白银公司建设的109平方米焙烧炉、黄钾铁矾法处理、锑盐除钻等技术日趋成熟,目前这种冶炼工艺已经在全国推广。未来几年我国大型锌冶炼企业的装备水平将明显提高。焙烧方面:由于投资大,大型的、自动化程度高的沸腾炉系统还没有得到推广应用,采用新技术,大型焙烧炉床能率较国内普通沸腾炉明显高岀20-30%,焙烧矿质量稳定,优势十分明显。制酸方面:1990年开始采用两转两吸制酸后,该项工艺得到普遍应用,总体制酸技术水平明显提高,总硫利用率大幅提高,基本解决了二氧化硫污染问题。(2)火法炼锌目前国内主要的火法炼锌工艺有密闭鼓风炉熔炼(ISP)、竖罐炼锌、电炉炼锌和土法炼锌。目前采用ISP工艺的有:中金岭南韶关冾炼厂、白银公司三冶炼厂;采用竖罐炼锌的厂家有葫芦岛锌厂、陕西东岭锌业等。2.1.3工艺技术和装备状况我国炼锌历史悠久,是世界最早产锌国家之一。生产锌的方法系由我国传到欧洲,至15世纪欧洲有小规模锌的生产。炼锌工业发达的国家有美国、日本、加拿大、澳大利亚及比利时,但其中大多数采冶企业都集中在美、英所控制的少数公司手里。湿法炼锌的产量已占世界总锌产量的80%以上。90年代以后,湿法炼锌研制成功硫化锌精矿和髙硅氧化锌矿直接酸浸法。由于锌矿资源有限,特别是锌精矿的原料供应紧张。为了保持锌冶金可持续发展,必须开发利用丰富的低品位、复杂、难处理锌矿资源。2.2原料的来源与特点2.2.1锌矿资源分析世界锌资源较多,在常用有色金属中,锌年产量仅次于铝和铜。锌储量较多的国家有澳大利亚、中国、美国、加拿大、秘鲁和墨西哥等国。我国锌资源十分丰富,锌矿储量居世界第一位,保有储量为8400万t,遍布全国29个省、市、自治区,锌保有储量(万t)主要集中在云南(2500)、内蒙古(1272.50)、甘肃(83.94)、广西(68078)、湖南(65069)、广东(634.37)和四川(502.05)等七省区,其保有储量合计占全国总保有储量的71%。从整体上讲,我国的锌资源大型矿床少,高品位资源少,且未被开发利用的储量大多集中在建设条件和资源不好的矿区。锌冶炼的原料有锌矿石中的原矿和锌精矿,也有冶炼厂产出的次生氧化锌烟尘。按原矿石中所含的矿物种类可分为硫化矿和氧化矿两类。在硫化矿中锌呈ZnS或nNsmFes状态。氧化矿中的锌多呈ZnCO3和Zn2SiO4H2O状态。自然界中锌矿石最多的还是硫化锌矿,氧化锌矿一般是次生的,是硫化锌矿长期风化的结果,故氧化锌矿常与硫化锌矿伴生。锌的矿物以硫化矿最多,单一硫化矿极少,多与其他金属硫化矿伴生形成多金属矿,有铅锌矿、铜锌矿、铜锌铅矿。这些矿物除含有主要矿物铜、铅、锌外,还常含有银、金、砷、锑、镉、铟、锗等有价金属。硫化矿含锌约为8.8~17%,氧化矿含锌约为10%,而冶炼要求锌精矿含锌>45~55%,因此必须对低品位多金属含锌矿物进行选矿,分开矿石中的主要金属。选矿一艇采用优先浮选法,硫化矿矿石易选,经选矿得到的精矿中含锌量一般在40~60%之间。氧化锌矿富集比不高,故目前氧化锌矿的应用多以富矿为对象,一般将氧化锌矿经过简单选矿进行少许富集,或直接冶炼富矿。含锌品位较髙的氧化矿(30~40%Zn)可以直接冶炼。由于原料锌精矿中的锌含量较低,不可以直接冶炼,所以先对精矿中的锌开始富集。低品位氧化锌精矿富集用火法富集法提高氧化锌矿或含锌物料品位的锌炉料准备方法。低品位氧化锌矿物的可选性差,多采用火法富集产出粗氧化锌,再进一步提取金属锌。火法富集的方法有回转窑挥发法和烟化护烟化法。此外,炼锌原料中有含锌烟尘、浮渣和锌灰等。氧化锌烟尘主要有烟化炉烟尘和回转窑还原挥发的烟尘。需设置除尘和渣处理设施,以便回收渣中的锌。2.2.2原料特点本设计的原料主要来自本地其特点是:1、由于精矿绝大部分来自广西本地,精矿成分比较复杂;低度氧化锌精矿的富集2、精矿为含锌量15.74%的低度氧化锌精矿，其中铁含量高达22.37%，设计的工艺流程,除考虑主要金属锌的回收利用外,还应Fe、Pb等有价金属的综合回收利用,以提高精矿的综合利用率;2.3湿法炼锌工艺流程的选择与论证2.3.1湿法炼锌概述湿法炼锌的方法有利于改善环境,提髙金属的回收率和综合利用水平,降低能耗,易于实现设备的大型化和自动化。广西南方有色集团采用的是湿法炼锌流程,即由硫化锌精矿进行沸騰焙烧,焙烧砂进行二次中性浸岀,浸出后的上清液进行三段净化,浸出渣用火法炼锌的方法在回转窑中回收锌,将净化后的硫酸锌液与一定比例的废电解液混合,流入电解槽进行电解,电解岀来的锌片熔铸成锌锭,沸腾炉烟气经冷却用来制取硫酸。湿法炼锌的工艺流程见图2-1

2.3.2低品位氧化锌精矿富集低品位氧化锌矿物采用火法富集产出粗氧化锌,再提取金属锌。火法富集的方法有回转窑挥发法和烟化护烟化法。回转窑挥发法回转窑挥发法是用碳质还原剂于约1273K温度下,将置于回转窑内的低品位氧化锌矿还原,产出的金属锌以蒸气形态挥发出来后,在烟气中氧化并带至收尘设备中,经收集得到含锌品位符合冶炼要求的氧化锌粉。意大利的维斯麦港铅锌联合企业(

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Esme)采用回转窑还原挥发法处理含锌大于7.8%,含铅大于1.2%的氧化锌矿,产出含锌60%、含铅10粗氧化锌,而后与硫化锌精矿混合后进行烧、效风护炼锌和粗锌精馏,产出精馏锌烟化炉烟化法烟化炉烟化法是把空气和粉煤吹入烟化炉内含锌的铭渣中。使熔渣中的氧化锌还原成锌蒸气挥发出来,在炉內上部空间被吸入的空气再氧化成氧化锌,并以粗氧化锌粉形态被收集。2.4.电解车间介绍及配置1.电解车间介绍电解车间即采用电解技术对金属进行净化和富集。常用的电解车间有锌电解车间、铜电解车间、钢电解车间等。电解车间主要设备有电解槽及腐蚀材料、电解液及循环管路、泵、通风设备、阴极、阳极装置等。2.电解车间配置（1）如果生产是一步完成的，建议阴极和阳极处理单元应该位于车间的中间。在车间的一端，二层平台应至少留出24米的操作空间，用于加工启动板或生产剩余电极和阴极铜。在另一端，应至少留出18米的操作空间，以使用剩余的电极和阴极铜。这种布置可以达到阴极、阳极从车间中间进入槽内，剩余的极、阴极铜从两侧排出的效果。运行平稳，工作效率高[13]。（2）车间在设计时，如需分一、二期工程达产建议阴、阳极加工机组放在车间预留的一端，第二期工程建设时两极加工机组可以刚好放在中间的位置，供第一、二期项目共同使用。第一期工程设计时车间两端都要设置阴极铜烫洗槽和残极冲洗槽。（3）副跨设计副跨应尽量位于主跨车间中间。主跨与辅助跨的距离应为6-8米。针对电解车间工作的特殊性，建议在副跨设置车间办公室、维修室、员工更衣室、卫生间、卫生间。2.4.1电解车间主要设备1.电解槽电解槽是电解车间的主要设备。它的形状是矩形槽，电解槽基体采用钢筋混凝土材质，主要材料是玻璃钢。它的长度由生产规模和杆距决定，一般长度为1.5-3m，宽度为0.9-1m，其深度应保证电解液的正常循环。每个直流电源与多个电解槽串联构成一个系统。所有电解槽内的电解质必须保持恒定的循环，使电解槽内电解质组成均匀[14]。2.电解液循环管道循环管道材质常用的有玻璃钢、硬聚氯乙烯（UPVC）、增强聚丙烯（FRPP）等。这三种材质都有很好的耐酸性，但在抗伸缩性能上玻璃钢明显优于后两种材质。性能比较下表。电解液循环管道常使用增强聚丙烯材质，其抗衰老性能、耐热性能、抗撞击强度性能等都优于UPVC材质，而工程造价和UPVC相近，且优于玻璃钢。3.泵电解车间循环泵大都采用卧式离心泵或立式液下泵。卧式离心泵需设置平台和循环冷却水系统，占地面积大，卧式泵在停用期间，泵及管道内有硫酸铜结晶，影响下次使用，如果贮槽漏液严重或在突然停电时，会导致电解液淹没泵体。4.通风设施低位槽、高位槽、事故槽等各种电解液贮槽要做到全封闭设计，槽上部应留人孔，进出液孔。有的企业在设计时为了排除酸雾，在每个储槽上面留通风口，所有通风口用玻璃钢管道相连，用玻璃钢风机抽酸雾进酸雾净化塔，经酸碱中和及重离子过滤处理后达标排放。5.阴阳极机组（1）阴极加工机组由于使用传统的锌电解工艺，阴极加工机组的选择尤为重要。在国内有相当多的企业只选择带起动机板钉的耳机。阴极质量虽好，但劳动强度高，立柱数量多。有些企业使用钉耳机，使阴极表面不直，挂耳不正确，导致质量差。但该阴极装置效果较好，阴极表面直，垂耳正确，工作人员的劳动强度较低。（2）阳极机组阳极板在运输过程中发生弯曲或碰撞，极易造成阳极板的不均匀性。企业没有平板设备或阳极成型装置，只能靠手动大锤进行矫直。同时，向外弯曲阳极板的选择过程比较复杂，占用了操作时间。阳极板安装好后，必须用大铁锤将耳片一件件地拉直，劳动强度大。

3车间技术经济指标的选择与论证3.1电解过程中技术经济指标的选择与论证3.1.1电流密度电流密度的大小将直接影响到电积过程中的电流效率、电锌质量和车间的劳动条件。按所采用的技术条件不同,锌电积有三种方法,如表3-1是三种电解制度的比较。目前国外许多工厂倾向于采用低电流密度,易于实现自动化、机械化作业及降低电耗。表3-1锌电解沉积三种制度的比较电解液含硫酸g阴极电流密度A/m优缺点高酸高电流密度220~3001000以上生产能力大,耗电多,电解槽内部复杂中酸中电流密度130~160500~700操作简单，投资不大低酸低电流密度110~130300~500耗电少,生产能力小,投资大。3.1.2电解液成分新液含锌越髙,析岀的锌量越多,相应的废电解液含硫酸量越多,废电解液中所含的硫酸与锌量(酸锌比)越大。提高废电解液的酸锌比就意味新液含锌浓度增加。但电解时,随着锌浓度的降低,硫酸浓度增大,因而氢的超电位降低,并使杂质在阴极上析出,影响产品质量和降低电流效率,所以需选择合适的电解(1)降低电流效率的杂质:主要是铁和锰,它们一般不在阴极上析出,不至影响析出锌的物理质量和化学质量,而是在阴、阳极之间进行氧化还原反应消耗电能,使锌反溶,降低电流效率。(2)腐蚀阴、阳极的阴离子杂质,主要是氯和氟离子。氯离子腐蚀阳极,增多溶液中铅含量,使析岀锌含铅量增加降低锌的品级,同时缩短阳极寿命;氟离子能破坏阴极铝板表面的氧化膜,使析岀锌与铝板发生锌铝粘结,致使锌片难于剥离。为了提高电锌的纯度,提高电流效率拉降低电能消耗,并根据金山电锌厂的生产实战,对电解液的杂质要求严格控制在允许范围一下。本设计的产品是GB/T470-1997标准Zn9999电解锌锭,对电解液杂质的要求为:Cu0.4mg/lCd≤20mg/lCo≤2.0mg/lNi≤1.5mg/lAs0.20mg/lGe0.04mg/lSb0.3mg/lMn<4g/lFe≤20mg/lFs100mg/lCl≤200mg/1CaO600gl3.1.4混合比电积过程中,湿法炼锌厂大都采用新液和废液按一定的体积比混合后进入电解槽内进行电解沉积,有利于控制温度,克服电解液沉积过程中阴极浓差太大,从而降低电解液电阻,提髙电流效率。我国工厂视槽液温度控制的要求,常用的混合比为:废液:新液=(10~20):1。本设计采用的混合比为12:1。3.1.5槽液温度生产中提高电解液温度可以降低电解液的电阻,减少电耗,溶液温度每提高1℃,槽电压降低0006V,相当于每吨锌节能6kWh,但电解液温度过高,会增加杂质活度,导致锌的复溶,恶化电解过程,电流效率低,故目前生产控制槽液温度一般在39~42℃,本设计取槽液温度为40℃。3.1.6电流密度电流密度取决于阴极有效面积的大小,阴极的电流强度一般15000~30000.Am2。根据设计所选用的电流密度和阴极板的有效面积以及整流器设备等因素,电流密度取25000Am23.1.7极距所谓的极距，是指阴、阳两极之间的距离。工业电解槽的理想极距一般保持在4～5cm范围内。提高极距，则电解质电压降有所增大。根据实测，提高极距1mm，平均引起电压增加30mV。因此，在工业生产上宜在取得高电流效率的情形下保持尽可能低的极距，以便减少单位铝产量的电能消耗量。如果极距过度压低，则反而得不偿失。本设计取64mm。3.1.8电解周期一般电解周期为24h,电解周期短,电流效率高,但阴极锌片薄,剥离困难,劳动量增加,阴极寿命缩短。3.1.9掏槽周期本设计取掏槽周期为30天。3.2技术经济指标3.2.1电流效率电流效率是指析出锌量与通过电量理论计算应得的锌量的百分比,按下式计算式中:—电流效率,%G—在时间t内,阴极实际析出的锌量,g。Q—锌的电化当量,1.2195g/AhI—电流强度,At—电积时间,h。N—电解槽数。影响电流效率的因素:电解液中锌浓度及酸度、阴极电流密度、电解液温度、电解液纯度、阴极表面状态及电解析出时间等。通过对这些因素的分析,能提高电流效率的措施有:1、选择经济的电流密度。阴极电流密度髙低直接影响析出锌的质量、产量、电流效率和电能消耗。随着电流密度的提髙,氢气超电压増加,可提高电流效率,并能获得结晶致密的阴极锌,但又会增大电解液电阻、温度及杂质的析出。因此电流密度的选择必须与溶液中锌、酸含量,电解液循环量及溶液净化深度相适应2、相对稳定的锌、酸含量。氢气超电压随锌浓度的增加、硫酸浓度的降低而增加,在一般的生产条件下,保证电解液中含锌50~55g/L,可获得较高的电流效率。3、控制适当低的电解温度电流效率随电解温度的升高而降低,这是由于氡气超电压减小。而且电解液酸度愈大,电流效率降低愈厉害。由于电解液电阻、电化学反应、短路及烧板等原因会使电解液温度升高,因此电解液必须冷却降温。一般控制电解液温度为39~42℃,本设计的电解液温度为40℃。4、尽量提高电解液纯度保持现场清洁、干燥,从而防止供电线路及电解槽对地漏电;电解液引入电解槽之前或废电解液岀槽后,采用溶液断流器,以减亼溶液漏电损失;切实加强操作管理,减少电解槽内阴、阳极短路的漏电现行5、提高技术管理整体优化水平。电流效率是一项重要的经济指标,工业电流效率一般为85~93%,本设计取90%。3.2.2槽电压槽电压是指电解槽内相邻阴、阳极之间的电压,是一项重要的技术经济指标,直接影响到锌电积的电能消耗。个电解槽的电压降由硫酸锌分解电压(V分),电解液电阻电压降(V液),阴阳极电阻电压降(V极),阳极泥电阻电压降(V詭)及接触点电阻电压降(V接)等五项组成,即:V栖=V分十V液十V极十V泥+V接

槽电压计算依据:电解液温度40℃;电流密度480A/m2;设电解液含锌50g/,含酸140g/L;电解液比重1.256;锌离子活度aZn2+=0.0424;氢离子活度aH+=0.42;NH+=1.105V,zn=0.03V1、硫酸锌分解电压。锌电积过程中硫酸锌分解电压(E)和超电压(n)组成,计算公式为

V分=其中EOo2=0.421V;EOzn=-0.763V;T=273+40=313K;F=96500C/mol电解液中[H]=2[H2SO]=2×140=2.857moM,当温度为40℃时,水的离解常数Kw=3×10-14,因为Kw=[H+][OH-],所以[OH-]=1.050×10-14molL,其活度系数为0.75,所以aoH-=0.75×1.050×10-14=7.857×10-14,为阴极析出的超电压,本设计取0.65V;nzn取0.03V。将以上数据带入公式(3-1)得V分=2.671V即硫酸锌的分解电压为2.671V2、电解液电阻电压降。克服电解液电阻的电压降大小与电流密度、阴阳极间距离、电解液的比电阻成正

比,其计算公式为:V液

式中:DK--阴极电流密度,480Am2L阴阳极间距离,cm:;L=62-06+04)=2.6cm电解液比电阻,9cm:;由公式

解得p=2.6359cm将以上数据带入公式(3-2):V液=3、阴、阳极电阻电压降。包括极板、导电棒及导电头的电阻电压降,铅银合金阳极为0.02~0.03V,铝阴极为001~0.02V,本设计采用的阳极为铅银合金,阴极为铝板,则V的取值范围为:0.03~0.05V,取V极为0.04V。4、接触点电阻电压降。接触点电阻电压降的大小与相互接触的面积、接触表面的清洁程度、接触点的多少及两接触面间的压力有关,一般为0.03~0.05V,本设计取V接为004V。5、阳极泥电阻电压降。阳极表面生成的阳极泥膜要消耗一部分电压;阳极上析出的氧气泡的电阻也要消

耗一定的电压。总的电阻约为015~0.20V,本设计取V泥为0.18V。由以上计算所得槽电压为:本设计取槽电压为3.3V。3.2.3电能消耗电能消耗是指每生产一吨析岀锌需消耗的电能,其计算公式为:×1000(3-3)式中W—直流电耗,kWh/tZn;V一电解时槽电压,3.3V;q—锌的电化当量,1.2195g/Ahn—电流效率,90%。将以上数据带入公式(3-3):3.2.4阴、阳极单耗阴、阳极的消耗取决于其制造质量、电解液成分和电解操作条件,通常阴极单耗

为0.3~0.35片/t阴极锌,阳极单耗为0.15~0.25片/t阴极锌。本设计的阴极为压延铝板其规格为1000mm×666mm×4mm,使用寿命为6个月,阳极为含银0.5~1%的铅银合金板,其规格为975mm×620mmx×6mm,使用寿命为18~24个月。结合工厂生产实践,本设计取阴极单耗为0.30片/t阴极锌,阳极单耗为0.20片/t阴极锌。3.2.5添加剂单耗结合工厂生产实战,设计添加剂的单耗如表3-2所示表3-2添加剂单耗及作用名称消耗量作用酒石酸锑钾0.60改善剥锌条件,使剥锌容易碳酸锶0.50降低阴极锌中含铅量骨胶0.20改善阴极锌结构皂根1.00减少车间酸雾,改善电解车间环境4湿法炼锌冶金计算本设计根据重有色锌冶金设计手册进行设计,湿法冶金计算包括:(1)锌精矿流态化焙烧冶金计算、烟尘和焙砂成分、产岀率计算;焙烧需要空

气量和烟气量、烟气成分计算;物料平衡计算。(2)锌焙烧矿浸岀冶金计算、浸出液的主要成分计算、浸出渣率和成分计算、金属平衡计算。(3)硫酸锌溶液浄化冶金计算、净化后液成分计算、铜镉渣量和成分计算、金

属平衡计算。(4)电解沉积及阴极锌熔铸冶金计算、阴极锌成分计算、电解热平衡计算、物

料平衡计算、锌熔铸金属平衡计算。(5)焙烧矿常规浸岀浸岀渣挥发窑处理冶金计算、氧化锌和窑渣产出率和和成

分计算、烟气量和烟气成分计算、物料平衡计算(6)挥发窑氧化锌的处理冶金计算、多膛焙烧氧化锌产岀率和成分计算、烟尘

量和成分计算、焙烧物料平衡计算、氧化锌浸出渣率和浸出液成分计算以及金属平衡计算。4.1锌精矿流态化焙烧冶金计算本设计所使用的锌精矿成分为:组成ZnSFeAsSbMgOCaOSiO2Pb成分%15.744.0722.370.290.600.856.3810.744.50100本次设计年产10万吨电解㓎出车间，精矿经干燥后含水8％，干燥矿中除CO2外，还有微量的As、等稀散金属，不做冶金计算。精矿的物相分析表明，精矿中各种元素化合物形态为：Zn、Pb、Fe分别呈PbS、、FeS2、Fe7S8；脉石中的Si、Mg、Ca分别呈CaCO3、MgCO3、SiO2形式存在。以100kg锌精矿（干量）进行计算，各化合物及元素含量为：（1）ZnO量：kg其中：Zn15.74kgO3.86kg（2）PbS量：kg其中：Pb4.50kgS0.695kg（3）FeS2和Fe7S8量：Fe的存在形式为FeS2、Fe7S8，Fe量为：22.37kg。S的存在形式为PbS、FeS2、Fe7S8，除去PbS、中的含S，余下的S量为：4.07-0.695=3.375kg，此S量分布于FeS2和Fe7S8之中。设中的Fe为xkg，S为ykg，则：解方程组得：x=19.88kgy=0.689kg得到在FeS2中：Fe=19.88kgS=0.689kg=20.56kg则得到Fe7S8中：Fe=kgS=kgFe7S8=5.536kg综合整理得表4-1。表4-1混合锌精矿物相组成，kg组成ZnSFeAsSbPbCaOMgOSiO2OCO2共计ZnO17.543.8619.60PbS0.6954.505.195FeS20.68919.8820.56Fe7S82.6862.855.536CaCO36.385.00111.3MgCO30.850.9271.77SiO210.7410.74共计17.544.0722.370.290.604.506.380.8510.743.865.928100.00（4）CaCO3量：kg其中：CaO6.38kg5.001kg（5）MgCO3量：kg其中：MgO0.85kg0.927kg4.1.2烟尘产出率及化学和物相组成计算沸腾炉焙烧过程控制相关参数：沸腾焙烧锌金属直接回收率：99.5%脱铅率：50%脱镉率：60%空气过剩系数：1.25此次设计以100kg锌精矿物相组成计算：根据工厂生产实践情况，流态化焙烧锌精矿时，烟尘中残硫以硫酸盐形态存在的硫为2.14%，呈硫化物的为0.5%；烟尘中镉含量大致为60%、砷和锑含量为65%、50%左右的铅、元素锌以及其他元素为45%，为计算的便利，计算过程假设设所有硫化物的硫和硫酸盐的硫均与锌结合，PbO与反应结合成，剩余金属以氧化物形态存在的。计算假设烟尘产出量为xkg，烟尘中各部分的数量为：Zn含量：15.74×0.45=7.083kgPb含量：4.50×0.50=2.25kgFe含量：22.37×0.45=10.0655kgCaO含量：6.38×0.45=2.871kgMgO含量：0.85×0.45=0.3825kgSiO2含量：10.74×0.45=4.833gSS含量：0.005xkgSSO4含量：0.0214xkg进入烟尘中各部分化合物的量为：（1）ZnS含量：=0.0152xkgZn0.0102xkgS0.005xkg（2）ZnSO4含量：=0.1079xkgZn0.0437xkgS0.0214xkgO0.0428xkg（3）ZnO·Fe2O3含量：Fe在烟尘中先形成Fe2O3，其量为：kg，有三分之一的Fe2O3与ZnO反应生成ZnO·Fe2O3，它的量为：kg则ZnO·Fe2O3的量：kg最后余下Fe2O3的量：14.40－4.78=9.62kg（4）ZnO含量：Zn：7.083－（0.0102x+0.0437x+1.96）=5.123－0.0539xkgZnO：kg（5）PbO·SiO2含量：PbO：kgPb2.251kgO0.173kg得到与PbO结合的SiO2含量：0.652kg剩余的SiO2：4.833－0.652=4.181kg（6）CaO量：2.871kg（7）MgO量：0.3825kg综合以上各项数据所得：x=39.062kg得到焙烧烟尘产率为39.062%，进而各组分含量如下：ZnS含量：0.0152×39.062=0.594kgZn0.398kgS0.196kgZnSO4含量为：0.1079×39.062=4.215kgZn1.707kgS0.836kgO1.672kgZnO含量：6.376－0.067×39.062=3.759kgZn为3.02kgO0.739kg4.1.3焙砂产出率、化学和物相组成计算便于计算假设焙烧100kg干精矿中产出的焙砂为ykg，锌精矿沸腾焙烧炉焙烧时，各组分转入焙砂的量为：Zn含量：kgCd含量：kgPb含量：kgFe含量：kgCaO含量：kgMgO含量：kgSiO2含量：kg剩余其它：34.46-15.507=18.953kg根据生产实践经验，焙烧产物焙砂中SSO41.10%，设计取SS0.3%，设SS和SSO4全部与Zn结合；PbO与SiO2结合生成PbO·SiO2；剩余金属全部以氧化物形式存在焙砂中。进入焙砂中各组分化合物的数量为：SSO4量：kgSs量：kg（1）ZnSO4含量：=0.0555ykgZnkgSkgOkg（2）ZnS含量：=kgZnkgSkg（3）ZnO·Fe2O3量：焙砂中Fe先生成三价化合物Fe2O3，含量为kg，40%的Fe2O3与ZnO反应生成ZnO·Fe2O3，含量为kg。ZnO·Fe2O3含量：kgO2.82kgZn2.88kgFe4.92kg剩余的Fe2O3量：kgO3.173kgFe7.387kg（4）ZnO含量：Zn含量8.657－（0.0225y+0.0061y+2.88）=5.777－0.0286ykg则ZnO7.19－0.0356ykg（5）PbO·SiO2含量：PbOkg（6）O0.173kgPb2.251kg与PbO反应的SiO2量：kg最后余下的SiO2量：5.907－0.652=5.255kg（7）CaO含量：3.509kg（8）MgO含量：0.4675kg（8）其它含量：18.953kg由以上计算得：y=46.095kg焙烧干精矿得焙砂产出率为46.095%，焙砂各组分物相组成如下：ZnS含量：kgS0.138kgZn0.281kgZnSO4含量：kgS0.507kgO1.014kgZn1.037kgZnO含量：kgO1.091kgZn4.458kg当投入100kg锌精矿时水洗浮渣产出量为0.917kg，其中含锌量为77.5%，锌量为0.91777.5%=0.711kg，锌在水洗浮渣中都以氧化锌化合物存在，则计算得：ZnO0.885kg其中O0.174kg、Zn0.711kg。其它量为0.917－0.885=0.032kg。湿法炼锌中，水洗浮渣脱氟、氯处理，最后全部以氧化锌进返回沸腾炉焙烧。综合整理得表4-3。表4-3焙砂的物相组成，kg组成ZnPbFeSsSso4CaOMgOSiO2OAsSb其他共计ZnS0.2810.1380.594ZnSO41.0370.5071.0142.558ZnO4.4581.0915.549ZnO·Fe2O32.884.922.8210.63Fe2O37.3873.17310.56PbO·SiO22.250.6520.1732.424CaO3.5093.509MgO0.46750.4675SiO25.2555.255其它18.95318.953共计8.6572.2512.30330.1380.5073.5090.46755.9078.2710.290.6018.95349.094%61.091.40.61.912.1519.450.350.724.73100.00因此，焙烧炉沸腾焙烧的物料量为：水洗浮渣量为0.917kg，精矿量为100kg，总共100.917kg，产出：焙砂量47.012kg烟尘量39.062kg，产出焙烧矿共86.074kg。焙砂产出量占焙烧矿的54.62%，烟尘产出量占焙烧矿的45.38%。4.1.4焙烧过程所需的空气量、产出烟气量和组成的计算沸腾焙烧矿焙烧脱硫率计算100kg锌精矿中含硫量为4.07kg，产出焙烧矿中的硫含量为0.22kg，计算烟气中的硫量为：3.85kg，焙烧脱硫率：×100％=94.64%产出烟气的计算根据生产实践假设有95%的硫生成SO2，5%的硫转化为SO3，则：反应生成SO3的O2量为：kg反应生成SO2的O2量为：kg锌精矿焙烧产出焙砂和烟尘，硫酸盐和氧化物的含氧量为17.092kg，则：以100kg锌精矿焙烧需要氧量为：kg，氧气在空气中的比重为23%，空气量理论值为计算为：=205.574kg。取过剩空气系数可1.25，实际焙烧需要空气体积为：kg，各组分在空气中质量占比为：N277%、O223%，通入空气256.968kg得：N2质量：kgO2质量：kg常压下空气的密度为1.293kg/m3，则空气所需的体积：=198.738m3空气中N2和O2所占比例为79%、21%，则：`N2体积：m3O2体积：m3焙烧炉排出烟气和组成：（1）焙烧过程中产出：SO2量为：29.623×0.95×=56.284kgSO3量为：29.623×0.05×=3.703kg（2）剩余的氧气量：59.103–47.282=11.821kg（3）通入空气氮气含量：197.865kg（4）CaCO3和MgCO3分解产生CO2量：0.392+1.747=2.139kg（5）锌精矿及空气带入水分产生的水蒸气量：进入焙烧炉精矿含水取8%，100kg干精矿带入水分为：=8.696kg。（6）空气带入水分量计算：曲靖地区气象资料：大气压力83669Pa，相对湿度67%，平均气温14.4℃，计算该条件下空气需求量为：198.738×=253.371m3取空气饱和含水量大致0.0128kg/m3，带入水分量为：253.371×0.0128×0.67=2.173kg水分的总质量为：8.696+2.173=10.869kg体积为：=13.526m3综合整理得表4-5。流态化焙烧物料平衡见表4-6表4-5烟气量和组成组成质量，kg体积，m3体积比，%组成质量，kg体积，m3体积比，%SO256.28419.3499.6O211.8218.2744.1SO33.7031.0370.51H2O10.86913.5266.71CO22.1391.0890.64共计282.681201.567100.00N2197.865158.29278.534-6流态化焙烧物料平衡表加入产出名称kg%名称kg%干锌精矿10027.12烟尘39.06210.59水洗浮渣0.9170.25焙砂47.01212.75精矿中水分8.6962.36烟气282.68176.66干空气256.96869.69空气中水分2.1730.59共计368.754100.00共计368.755100.004.1.5热平衡计算热支出炉顶烟气900℃，各组分比热（kJ/（m3·℃））SO2SO3CO2N2O2H2O2.2152.3032.1811.3941.4651.687（1）焙烧烟尘带走热量Q尘由炉中出来的烟尘温度为900℃，其比热为0.84kJ/（kg·℃）。Q尘=kJ（2）焙烧烟气带走热量为Q烟Q烟=（19.349×2.215+1.037×2.303+1.089×2.181+158.292×1.394+8.274×1.465+13.526×1.687）×900=272898.158kJ （3）焙砂带走热量为Q焙沸腾焙烧炉产出焙砂温度为850℃，其比热为0.84kJ/（kg·℃）。Q焙=kJ（4）焙烧过程水分蒸发带走的热量为Q蒸Q蒸=G水t水C水+G水γ式中G水—锌精矿中水分的质量，kg；t水—锌精矿中水分的温度，40℃；C水—水的比热，kJ/（kg·℃），4.1868；γ—水的汽化热，kJ/kg，40℃时，γ为2407。Q蒸=kJ（5）焙烧过程碳酸盐分解吸收之热量为Q分ⅠCaCO3分解吸热1583kJ/kg，MgCO3分解吸热1315kJ/kg。Q分Ⅰ=kJ（6）CuFeS2和Fe7S8分解吸收之热量为Q分Ⅱ每公斤铁消耗热量按929kJ计算。Q分Ⅱ=kJ（7）炉子本身炉顶和炉壁的散失热量为Q散生产经验可知散热损失大致为热收入的5.0%。Q散=Q总收×0.05=kJ（8）剩余热量Q剩Q剩=Q总收-（Q烟+Q尘+Q焙+Q蒸+Q分Ⅰ+Q分Ⅱ+Q散）=446207.116-（29530.872+272898.158+33566.568+22388+5813.341+536.962+22799.698）=68460.365kJ4.2锌焙烧矿常规浸出冶金计算4.2.1锌焙烧矿常规浸出渣率、及化学和物相组成计算沸腾焙烧炉焙烧得到的焙烧矿为烟尘和焙砂的混合物，都要进入浸出工序。由表4-4得出100kg锌精矿的化学及物相组成，见表4-8。用100kg焙烧矿计算各成分的溶解及进入渣中的量。（1）㓎出过程应该溶解锌量约为85%，其量为:kg则渣中锌量为:kg。ZnS和ZnO·Fe2O3中的锌都不溶解，其量为:kg。则呈ZnO形态没有溶解的锌量为:kg，其中含氧量为:kg表4-7锌精矿流态化焙烧热平衡热收入热支出项目kJ%项目kJ%焙烧反应热烟气带走热272898.15859.85ZnS氧化成ZnO324339.13171.13烟尘带走热29530.8726.48ZnS转化成ZnSO432509.9877.13焙砂带走热33566.5687.36ZnO和Fe2O3生成ZnO·Fe2O31970.0600.43水分蒸发带走热223884.91FeS2氧化成Fe2O368480.21115.02碳酸盐分解5813.3411.27FeS氧化成Fe2O316346.8271.39CuFeS2和Fe7S8分解536.9620.12分解硫燃烧1441.9650.31炉壁和炉顶散热22799.6985.00PbS生成PbO·SiO22698.6610.59剩余热68460.36515.01SO2生成SO34552.2831.00精矿带入热3390.8110.74空气带入热4816.0761.06水分带入热1456.3370.32共计455993.964100.00共计455993.964100.00

表4-8锌焙烧矿物相组成,%组成ZnPbFeSSSSO4CaOMgOSiO2O其它共计ZnS0.7890.3881.777ZnSO43.1881.5603.1217.869ZnO55.02513.46368.488ZnO·Fe2O31.3092.2351.284.825Fe2O33.8061.6365.442PbO·SiO21.5100.4370.1162.063CaO0.5810.581MgO1.8591.859SiO21.6541.654其它4.6394.639共计60.311.5106.040.3881.5600.5811.862.0919.864.639100.00（4）㓎出中PbO·SiO2全部溶解，SiO2进入溶液中，Pb呈PbSO4形式进入渣中，其量为：kg其中：Sso40.233kgO0.467kgPb1.51kg（5）㓎出中ZnO·Fe2O3完全不溶，全部留在渣中，其量为：4.825kg（6）㓎出中Fe2O3有10%左右溶解，溶解后发生中和水解反应以Fe2(OH)4SO4形式进入渣中，其量为：kg其中Fe量为：kg在实际㓎出生产过程中，Sb、As的浸出率大致为45%，为了除去被溶解的As、Sb，溶液中的Fe含量必须不小于20倍的As、Sb之和，反之则需添加一部分FeSO4，FeSO4中的Fe水解同样生成Fe2(OH)4SO4进入㓎出渣中。本计算中，没有计算As、Sb在焙烧锌精矿中含量，故此次设计假设焙烧矿中As和Sb含量为0.21%和0.029%，则中浸上清液中As、Sb的总量为：kg由As、Sb总量可知Fe实际需求量应为：kg还要补充的FeSO4量：kg其中Fe1.771kgFeSO4中Fe水解生成Fe2(OH)4SO4量为：kg生成Fe2（OH）4SO4总量为：kg其中：Fe2.152kgSso40.616kgO2.466kgH0.073kg入渣之Fe2O3量为：kg铁含量：Fe3.4254kg氧含量：O1.4724kg（7）焙烧矿中的CaO全部以CaSO4入渣，其量：kgCaO0.581kgSso40.332kgO0.497kg（8）焙烧矿中的MgO全部以MgSO4入渣，其量：kgMgO1.859kgSso41.476kgO2.214kg（9）焙烧矿中的SiO2全部进入渣中，其量为1.654kg。综合整理得表4-9。湿法常规㓎出100kg焙烧矿，产出40.99kg不溶渣，由于浸出渣含硫酸锌溶液所以导致部分ZnSO4溶液损失，浸出渣及带出硫酸锌含ZnZnSO4取3.5%计算。设残渣中ZnZnSO4含为xkg，则：3.5：100=x：（40.99+x）解得：x=1.570kg计算得ZnSO4中的S量：0.768kg计算得ZnSO4中之O量：1.536kg浸出渣率组成见表4-10。4.2.2锌焙烧矿常规浸出金属平衡计算湿法电解炼锌浸出中加入㓎出槽成分为：废电解液、锌焙烧矿、氧化锌浸出液、贫镉液。产出物质为：浸出渣和新液等。取100kg锌精矿进行计算。A加入物料表4-9锌焙烧矿常规浸出渣各组分质量，kg组成ZnCuFeSSSSO4OHCaOMgOSiO2其它共计ZnS0.7890.3881.177ZnO6.9481.7008.648ZnO·Fe2O31.3092.2351.2804.825Fe2O33.4251.4724.897Fe2(OH)4SO42.1520.6162.4660.0735.307PbSO40.2330.4672.210CaSO40.3320.4970.5811.410MgSO41.4762.2141.8595.549SiO21.6541.654其它4.6394.639共计9.0460.4557.8120.3882.65710.220.0730.5811.8591.6544.63940.99表4-10锌焙烧矿常规浸出渣率及组成，kg浸出渣组成ZnCuFeCaOMgOSSSSO4OHSiO2其它共计不溶渣9.0460.4557.8120.5811.8590.3882.65710.2240.0731.6544.63940.99ZnSO41.5700.7681.5363.874共计10.6160.4557.8120.5811.8590.3883.42511.760.0731.6544.63944.864%23.661.0117.411.304.140.867.63910.34100.00a废电解液按4.4节计算产出废产电解液476.046L，氧化锌的浸出消耗废电解液88.233L，所以锌焙砂矿浸出用废电解液量返回本过程的为387.831L，其中含Zn：kgb锌焙烧矿锌精矿经输送、干燥及流态化焙烧等过程，不能回收损失为0.5%，去除损失量得到焙烧矿量为：kg其中：Zn含量：kgPb含量：kgc焙烧氧化锌浸出液按4.6计算，返回氧化锌浸出液88.181L，其中：Zn含量：kgB产出物料a浸出渣100kg锌精矿沸腾焙烧产出焙烧矿85.644kg，经过浸出后得到渣量为：kg㓎出渣中含：ZnkgPbkgb浸出液转入溶液中的金属量：Znkg按4.3计算，浸出液含Zn139.799g/L，其体积为L㓎出过程不可避免发生漏液、喷溅等不能回收损失占锌精矿总锌量的0.9%，即损失：质量为为kg或体积为L减去损失输出浸出液：L热收入（1）ZnS按下式氧化反应放出热量kJ生成ZnO的ZnS量：kg=kJ（2）ZnS按下式反应硫酸化放出热量ZnS+2O2=ZnSO4+774767kJ生成ZnSO4之ZnS量：kg=kJ（3）ZnO和Fe2O3发生反应生成ZnO·Fe2O3放出热量ZnO+Fe2O3=ZnO·Fe2O3+114300kJ生成ZnO·Fe2O3之ZnO量：kg=kJ（4）FeS2按下式反应氧化放出热量kJ=kJ（5）FeS按下式反应氧化放出热量+1226774kJFe7S8分解得到FeS量：kg得到FeS总量：0.079kg=kJ（6）Fe7S8分解得到硫燃烧放出热量分解出S量：=0.004kg每千克硫燃烧放出热量为9303kJ，则：=kJ（7）PbS按下式反应放出热量kJPbO+SiO2=PbO·SiO2+8499kJ反应生成PbO放出热量：=2645.381kJ反应生成PbO·SiO2量：kg反应生成PbO·SiO2放出热量：=53.28kJ=2645.381+53.28=2698.661kJ（8）部份SO2生成SO3放出热量+98348kJ==4552.283kJ（9）锌精矿带入热量为加入沸腾焙烧炉中的锌精矿温度为40℃，比热为0.84kJ/(kg·K)。=kJ（10）空气带入的热量为空气比热取1.32kJ/（m3·℃），地区年平均温度温度14.4℃。=kJ（11）焙烧锌精矿中水分为8.696kg，水分比热取4.1868kJ/（kg·K），100kg精矿中的水分带入热量：=8.696×40×4.1868=1456.377kJ热量总收入Q总收为：Q总收=Q1+Q2+……+Q11=324339.131+32509.987+1970.06+68480.211+551.60+1441.965+2698.661+4552.283+3390.811+4816.076+1456.337=446207.116kJ4.2㓎出新液净化冶金计算取100kg干精矿进行计算。锌粉净化过程过量为：kg表4-11锌焙烧矿常规浸出金属平衡表项目数量LZnPbg/Lkgg/Lkg加入废电解液锌焙烧矿氧化锌浸出共计387.83185.644kg88.18166.20950.48660.31%14019.58051.65212.3451.31684.8931.51%1.2931.293产出浸出液浸出渣损失共计538.92338.4233.298139.75123.66%75.3419.0910.46184.8933.37%1.2920.0011.2934.3锌电解沉积冶金计算4.3.1电解沉积物料平衡计算相应计算参数的选取冶炼总回收率：95%；阴极锌电炉熔铸锌直接回收率：97.5%；锌液含锌140g/L，电积析出锌：95g/L；新液含锰3.5g/L，废电解液含锰：3.0g/L；产出1t阴极锌消耗铅阳极：4.5kg；阴极锌平均含铅取：0.005%；新液密度1.33kg/L，废电解液密度：1.25kg/L；电积过程中喷溅、漏液、跑液等不可避免损失的锌量占进料精矿总锌量的0.36%。取100kg锌精矿（干量）计算A阴极锌产量阴极锌含金属量：kg新液净化过程消耗锌粉1.537kg。这部分锌粉有的来源于阴极锌经熔化、压缩空气制得，有的是浮渣处理的到的。按第三节计算，吹制锌粉还需要1.223kg阴极锌。阴极锌含金属锌的总量为：kg根据锌片含锌质量标准为Zn99.99%，计算得到产量为：kg。B用于电积的新液量及其各组分含量电积过程消耗新液量体积：L，质量为：kg其中ZnSO4kgH2OkgC阳极泥生成量阳极泥中含Mn量为：kg计算出MnO2：kg，其中含O量：kg产出51.115kg阴极锌要消耗铅量为：kg阴极锌中含铅：kg剩余铅进入阳极泥中0.230－0.003=0.227kg，换算为PbO2量：kg其中含O量：kg阳极泥中含MnO2、PbO2的总量为：kg阳极泥中含MnO2、PbO2含O量：kgD电积时并阳极产生进入大气中的氧量阳极电解析出氧含量：kg释放到大气中氧含量：kgE电解产出废电解重量及组成电解沉积使得硫酸锌溶液中的ZnSO4和H2O分解：ZnSO4kgH2OkgH2SO4产量为：kg产出废电解液中各组成含量为：ZnSO4kgH2OkgH2SO476.587kg产出废电解液总质量：kg总体积计算得：LF不可避免损失锌量不可避免损失的锌量占精矿总锌量的0.36%，损失量为：kg电解损失的ZnSO4质量：kg电解损失的H2SO4质量：kg电解损失的H2O质量：kg电解损失质量之和：kgG输出废电解液量电解和冷却操作流程中，电解液中水的分解和蒸发量占废电解液量的10%左右，即：L(即51.985kg)减去电解中中回收不了的损失，得到废电解液中：ZnSO4含量kgH2SO4含量kgH2O含量kg废电解输出的总质量：kg废电解液输出总体积：L废电解液的组成成分：Zng/LH2SO4g/L综合整理得表4-14。4.4电解槽热平衡计算电解槽热平衡按下式计算：Q电流+Q新=Q废+Q蒸+Q溅+Q辐+传+Q余kJ/h；式中Q电流—电流通过产生的热量，kJ/h； Q新—新液带入热量，kJ/h；Q废—废电解液带走热量，kJ/h；Q蒸—电解液表面蒸发损失热量，kJ/h；Q辐+传—辐射、对流和传导损失热量，kJ/h。Q电流=0.239×4.1868IEt×