(园区办)年产电解锌的建议书.doc

采用氧化锌矿与硫化锌矿焙烧砂联佥流程
生产2万吨/年电解锌的建议书

一、 酉阳县锌矿资源现状
重庆市酉阳县铅锌矿资源较为丰富，迄今为止，全县境内共发现铅锌产地16处，其中，中型矿床1处（青沙沱）；小型矿床5处（细沙溪、铅厂盖、红椿岭、牯牛硐、坝竹沱）；矿点、矿化点10处（铅厂坡、踏谷坪、马拉湖、桂花、神台、高石墙、岩子厂、袜江坝、马上坪、磁岩溪）。
铅锌矿主要分布于咸丰背斜、丁市背斜、桐麻岭背斜、酉酬背斜有零星分布。赋矿层位主要为寒武系中上统，少部分为奥陶系下统，赋矿围岩以灰质白云岩为主。
现有矿产地累计探获铅锌金属资源储量36.83万吨，（其中铅3.63万吨、锌33.22万吨）按类别分基础储量14.61万吨（其中铅0.59万吨，锌14.02万吨）、资源量22.27万吨(其中铅3.04万吨、锌19.23万吨)，详见附表。
二、 湿法炼锌原料的概况
湿法炼锌精矿经焙烧—浸出—电解法生产电解锌至今，
已有90多年的历史，随着工业的发展，电解锌的用途越来越多，金属锌的需求越来越大，而硫化锌矿的开采使用日趋贫化，上世纪含锌6—7%的锌矿为浮选的最低原料，现已下降到3%以下，硫化锌矿已严重地制约了锌的生产。而含锌较低的氧化锌矿却无法在工业上得到直接的应用。过去处理低品位的氧化锌矿是经火法处理，再用所得的氧化锌用于湿法炼锌，这种方法不管在能源的消耗或是工业生产过程却是费用很大的，往往是经济效益甚差！因此，含锌≤20%的氧化矿目前无人问津，更何况含锌在10%左右的氧化锌矿。
三、 氧化锌矿的研究
上世纪五、六十年代西方工业国家已开始着手研究湿法
处理氧化锌矿。1965年11月巴西建厂处理平均含锌35%的碳酸锌矿，他们采用的是独特的1/3流程，这种流程工艺条件难于控制，设备投资大，为了沉淀硅还需一个庞大的硫酸铝生产车间。
澳大利亚电锌公司在上世纪七十年代后期研究了中和
絮凝法，并利用澳大利亚的硅酸锌在里斯本登试验车间建造生产5万吨电解锌试验工厂，并取得成功。80年代中期比利时老山公司和梅希姆公司密切合作，在泰国设计岂今为止世界上最大的湿法处理硅酸锌的锌电解厂，于1984年11月投产，处理硅酸锌含锌18.4—30.6%，sio230.7—48.8%，年产量达到6.5万吨。
从国内处理氧化锌矿的工艺来看，都存在着氧化矿含锌量低，液固比小，同时要沉淀硅都需增加硫酸铁或硫酸铝的辅助生产车间，设备投入大，浸出液含锌低，溶液转送工作量大。
意大利诺萨港锌电解厂处理硫化锌的浮选尾矿—碳酸锌矿，加入10—20%的闪锌矿，它有两个目的，一是焙烧浮选残余的有机物；另一方面碳酸矿焙烧脱除碳酸根，同时使硫酸钙脱水，在浸出后易于过滤。1972年建立3.5吨的电解锌厂，但是它的工艺结果也不甚理想，二次浸出渣含锌达到12%，其中氧化锌锌量4.18%、硫酸锌3.04%、铁酸锌4.5%、硫化锌0.42%.
在2002——2004年在山西临汾地区一家有色金属公司使用硅酸锌矿含锌25.1%，sio223.58%，与大焙砂浸出液联合处理流。通过小型试验，渣含锌1.8—3.5%，浸出率88—96.5%，通过试验取得数据，建立处理生产2万吨/年的工厂，于2004年3月试车投产，焙砂浸出渣取24个样（未经洗涤），平均渣含锌5.6%，其中酸不溶锌2.36%、酸可溶锌0.85%，水溶锌2.38%，渣率18.3%，焙砂浸出回收率〉98%，比铁矾法高出3—4倍。
氧化锌矿在工业化试车期间处理420吨，平均渣含锌5.49%、酸不溶锌1.43%、酸溶锌2.63%、水溶锌1.43%后两个框指标比试验数字偏高，浸出回收率86.3%。
在试验工作中，采用溶剂萃取法提取低品位的氧化锌矿（含锌10%左右），并取得令人满意的结果。
反萃液的成分（mg/l）
Zn（mg/l） H（mg/l） Co Ni Ge Cd Cu Fe
1 146.6 48.37 1.38 <10 <0.05 <0.16 <0.36 12.84
2 136.49 59.74 0.81 0.80 <0.05 1.68 7.94 5.3
3 128.42 74.02 0.91 0.90 <0.05 1.32 8.92 8.8
从上述反萃液来看，除铜外，其它元素基本符合电解锌液的要求。
由于硫化锌矿的贫乏，而大量低品位的氧化锌矿，目前又没有找到有效的选矿方法，寻找低品位氧化锌矿处理新工艺；硫化锌矿与氧化锌矿联合处理方案是一种湿法炼锌的新创举。萃取法是处理含锌<10%氧化锌及其他含锌低的溶液回收锌的绝好工艺。
四、硫化锌精矿焙砂与氧化锌矿联合流程的构想
硫化锌精矿与氧化锌矿联合流程在山西省临汾地区某有色金属事业有限公司，经处理五千吨毛矿的实践证明焙砂的浸出率比采用二段浸出的黄钾铁矾法的浸出回收率高才出3—4%，用联合流程锌浸出回收≥98%，是客观存在的，同时减少碳酸铵的消耗，也缩短了3—4小时的浸出时间，如果硫化锌精矿含铅和银量少，还可以减少一段过滤工序，这是目前湿法炼锌的任何一种方法所无法比拟的。
而处理氧化锌矿利用了焙砂含锌高的优点，可以使氧化矿的浸出液在同样的技术条件下，浸出液含锌可达到100—140克/升的，这对于低品位的氧化锌矿单独处理，除非浸出液还复用于浸出，否则是无法达到这样的含量的，同时利用焙砂中的铁离子，使硅在浸出中沉淀多彻底，如单独处理氧化锌矿必须另设硫酸铁或硫酸铝车间，这样又省去一大笔开支，因此，采用联合流程可以处理含锌25—18%左右的氧化锌矿，它是湿法炼锌领先的工艺。
由于氧化锌矿一般都是含钙、镁、铝较硫化锌矿高，因此，与硫化锌精矿焙砂相结合，又解决了硫酸的来源问题。
当然如采用溶剂萃取法处理低品位的氧化锌矿也是一种可行的生产工艺。因为溶剂萃取法的反萃含酸比较高，含锌也高，利用这种反萃来做酸载体，用于浸出氧化锌矿，就可得到含锌更高的中性浸出液。但萃取法一次性设备投资大，但原料价格低，运转费用比常规费用可能偏高点，主要是电耗高些。
这里必须指出，利用氧化锌矿生产电解锌，必须考虑三个问题：一是厂址的选择；由于氧化锌矿含锌品味较低，运输工作量大，厂址离矿山不能太远，最好为100公里为宜。二是必须有足够的地方堆渣，如含锌18%的氧化锌矿产出渣打越6倍于原料；三是要与硫化锌焙烧砂相结合，解决硫酸的储备问题。
低品位氧化锌矿在上世纪80年到后期到90年代上期，有不少电解锌厂采用一氧化锌为原料，但他们均以失败而告终。
其原因是什么？当时掌握这种技术水平的人有限，有甚者采取正当排列组合，凭借一些禁烟，缺乏殷厚的理论基础，简单地用硫化锌焙砂的浸出工艺运用到氧化锌矿中来，必然会导致失败，也有的由于资金不足，液固分离采用简单的带动强度大的厢式过滤设备，使浸出渣含锌高，严重地影响回收率，尤其云南当时建立了十七、八家用氧化锌矿生产2000t/年的工厂，大多数以失败而告终。
五、经济效益的比较
本文只对使用氧化锌矿原料与使用硫化锌精矿焙砂各生产10000吨金属量的价值进行对比，前提条件为氧化锌矿矿山产地离电解锌厂100公里，渣堆场离工厂5公里以内，人力、电力、硫酸的消耗在硫化锌焙砂浸出的基础增加消耗部分，常规焙砂浸出回收率95%，联合流程焙锌浸出回收率98%，氧化锌浸出回收率85%，氧化锌矿含锌18%。
浸出生产成本比较
氧化锌原矿（含量18%）
硫化锌焙砂
项目
数量（t）
单价
（元/t）
金额
（万元）
项 目
数量（t）
单价
（元/t）
金额
（万元）
氧化矿金属锌
11764.7
7000
82352.9
焙 砂
锌 量
10526.3
2000
210526
人工费
增加40人
1000
元/月
48
碳 胺
消 耗
20
500
1000
电费
增加120
0.4
元/月
48

硫酸
增加800kg/t
600元/t
480

运渣
6.94445
10元/t
69.4
运渣
13333.3
10
13.4
合计

82998.3
合计

211539.4
以生产10000吨金属锌原料价差：
211539.4－82998.3=128541.1
用联合流程焙砂增加金属量价值：
（10000÷0.95－10000÷0.98）×20000＝6444万元
可见年生产2万吨电解锌，其中一万吨用的是18%的含锌量的氧化锌矿比其都用硫化锌矿其原料费用就少用134985.1万元。
也许这个计算过于理想化，但是本文提供的指标是通过工业化实践总结出来的。
六、项目建议
综上所述，利用酉阳县丰富的氧化锌矿资源，投资兴建2万吨的电解锌厂是切实可行的，该项目具有资源丰富，符合国家产业政策，投资回报高，市场前景好的特点，希望有识之士进行大胆的尝试。
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