年产12万吨电锌浸出车间的设计(毕业论文).pdf

学号:HebeiPolytechnic University毕业设计说明书Graduate Design设计题目：年产13万吨电锌的浸出车间的设计学生姓名：专业班级：学 院：冶金与能源学院*MERGEFORMAT指导教师：教授完成时间：2014年03月15日注：任务书的具体内容可依据各系要求进行修正。另，学生所做毕业设计（论文）的工作的 研究成果归河北理工大学所有，学生不能向第三方泄露有关成果内容和技术秘密。一学院冶金与能源学院学生姓名专业班级设计（论文）题目年产12万吨电锌的浸出车间的设计主要研 究目标1.掌握冶金工艺的全过程；2.熟悉锌浸出车间的全部设备及工艺流程、操作主要研 究内容L湿法炼锌工艺流程的选择与论证；2.主要技术经济指标的选择与论证；3.技术条件的 选择与论证；4.厂址的选择与论证；5.经济核算与三废治理；6.湿法炼锌的冶金计算，主要设备的选择与计算究法 研方1.理论计算法2.经验法说明书（论文）的要求内容：1绪论；2工艺流程的选择与论证；1）近代炼锌方法评述；2）湿法炼锌具体方法 的评述；3）工艺流程的选择与论证；4）设计流程的优缺点；3主要技术经济指标的选择 与论证：1）焙烧；2）浸出；3）净液；4）电解；5）系统指标；6）各项技术经济指标；4技术条件的选择与论证；5厂址的选择与论证；6经济篇；7三废的治理及环境保护；8 湿法炼锌冶金计算：1）锌精矿沸腾焙烧冶金计算；2）锌焙烧矿浸出冶金计算；3）硫酸 锌溶液净化冶金计算；4）锌电解沉积冶金计算；5）浸出渣挥发处理冶金计算；6）挥发 窑氧化锌处理冶金计算；7）年度物料平衡计算；9主要设备的选择与计算：1）氧化锌焙 烧部分设备的选择与计算；2）氧化锌浸出部分设备的选择与计算；3）浸出液净化部分 设备的选择与计算。英译汉，英文字符数按毕业设计规定执行。图纸的 要求1.车间平面布置图2.设备连接图3.浸出槽主要参 考文献1.目前有关设计内容方面的论文2.有色重金属设计手册，冶金工业出版社最新出版。起止 时间自2008年3月17日至6月20日指导教师签字：年 月日系主任 意见签字：年 月 日长见 院意签字：年 月 日学生姓名专业冶金工程 班级 04钢3开题时间2008.3.21地点是否合格毕业设计（论 文）题目年产12万吨电锌的浸出车间的设计的、业计论要乱案 毕设1文主内方等设计内容：年产12万吨电锌浸出车间的设计设计方案：1.完成电解浸出车间的设计所需的全部资料、材料、仪器、设备等。2.完成浸出车间设计所需的研究方法、路线、预期结果等。3.拟开展研究的具体步骤，要详细写明每一步研究应如何进行，需用材料、仪器、设备等。4.对于有些需要做对比研究的题目，要列出相关多种方法，以便寻找最佳研究方 法。开情的语 对题况评评议人签字（职称）：Ill（由学生填写）学院冶金与能源学院 姓名 合作者设计（论文）题目年产12万吨电锌的浸出车间的设计时间工作内容完成情况周周周周周 周周周周周周周周 4-567891012131415161718 第第第第第 第第第第第第第第生产数据即资料的查找开题报告撰写工艺流程的选择与论证主要技术经济指标的选择与论证技术条件和厂址的选择与论证和经济篇 撰写、环境保护和三废治理的撰写 湿法炼锌计算中期报告撰写主要设备选择与计算绘制图纸编写设计说明书撰写英文摘要英文文献翻译毕业答辩本人完成部分说明书4.0666万字论文万字图纸3张，折合1号图共 3张译文说明书（论文）汉译英共 万字英译汉共 0.5万单词其他指导教师签字:IV学生姓名专业冶金工程班级中期检查时间2008.5.11地点是否合格毕业设计（论 文）题目年产12万吨电锌的浸出车间的设计部 经成业计论内 已完毕设 1 文分容1.技术条件选择与论证2.厂址选择与论证3.经济篇及三废的治理和环境保护4.湿法冶金计算5.中期报告完内 待成容1.主要设备的选择与计算2.编写设计说明书3.绘制3张图纸4.撰写英文摘要5.毕业论文议对完部的量进的价 评组已成分质和度评评议人签字（职称）：班级 04钢3学生姓名注：不同的专业对毕业设计（论文）有不同的侧重点，本表仅供参考，各系可依据实际情评价内容具体要求分值评 分ABCDE调查论证能独立查阅文献和从事其他调研；能正确 翻译外文资料；能提出并较好地论述课题 的实施方案；有收集、加工各种信息及获 取新知识的能力。10109876实验方案设 计与实验技 能能正确设计实验方案，独立进行实验工作，如装置安装、调试、操作。202018161412分析与解决 问题的能力能运用所学知识和技能去发现与解决实际 问题；能正确处理实验数据；能对课题进 行理论分析，得出有价值的结论。202018161412工作量、工 作态度按期圆满完成规定的任务，工作量饱满，难度较大；工作努力，遵守纪律；工作作 风严谨务实。202018161412论文（设计）质量综述简练完整，有见解；立论正确，论述 充分，结论严谨合理；实验正确，分析处 理科学；文字通顺，技术用语准确，符号 统一，编号齐全，书写工整规范，图表完 备、整洁、正确；论文结果有应用价值。202018161412创 新工作中有创新意识；对前人工作有改进或 突破，或有独特见解。10109876总 分总分X 30%指导教师评语：指导教师签字：_年 月 日况自行制定相应的指标体系。vi班级 04钢3 学生姓名 一评价内容具体要求分值1 分ABCDE翻译资料 综述材料查阅文献有一定广泛性；翻译外文资料质量 较好；有综合归纳资料的能力和自己见解。1515131197论文（设 计）质量综述简练完整，有见解；立论正确，论述充 分，结论严谨合理；实验正确，分析处理科 学；文字通顺，技术用语准确，符号统一，编号齐全，书写工整规范，图表完备、整洁、正确；论文结果有应用价值。5050454035 30工作量、难 度工作量饱满，难度较大。252523211917创新对前人工作有改进或突破，或有独特见解。10109876总 分总分X 30%评阅人评语：评阅人签字：_年 月 日注：不同的专业对毕业设计（论文）有不同的侧重点，本表仅供参考，各系可依据实际情 况自行制定相应的指标体系。V11班级04钢3 学生姓名 一评价内容具体要求分值评 分ABCDE报告内容思路清晰；语言表达准确，概念清楚，论 点正确；实验方法科学，分析归纳合理；结论严谨；论文结果有应用价值。505045403530创 新对前人工作有改进或突破，或有独特见 解。10109876答 辩回答问题有理论根据，基本概念清楚。主 要问题回答准确、有深度。303027242118报告时间符合要求。10109876NH4：Fe2:6。采用黄钠铁机沉铁时，要先对溶液进行中和，使得PH=1.5左右，常用氧化锌作中和 5剂，并加入MnOz使Fe?+fFe转换。2.热酸浸出针铁矿法沉铁新工艺当温度在90C以上，在一定pH下，Fe会生成FeOOH晶体，即针铁矿。相当于反应：Fe（HO）3-FeOOH+MO若温度达150，则发生反应：2FeOOH+Fe2O3+H2OFeOOH和FEO3易形成大颗粒的结晶，易于固液分离当控制条件:Fe浓度小于2g/L,Ph=3-4,且温度大于90C 可生成a-FeOOH沉淀。而实际热酸浸出液含Fb的浓度在20g/L以上，有的高达3040g/L,不可直接沉淀FeOOHa在生产上采用如下两种方法：a.首先用硫化锌还原Fe3+Fe2（S04）3+ZnS=2FeSO4+2ZnSO4+S结果使得Fe的浓度小于2g/L,然后在高温下鼓入空气，使Fe2+Fe3+o同时中和时pH=3-4,可生成 FeOOH。4Fe2（S04）3+4ZnO+O2+2H2O=4FeSO4+4FeOOH另外一种方法是在热酸浸出时通入SO2进行直接还原得到F尸的溶液，而使Fe浓度小于2g/Lo这样在沉铁时不用再还原Fe3+了。3.赤铁矿新工艺当温度在150C以上时，Fe3+很大范围内按下式形式2Fe3+3 H2O=Fe2O3+6H+温度越高，越有利于生成Fe03,若溶液中呈F4,应使Fe2+Fe3+o采用赤铁矿沉铁具体操作条件：温度：200,压力：1823-2026.5kpa,停留3小时。火法处理浸出渣可分为烟化法，熔炼法和回转窑法。我国通常采用回转窑法，其过程为：被处理的物料要与还原剂混合，有时还要加入少量的石灰石促进硫化锌的分解和调节渣成分，窑内温度达1100-一1250,被还原的金属进入气相，在气相条件下被氧化成氧化物，主要反应：ZnO+C=Zn（气）+C053840 卡ZnO+CO=Zn（气）+CO2CO2+C=2CO2C0+02=2C02Zn（气）十 02=2ZnOZn（气）+C0+（）2=ZnO+C02+151040当锌呈硫酸锌状态时，主要反应：2ZnSO4=2ZnO+2SO2+02ZnO+CO=Zn（气）十 CO2Zn（气）十 S02+2 CO=ZnS+C02当锌呈硫化锌状态时主要反应：ZnS 十 Fe=Zn（气）+FeSZnS+CaO+C=Znw+CaS+CO浸出渣中的Pb以类似的反应进入气相，浸出渣中的镉、钢、错易挥发入氧化锌尘中，从而使稀散金属得到富集。浸出渣中的铜和贵金属不挥发，基本上全留于渣中，需进一步处理。火法处理浸出渣可分为烟化法，熔炼法和回转窑法我国通常采用回转窑法，其过程为:6被处理的物料要与还原剂混合，有时还要加如少量的石灰石促进硫化锌的分解和调节渣成 分，窑内温度达1100-1250,被还原的金属进入气相，在气相条件下被氧化成氧化物,主要反应：ZnO+C=Zn（气）+CO-53840 卡ZnO+CO=Zn（气）+CO2CO2+C=2COAa2 CO+O2=2CO2Zn（气）十 02=2ZnOZn（气）+CO+O2=ZnO+C02+151040 卡当锌呈硫酸锌状态时，主要反应：2ZnSO4=2ZnO+2SO2+02ZnO+CO=Zn（气）十 CO2Zn（气）十 SO2+2 CO=ZnS+CO2当锌呈硫化锌状态时主要反应：ZnS 十 Fe=Zn（气）+FeSZnS+CaO+C=Zn（）+CaS+CO浸出渣中的Pb以类似的反应进入气相，浸出渣中的偏、锢、错易挥发入氧 化锌尘中，从而使稀散金属得到富集。浸出渣中的铜和贵金属不挥发，基本上全留于渣中，需进一步处理。第三节工艺流程的选择与论证湿法炼锌厂的焙烧也是氧化焙烧，培砂中除得到氧化锌外，还要保留少量的硫酸盐，以补偿电解和浸出循环系统中硫酸的损失，另外焙烧时，还应尽可能减少铁酸锌的生成，还要脱硫，除神、镖，并且得到高浓度的SO2烟气。近代炼锌厂锌精矿粉状焙烧多用的方法有多层焙烧，悬浮焙烧和沸腾焙烧沸腾焙烧是 强化焙烧过程的一种新方法。目前已被广泛采用。多层焙烧炉外套是一种直圆筒钢壳，内衬耐火粘土砖，全炉以炉床分为若干层，该炉 适于处理含铁和铅少的精矿，如铅，铁含量过多，会使炉床的使用期限缩短，耙齿损坏快,床能力低，且空气只与炉料表面接触，须进行再焙烧，为此，这种方法未被广泛采用悬浮 焙烧是强化焙烧的一种方法，该焙烧具有以下优点：a、生产率高b、不仅不需要燃料，而且焙烧炉气的部分热还可以利用产生蒸汽.c、焙烧矿质量高，硫化物中的硫不多于0.5%,铁酸锌较少。d、焙烧炉气SO2高。e、需工人数量少.但这种焙烧也有很大的缺点：a焙烧前精矿的准备工作甚贵（要完全千燥，磨细）b.烟尘带出量较大，收尘费用较高。c.由于精矿粒子较细，以致浸出车间的浓缩过滤进行缓慢，因而其发展受到限制。沸腾焙烧是一种强化焙烧的过程，其实质是使空气流自下而上地吹过固体炉料层，鼓风速 度要到达到使固体颗粒互相分离，不停的上下运动处于沸腾状态。正是由于沸腾焙烧不紧 提高了产量而且改进了产品质量，同时还具备设备简单，控制容易等系列的优点，目前沸 腾焙烧已得到广泛应用。沸腾焙烧烧的炉型:：7目前新建的电解锌厂都采用鲁奇炉，它的上部使扩大型的炉子，扩大部分与炉床面积之比 为1.33-1.5。炉温控制：因物料含铁、磷高，沸腾层温度应控制在860-880。收尘系统:采用三段收尘法。(1)冷凝收尘器：有重力收尘作用收下的矿尘量为总量的40%60%。(2)旋涡收尘：对焙烧锌精矿来说，进入设备的炉气极为重要，一般要控制在300-450。温度过高过底都不好易造成结块，堵塞收尘器。(3)电收尘：在收尘之前，一般有高温排风机。这样可降低制酸净化系统的负压，以 便沸腾焙烧的压力调整。经过上述三段收尘，就达到了排放标准。沸腾焙烧的矿尘输送方式：采用螺旋给料机或刮板运输机，不仅改善了劳动条件。而且也减轻了劳动强度，但劳 动条件还不够好，株冶采用真空吸送工艺取得了良好的效果，其主要特点：(1)设备构造简单，投资少；(2)输送效率高；(3)可输送多晶贮放的烟尘；(4)输送管道占地面积小，可因地制宜；(因在负压下操作，劳动条件好，烟尘无飞扬 损失；(5)操作简单设备维修容易，但动力消耗大，对整个系统要求密封性好，本设计采用这 样方法。沸腾焙烧的加料装置：(1)螺旋给料机：因精矿中含有水分，且吸湿性又很强，因而在螺旋桨的经常挤压下不可避免的产生结块，严重使设备不能正常启动，固不采用此设备(2)圆盘给料机：效果较好，可使沸腾层温度在10 C范围内波动。本设计采用圆盘给 料机。炉气冷却方式：1)直接向炉气喷水冷却，因为水的汽化热很高，它的冷却效果很好。但因此增加了炉 气的含水量；2)气冷；3)利用暖热锅炉冷却。焙烧矿的冷却湿法炼锌的浸出过程，是以稀硫酸或锌电解液作为溶剂，把锌原料中的有价金属溶解 进入溶液的过程。溶液中溶解进入的除了锌以外，还有铁、铜、镉、钻、镶、种、狒及稀 有金属元素。这些杂质元素会对电解过程造成不良的影响，因此在电解之前要求把杂质尽 量除去。而且在除杂过程中尽量通过水解净化将部分杂质除去，可减轻溶液净化系统的负 担。浸出过程是将原料中的锌尽可能的溶解进入溶液中，并在浸出完成时采取一定的措 施，除去部分铁、硅、错等有害杂质，得到沉降速度快、过滤性能良好、易于实现固液分 离的浸出矿浆。浸出使用的锌原料主要有锌硫化锌精矿或硫化锌精矿经过焙烧产出的焙烧矿、氧化锌 粉与含锌烟尘以及氧化锌精矿等。其中焙烧矿是目前炼锌过程的主要原料。焙烧矿的化学成分、物相组成等对浸出过程产生溶液的质量以及金属回收率。均有很 大关系。焙烧矿的全锌量、可溶锌率、水溶锌量、可溶硅量。不溶硫量及种、锦、氟、钻、错等杂质含量是表征焙烧矿质量好坏的标志。焙烧矿含锌多少与浸出渣的数量及金属投入 量有直接关系.含锌量越高则浸出渣量越少，金属直收率越高，同时排渣工序排渣负荷也 8轻。为了求得好的经济效益，一般要求焙烧矿含锌量应在55%以上。焙烧矿中呈易溶的氧 化锌和硫酸锌对全锌的比例越高，浸出速率越大，浸出率也越高:反之，呈难溶的铁酸锌、锌酸盐的锌量越高，则浸出速率越小，浸出率越低。如果可溶锌率降低1%,则浸出率就降 低1%,冶炼总回收率降低。0.1%0.2%o在常规浸出中一般要求可溶锌率92%。热酸浸 出可以溶解铁酸锌，对加速浸出过程也是有利的。焙烧矿中的铁量在常规浸出法中对浸出 率和渣量均有重要的影响。含铁量少，焙烧矿可溶锌率高，浸出渣率越少，锌的浸出率和 冶炼回收率也增大。如果焙烧矿中的铁增加1%,那么不溶锌升高0.6%,在热酸浸出法中 含铁量除影响作业过程外，也影响铁渣量的产出率，一般要求含铁不大于12%。焙烧矿中 的硅酸盐能溶解于稀硫酸溶液中，但由于形成的硅胶在浸出矿浆中呈胶体状态，要中影响 矿浆的密度、澄清和过滤。为使浸出过程顺利进行，一般要求可溶硅量一般不超过2.5%.氟、氯会影响电解过程的正常进行，而除氟、氯的方法也比较麻烦，依次，一般要求焙烧 矿含氟、氯不超过0.02%.焙烧矿中的神、锦、钻等的含量根据溶液净化工艺不同而要求也 不一样，当然是越少越好不溶锌量对过程的影响需根据工艺流程与管理水平而定，可通过 调整流态化操作制度而进行调整。焙烧矿粒度对锌的浸出率有很大影响，流态化焙烧产出的焙烧矿粒度越细，则残硫越 少。此外，焙烧矿粒度越细，则浸出速度越快。焙烧矿粒度与浸出速度关系如下：表2-1焙烧矿粒度与浸出速度关系焙烧矿粒度mm0.3-0.880.88-0.320.32-0.210.21-0.150.15浸出时间min55403521氧化锌与含锌烟尘成分复杂，虽然含锌较高，一般55%-65%,但含杂质较多，尤其含 氟、氯高。浸出前要先将其进行脱氟、氯处理。一般将其单独浸出后，得到的硫酸锌溶液 再与焙砂浸出液合并，送下一工序净化除杂质。氧化锌矿的特点是硅高，难于选矿富集。湿法冶金处理氧化锌的最大难点是浸出是生成难以过滤的胶体经过研究者的长期不懈努 力，已有一些处理硅酸盐氧化矿酸浸技术。浸出过程可分为连续浸出和间断浸出。连续浸出的特点是：(1)备生产能力大；(2)焙烧矿在冲矿过程中利用显热加热矿浆；(3)采用湿法输送焙烧矿，可减少矿尘的飞扬损失，改善条件，且节省冷却热焙砂的 设备；(4)过程易于实现自动化。通常情况下，连续浸出适于矿源固定，精矿品位高，杂质少的大中型冶炼厂。而间断 浸出适用于供矿点较多，成分较复杂，品位较低的工厂。根据浸出方法可分为一段浸出和多段浸出。由于一段浸出的浸出率低，故很少采用。我国过一般采用两段浸出，而国外有的工厂采用三段浸出。间断浸出的优点主要是可以处理不同矿山的锌精矿及质量较低的精矿，其次是可确切 的计算焙烧装入量，缺点有设备利用率低；(2)有时需要消耗蒸汽加热溶液及合金钢或 铅制蛇型的热管。(3)运输焙烧矿的劳动条件不良；(4)焙烧矿与含50-lOOg/LH2s04的溶液 直接接触，增多杂质的溶解量。本设计采用连续浸出.1.矿粉系统：烧矿湿法上矿(调成矿浆)，该法具有以下优点:不需要冷却热焙烧矿的设备。消除 烟尘飞扬，可利用焙烧矿的物理加热浸出有的溶液，这样在焙烧炉下面就开始了浸出过程 9矿浆在管道内输送每人眼与焙烧矿充分接触，发挥了管道反应的优越性。(2)分级设备:湿法炼锌厂对焙烧矿采用两种分级方法，即湿法分级和干法分级。湿法 分级又分为水力旋流器和圆锥分级机。本设计采用圆锥分级机。它是基于矿浆中粗细颗粒 陈降速度不同而进行分级的设备。其特点是不需要外加给矿，溢流粒度稍细。排矿常有堵 塞，排矿器磨损较快。(3)冷却收尘，旋涡收尘，电收尘特点：细粒加在低酸槽浸出，粗粒加在高酸槽浸出。(4)除神、狒不外加铁:用中和沉铁法时，溶液中的神、锣可与铁发生共沉淀，必须保 证有足够的铁离子，通常铁的含量为种、狒总量的十倍以上。一般湿法炼锌厂往往需要在浸出矿中饭奴部分硫酸亚铁，以满足除神、葬的需要。本设计借鉴 株冶的先进技术，把磨矿底流直接打到酸浸的中酸槽。这样使除种、锦不外加硫酸亚铁。这样即保证了中浸的浸出率，又增加了铁矿浆。(5)矿粉中性浓缩底流不打入高酸槽。为了进一步浸出锌，达到最后限度的溶解锌，得到高的浸出率，同时避免大量杂质的溶解，使之具有良好的过滤性能，以便进一步分离 固体与液体，所以矿粉中性浓缩底流打入中酸，低酸槽。2.氧化锌系统：1)氧化锌粉不设分级设备，串联两台球磨机。因为氧化锌粉本身黏度小，为了减少 工序。同时不降低混合磨细的效果。目的使为了把氧化锌粉料磨的更细，更均匀。2)中性上轻液不直接净化而返回冲矿。因为氧化锌浸出上清液含杂质较高，直接送净 化，将增加净化负荷，这样做对提高溶液的质量，提高电流效率起到了很好的效率。3)二段浸出：目的是使焙烧矿中的锌最大限度进入溶液，借鉴株冶经验采用一次中 性浸出，二次酸性浸出，一次浸出在空气搅拌槽内进行，浸出过程溶出很多杂质，所以采 用上清液送去冲矿，其底流送去酸浸，因为氧化锌尘中钢错含量较高，而且需要富集，固 采用这种方法。4)加热方式的选择：浸出过程用蒸汽加热矿浆至7080度，因为蒸汽来源于沸腾焙 烧的余热，故比较经济合理。浸出槽的选择：浸出槽有两类，空气搅拌槽和机械搅拌槽，一般作业中有氧化作 用的用空气搅拌槽。有还原作用的用机械搅拌槽。加锌粉除钻、铜时为还原过程，采用机 械搅拌槽；焙烧矿浸出时，采用空气搅拌槽。3,浸出渣处理：各种经济技术指标如下：表2-2浸出渣处理的各种经济技术指标投资(万元)浸出渣处理黄钾铁矶法针铁矿法株冶回转窑法锌总回收率1080011000110509000锡总回收率)88969695.4Cu在渣中总回收率的60858585-90Pb在演中总回收率(%)40909041025硫总回收率(%)/60-658575直流电单耗Kwh/tZn97979793硫酸消耗量342019001900/成本(元/tZn)/1323焙烧矿产出量2100001900019000/4,硫酸锌溶液的挣化，上清液质量要求:10经中性浸出和中性浓缩后得到的上清液，其中含有大量的杂质离子，在电解之前必须 进行净化。挣化的目的是将溶液中对电解有害的杂质除至允许含量，并且将这些杂质元素 变为原料进行综合回收。表2-3硫酸锌溶液的净化上清液质量要求兀素ZnCuCdAsGe上清液g/L130-1700.4-0.80.68-0.800.00036-0.0000180.005-0.002净后液g/L130-1700.00050.00050.00050.00005NiCoFeClFMn0.00-0.0020.01-0.050.0015-0.0010.10.04-0.13.190.0020.0010.0010.10.053-6我国的湿法炼锌厂均采用两段净化法，多数厂一段为锌粉置换除铜镉，二段为黄药除 钻。锌粉置换除铜镉:铜和锅以硫酸盐的状态存在，过程的目的是将其中的铜镉置换出来，从而得以除去，生成如海绵状铜沉淀物经过进一步处理以回收其中的铜和隔.黄药除钻:钻在溶液中呈二价存在，溶液中加入黄药，并加入硫酸铜做氧化剂。使二 价钻氧化成三价钻.在工业中除钻的方法有很多：1）种盐净化法:在中性或弱酸性溶液中加入锌粉的同时加入铜盐和种盐，温度控制在 75-80,该法主要利用微电池原理使神、钻、铜等离子在微电池上还原生成合金而除去。2）狒盐净液法：原理同上。钾盐法不加铜盐，除钻效果好，添加剂耗量少等优点但同 时因耗锌量大，流程长等缺点，在我过尚未推广。3）黄药除钻:原理同上，主要反应：CoS04+CuS04+4C2H50CS5=Cu（C2H6OCS5）+Co（C2H60cs5）3+3K2S04优点:效果好，可以产出一级锌，除钻渣易处理，操作简单，工艺成熟；缺点：消耗昂贵试剂。除钻液残钻高。4）万一奈酚除钻法：因试剂易与铜镉铁形成不溶物，故除钻应在除铜镉之后进行，以 减少药剂用量.主要反应：13CioH6ONO-+4Co2+5H+=C9OH6NH2OH+4Co（Ci0H40N0）3+H20操作过程:往挣化槽中加入万-奈酚，然后加入NaOH和HNO3或者加入预备的纳盐溶液，搅拌lOmin钟，再用废电解液酸化至0.5g/L,H2sO,；再搅拌lh。过剩试剂用活性炭吸附除 去。5.管式压滤器的选择：板框压滤机是较老的过滤设备，由于它具有结构简单制造方便，适应性大，滤液清澈 等优点，目前在冶金行业仍得到广泛应用。但它具有间断作业，装布，卸渣等辅助操作时 间长，劳动强度大，滤布消耗较高等缺点。本设计采用尼龙管式压滤机.这种过滤设备具有机构合理，工艺先进，延长了滤布寿命，较好的解决了锅镁结晶堵 塞滤布的问题，并且该系统具有占地面积小，过滤速度快，劳动条件好等系列优点。6.深度净化工艺：深度净化工艺具有下列优点：（1）提高了锌的质量；（2）改善了电解的技术经济指标：能除去用黄药所不能除去的杂质银错等；（4）砒霜相比，该法的特点是不产生有毒气体，操 11作条件好，但也有不足之处:锌粉量大、渣量大、压滤困难、镉复溶。7.(1)电解沉积:工业上从硫酸锌水溶液电解沉积锌有三种方法:低酸低电流密度，中酸中电流密度，高酸高电流密度。如表2-4目前，国内工厂采用中酸中电流密度的下限，低酸低电流密度的上限进行电解的方法。锌电解沉积，电解液冷却，极板制造和电解槽清理等设施是锌电解车间的一般配置。表2 4电解沉积三种方法的比较:方 法电解液含h2so4阴极电流密度优缺点低酸低电流密度110-130g/L300-450耗电少、生产能力小、基建投资大中酸中电流密度130-160g/L500-700操作比较简单、生产能力在两者之间高酸高电流密度220-300g/L1000以上生产能力大、耗电多、电解槽复杂冷却：锌电解沉积过程中，由于电热效应，而使电解液温度不断升高。为了维持电解槽的热平衡，保证稳定的电解温度。必须设置电解液冷却设施。电解液冷却方式有以下几种:槽内冷却，真空蒸发冷却，冷却塔冷却。其优缺点和适用条件如表2 5。本设计采用冷却塔的方式。8.熔铸阴极锌熔铸通常采用的炉子是低频感应电炉，由于低频感应电炉具有一系列的优点，现己逐步取代反应炉。本设计采用低频感应电炉。反射炉(优点)：投资费用少，设备制 造简单，维修检修方便。缺点：单位面积生产能力小，烧损大，金属回收率低，烟气量大，而有收尘设施，热 利用率低。低频感应炉：优点：单位生产能力大，金属直收率高。易于调节，温度稳定，可以连续作业，缺点:投资费用大，热利用率高，占地面积小。设各制造复杂，维修较困难_表2 5锌电解液各种冷却方式的适用条件及其优缺点_ 5 槽内冷却 真空蒸发冷却 冷却塔冷却适用条件 优 点 缺点生产规摸小，电流强度小 一般为小循环，供水充足,水温低。设备制造简单，不需单独 管理，无动力消耗。生产规模大.电流强度大，大 循环，建厂地区气温高，湿度 大。不受地区气候条件限制，能够 保证电解液达到低温变电解 槽利用系数大，由于蒸发时带 走水分，可增加洗渣水量，降 低渣中水溶锌，从而提高锌的 直收率，降低硫酸的消耗，便 于实现自动化设备制造较复 杂，蒸汽和水消耗投资多，经 营费用高，需常处理结垢物。生产规模大.电流强度大 大循环，建厂地区气温高,温度小。投资设备制造比较简单，小，不消耗水和蒸汽，经营费 用低，可蒸发部分水分。间接热交换，水消耗量大,受地区气候条件限制，电受地区气候的湿度限制较 严，当电解液温度超过空12解槽利用系数小，耗用较 多有色金属。气湿度温度时不能采用第四节设计流程的优缺点设计的优点：a焙&采用固体流态化技术，提高了床能力，改善了焙烧矿质量。b.沸腾炉SO?回收率高。c.用沸热锅炉冷却气体，提高了能量的利用率。d.采用了真空吸逸烟尘，提高了输送效率，减少了损失，改善了劳动条件。e.热焙砂直接湿法上矿，改善了劳动条件，提高了金属回收率。f.浸出连续操作，易于实现自动控制g.采用了沸腾净液，除铜锅，提高了净液速度和质量h.采用了管式压滤器，提高了压滤的速度和质量，减轻了劳动强度。i.采用空气冷却塔冷却净液，减少了能耗。j.Cu、Cd、Co、Pb、Zn、Ge、Ag等有价金属可以综合回收k.浸出采用不外加硫酸亚铁的工艺，既达到了除杂的目的，又降低了成本,提高了劳动生产率。1.设有完善的收尘设备，提高了金属回收率，改善了劳动条件。m.熔铸采用低频感应电炉和圆盘过滤机，实现了连续铸键。本设计的缺点：a.挥发室中金银的回收未得到很好的解决。b.净液未达到深度净化，影响了电解质量和电流效率.c.除钻间断与连续浸出，连续除铜隔不配套。d.回转窑处理浸出渣遇到的问题难以克服13第三章主要技术经济指标的选择与论证 第一节焙烧1.焙烧矿的质量可溶锌:本设计的可溶锌选取92%-93%,焙烧矿的可溶锌率对浸出率和冶炼总回收率影 响很大，若锌可溶解率降低1%,则浸出率降低1%冶炼总回收率降低0.1%0.2%,通常焙 烧矿中的可溶锌率大于90%。影响可溶锌率的主要因素有：1）精矿品位的影响:锌精矿品位的增加，则可溶锌率随之增加。根据株冶实践，当精 矿含锌在48%左右时，锌可溶率在92%左右，本设计题目中锌精矿品位为47.5%,则取焙烧 矿的可溶率为92%-93%合理。2）焙烧矿温度与可溶锌率的关系：如图3-1（ZeFeS0系图）。温度影响焙烧 矿的可溶锌率，在实际生产中氧化焙烧的温度要控制在1000C以上，我国的氧化焙烧温度 一般控制在1070-1100。，在湿法炼锌厂中为了满足湿法炼锌的需要，氧化焙烧的温度通 常控制在870-900 C,以便使大部分硫化锌氧化成氧化锌的同时在焙烧的矿中保留部分 ZnO.2ZnS04oio7?图3-1 Ze-Fe-S-0系IgpO2一乜平衡图T3）炉型和鼓风量的影响:本设计采用鲁奇炉，它的上部分为扩大型的炉子。这样可使 得精矿与空气接触充分，从而使焙烧速度达到最大，烟尘率降低。烟尘在本设备内停留时 间长，再湿法炼锌中实际鼓风量的L2-1.3倍。这样的风量足以使气流速度处于临界直线 14速度以上维持沸腾状态。株冶实践证明精矿含Zn 47.5%时，焙砂中的可溶锌率为92.05%,烟尘中的可溶锌率为93.89%.2.焙烧矿的直收率根据株冶实践安排，本设计焙烧的直收率为99%是合理的。为达到这样的直收率，工 艺上采取了 一定的措施：1）精矿的运输和堆放，在精矿的运输过程中，放密闭的系统中，避免风吹和雨淋。2）精矿干燥设收尘系统。3）沸腾炉设计收尘系统。4）真空输送烟尘。5）湿法上矿。第二节浸出1.矿粉浸出率82%-87%。矿粉浸出率的影响因素：1）可溶锌的影响:焙砂中可溶锌率提高，矿粉的浸出率必将提高。因为锌可为82%-87%o 因此我们取浸出率为84%是合理的。2）固液比：液固比增大，溶液混合良好，扩散较易，所以提高矿粉浸出率。本设计取 液固比可取1：93）温度:从动力学角度讲，温度提高，扩散过程加快，浸出率提高，本设计中温度为 60-75C酸浸温度为65-85C,如温度过高则蒸汽耗量增大，成本提高。4）浸出时间：提高浸出时问，则矿粉浸出率随之升高，但是浸出时间过长，设备投资 增加，动力消耗大，而矿粉浸出率增加不大，所以过分增加浸出时间。在经济上不合理。一般来说中浸1小时酸浸取1.5小时。5）搅拌强度:搅拌强度增大，则扩散加快，加快反应速度但是搅拌强度过大则造成矿 浆的飞溅损失，这时对加快反应速度的促进作用也不在很明显，并将使动力消耗增加，设 备损失增加。6）矿浆粒度:矿浆粒度减小，则接触面积愈大，反应也就愈迅速，在一定范围内，矿 浆粒度减小，可以加快反应速度，但粒度过小，则将给澄清带来困难，本设计中矿浆粒数 磨细到80目以上。7）高酸槽的设置:经中浸和酸浸后的浸出渣仍含有17-20%左右的锌。为了进一步提高 锌的浸出率而设置高酸槽，这虽使铁大量溶解。但在以后的工序中将用共沉淀法除去。8）浸出剂的浓度终点剂：溶液本体中：浸出剂浓度愈大，反应速度愈快溶液的pH值愈高，对杂质水解除钻越有 利，但是硫酸锌在一定的PH值条件下也会水解，根据理论计算和实践.中浸时pH约为5.2,酸浸是高酸槽为0.5m中,酸槽1.5-2.5,低酸槽2.5-3.0。矿粉浸出渣率40-50%。2.锌的浸出率越高，则渣率越低。影响浸出渣率因素，目前影响矿粉锌浸出率的因素,降低矿粉浸出渣率，主要应降低渣中水溶锌其影响因素为：1）洗水用量:洗水用量越大则渣中的可溶锌越低但不能无限制的加大洗水用量，否则 难以保持溶液体积平衡。2）洗水温度:一般洗水温度控制在75-90/C,洗水温度升高，则渣中的可溶锌降低，但 洗水温度过高，不仅不利操作，而且能耗增加3）少量多次:在洗水量为定值的前提下，少量多次洗法可把矿粉浸出渣中的可溶锌有 效的洗下来。从而降低浸出渣率154）渣的性质:浸出渣中，二氧化硅含量少，氢氧化铁颗粒小，则矿浆粘度小，此时胶 粒和微粒物质不易堵塞过滤介质的毛细孔道，使过滤易于进行，在此种情况下，矿粉浸出 渣率降低。3.矿粉渣含锌：根据冶金计算矿粉浸出，渣含锌22.29%。提高矿粉的浸出率，则可降低浸出渣含锌率,前述提高矿粉浸出率的措施均适用于本工艺过程本设计采用高温高酸浸出，浸出渣，使渣 中的铁酸锌和硫化锌大部分溶解，这样可以提高锌的回收率。4.氧化锌浸出：根据株冶实践，氧化锌浸出率为95%-98%取96%左右1）氧化锌粉中锌可溶为99.4%现取氧化锌浸出率为96%合理，2）矿浆的液固比:液固比增大则酸度下降，据实践取液固比为1：7-9,3）温度:温度升高氧化锌的浸出率升高，使得氧化锌的浸出率升高。但温度过高能耗 增加，根据实践温度控制在65-85,酸浸温度控制在80-90,提高锌的浸出率，提高钿、错的回收率。4）浸出时间：采用间断浸出，氧化锌浸出系统中，浸出物量少，所以本氧化锌浸出系 统采用间断浸出。浸出时间的长短对氧化锌浸出率的影响。目前矿粉系统根据实践，氧化 锌中性浸出时间为今小时，酸浸时间为8小时5）搅拌强度：目前矿粉系统6）粒度:粒度越小，则反应面积越大，反应速度也就越快，浸出过程更易达到平衡，本设计采用两台球磨机串联，使氧化锌颗粒达到允许的范围。7）酸度同前矿粉系统5.氧化锌浸渣率:氧化锌浸渣率为26.838%。影响因素如下1）洗水用量:洗水用量增大则锌水溶液降低，浸出渣率降低，但无限制加大洗水用量 则难以维持体积平衡2）温度：升高温度锌水溶液降低，浸出渣率降低，根据实际：一般洗水温度控制在 75-90,温度不可过高，否则能耗增大，并且不利操作。3）少量多次:采用该种方法，可降低浸出渣率。4）渣的性质的影响。6.根据冶金计算渣含锌率为13.15%。提高氧化锌的浸出率，降低浸出渣率的影响指标,都会使浸出渣含锌降低。7.氧化锌浸出直接回收率：直收率=1-9475/8.699=94.53%,影响因素同矿粉。8.上清液质量要求：为了保证浸化后的新液能满足电解一级锌的要求，本设计参考株冶的实际对矿粉中浸 出后上清液的质量要求如下：Zn:130-170g/L Tu:0.15-0.45g/L Cd:0.6-1.2g/L Ni:0.008-0.012g/LCo:0.008-0.025g/L As0.00048g/L Sb0.0005g/L Fe0.02g/LSi02:0.05-0.lOg/L Ca0.6g/L Mn:2.5-5g/L F0.05g/L CKO.Ig/La.锌含量:上清液含锌少生产量相同和废液含锌相同的情况下，溶液在系统中循环量 大，设备负荷增加。能源消耗增大，并且在单位体积中质量相同的情况下，由于新液的循 环量大，使锌含杂质相对升高，影响电锌质量，降低电流效率，当锌含量过少时，电极对 很容易发生锌离子贫化，影响电解。上清液含锌过高，溶液比重增大，粘度增加，对澄清过滤造成困难，且锌离子高，电 解液电阻增加，电流效率降低，槽压升高，电耗增加，锌离子高。在废液含锌一定时，则 酸锌比增加，H+放电可能性增加，电流效率降低，更为严重的是过高的锌离子浓度易造成 16硫酸锌的结晶，粘附于阴极槽体和管道使生产无法进行为了控制上清液含锌130-170g/L可采取如下措施：1）减少冲矿的液固比2）酸性上清液量增减3）控制体积4）不外加酸5）控制硫的溶解，硫的溶解量太高，酸根积累，锌离子浓度增高，太低则锌离子浓 度减少。6）Cu Cd Co:Co是难除去的杂质，对电解危害很大，本设计采用黄药出Co,Co量太 大，除Co达不到要求，要严格控制。Cu Cd易除去，要求范围较宽。b.铁含量：由于下段浸化除铁工艺，而铁在电解中会引起.电流空耗，降低电流效率，所以要求Fe=0.02g/L,且过高的铁对澄清过滤也有影响。影响上清液中含铁的因素是：焙烧矿中铁含量的高低，镒矿浆加入量足够与否，终点 pH的控制，上清液含固多少。本设计要求镒矿浆用量充足.使二价铁离子氧化成三价铁离子，避免三价铁在与硫化 锌作用下变成二价铁，随着浸出过程的升高，使铁水解除去，严格控制终点pH值，使中 上清液中含铁量降低到标准之下。由于考虑到中浸液中水解沉淀氢氧化铁小颗粒多，澄清过滤不好。本设计通过中性浓 缩加3#凝聚剂，设中上清贮槽，使上清液再沉淀。设置备用浓缩，改善中上清液质量。使 含悬浮氢氧化铁小于1.5g/L,减少由于Cd的复溶使氢氧化铁变成二价铁进入溶液的量。l）.As、Sb、Ge这些杂质对电解的危害甚大，下段又无深度进化程序，所以中上清液 中As、Sb、Ge含量必须严格控制，影响因素:焙烧矿含量进入溶液的As、Sb、Ge量。共 沉淀的彻底程度一一浸出终点PH的控制。本设计终点PH严格控制在5.0-5.2对As、Sb、Ge的除