低品位氧化鉛鋅礦火法回收處理生產實踐*

肖畢高，馬紹斌，劉殿傳，劉俊場

（1.云南馳宏鋅鍺股份有限公司，云南 會澤 654200；2.昆明冶金研究院有限公司，云南 昆明 650031）

低品位氧化鉛鋅礦是自然界風化的產物[1]，礦物在開采和破碎時極易“泥化”，其綜合利用比較困難[2]，目前，低品位氧化鉛鋅礦主要利用方法有：選礦、濕法冶金、火法冶金、選礦-冶金聯合等[3]。選礦方法主要包括全浮選法、重介質-浮選法、磁-浮選法等，浮選是處理低品位氧化鉛鋅礦的主要選礦方法[4]，選礦工藝雖然能實現低品位氧化鉛鋅礦的富集，但存在著富集后精礦鉛鋅品位不高、回收率低等問題，單一采用浮選工藝難以實現低品位鉛鋅礦的綜合利用[5]。直接濕法冶金浸出工藝具有流程簡單、易實現工業化應用，但存在著浸出率低、經濟性差等問題[6]?；鸱ㄒ苯鸸に囍饕怯眠€原劑將氧化鉛鋅礦石中的鋅還原出來，促使高溫下鋅蒸氣揮發進入煙氣中[7]，對于品位較低的氧化鉛鋅礦，一般先用鼓風爐熔礦，再由煙化爐揮發[8]；品位較高的直接用回轉窯等揮發[9]。選礦-冶金聯合工藝主要有：先選礦后冶金、先冶金后選礦，這些工藝可有效地提高金屬回收率，但存在著工藝流程長、投資成本高等問題，實際應用效果不佳[10]。

鑒于低品位氧化鉛鋅礦礦物種類多、結構復雜、伴生組分很不穩定、相互摻雜伴生、嵌布粒度比較細、泥化現象較嚴重等性質，目前單一的選礦、濕法冶金方法都不能有效地回收有價成分，選冶聯合新工藝對提高難選氧化鉛鋅礦石的選別指標具有一定效果，但存在著成本高、流程長等問題[11]；而火法冶金處理含鋅12%～20%左右的氧化鉛鋅礦是比較經濟可行的方案。

基于上述分析，云南某公司針對礦山每年產出低品位氧化鉛鋅礦約6萬t，該物料鉛、鋅品位較低，雜質成分較高，若直接進入鉛冶煉或鋅濕法冶煉流程存在著生產成本較高、技術經濟指標較差等問題，若堆存則占用大量土地且露天堆放會造成周圍土壤和水質的污染，存在較大的環保風險；因此，該公司采用熔化爐化料+煙化爐還原揮發工藝把低品位氧化鉛鋅礦與自產酸浸渣搭配入爐，將物料中的有價金屬Pb、Zn、Ge、Ag富集于氧化鋅煙塵中，實現低品位氧化鉛鋅礦的綜合回收處理，既解決堆存帶來的各種困難和環保隱患問題，又可以盤活資源、降低生產運營成本。

1 原料性質及試驗原理

1.1 原料性質

該公司熔化爐化料+煙化爐還原揮發工藝所用原料主要為濕法煉鋅酸浸渣和氧化鉛鋅礦搭配，其礦成分含量見表1、表2所示。

表1 氧化鉛鋅礦主要成分Tab.1 Main composition of lead-zinc oxide ore %

表2 酸浸渣主要成分Tab.2 Main composition of acid leaching residues %

從表1、表2可知，該氧化鉛鋅礦含Zn 16.8%、含Pb 6.06%，與酸浸渣中含Zn 17.32%、含Pb 5.48%基本相當，Ge、Ag、Fe含量低于酸浸渣；CaO含量遠高于酸浸渣，但可作為煙化爐還原揮發過程渣型調節原料，因此控制合適的配礦比例總體來說對于現有熔化爐化料+煙化爐還原揮發工藝的處理基本不產生負面影響。

1.2 試驗原理及技術路線

氧化礦、酸浸渣、熔劑、燃料配料混合之后經熔化爐化料，熔渣進入煙化爐吹煉，利用空氣與粉煤混合噴入爐內，粉煤燃燒產生大量的熱和一氧化碳氣體，使爐內維持較高的溫度（1 150～1 250）℃和還原氣氛，熔渣中的有價金屬Pb、Zn、Ge、Ag被還原揮發而進入煙氣中，通過收塵系統富集產出氧化鋅煙塵。

本工藝主要分為兩個階段：熔化爐化料階段及熱熔渣還原揮發階段，處理工藝流程見圖1。

圖1 低品位氧化鉛鋅礦火法回收處理工藝流程Fig.1 Process flow of recycling processing of low grade lead-zinc oxide by pyrometallurgy

工藝過程主要反應如下：

熔化爐段主要控制塊煤量及富氧空氣濃度，確保爐內形成高溫強氧化氣氛，加快化料速度，提高處理量；煙化爐段主要是控制粉煤量，在保證爐溫（1 150～1 250）℃的前提下，爐內盡可能保持還原氣氛，使熔渣中的有價金屬（Pb、Zn、Ge、Ag）還原揮發進入煙氣中，通過收塵系統富集后形成氧化鋅煙塵（含鋅50%～55%），熔渣（含鋅＜2.8%）經水淬之后直接外銷。

2 生產實踐

2.1 渣型選擇

從表1、表2分析數據看，氧化礦中鐵、二氧化硅偏低、氧化鈣含量偏高，酸浸渣中鐵偏高、二氧化硅及氧化鈣偏低。根據FeO-SiO2-CaO三元系相圖分析，選擇熔渣渣型如下：SiO2/Fe=0.7～1.2、CaO/SiO2=0.4～0.7，此時爐渣溫度 （1 150～1 300）℃左右，滿足熔化爐、煙化爐生產要求。從表1、表2的分析數據看，若將酸浸渣與氧化礦搭配入爐處理，鐵和鈣可以實現互補，只需再配入少量的石英砂即可滿足工藝要求。

2.2 試生產階段

根據渣型選擇計算，對熔化爐入爐物料配比進行調整，具體配料如表3所示。

表3 熔化爐入爐物料配比（試生產階段）Tab.3 Charge proportion of melting furnace(pilot production stage)

從表3可知，熔化爐入爐物料氧化礦：酸浸渣：石英砂比例為2.6∶7.4∶1，混合料中SiO2/Fe=0.7、CaO/SiO2=0.64，符合選擇渣型的配料范圍，因此，理論上渣熔點溫度應為（1 150～1 300）℃。

2019年8月～12月按照表3配料要求組織生產，熔化爐按照高溫強氧化氣氛生產（以化料為主），煙化爐以處理熱熔渣為主，生產數據如表4、表5所示。

表4 工藝過程控制（試生產階段）Tab.4 Technological process control(pilot production stage)

表5 產品質量（試生產階段）Tab.5 Product quality (pilot production stage)

從表4及試生產階段的生產過程發現，處理低品位氧化鉛鋅礦存在著以下問題：熔化爐作業周期較長（240～270）min、處理量偏低（290 t/d）、熔渣溫度偏高（放渣時用測溫槍檢測，熔渣溫度高達1 450℃）、煙化爐放渣時容易發生爆炸。

根據表5熔渣成分分析看，水淬渣中Pb、Zn、Ge、Ag分別低至 0.07%、1.92%、20 g/t、12 g/t，氧化鋅煙塵中Zn、Ge、Ag、Pb含量分別達到48.72%、627 g/t、298 g/t、14.9%，從水淬渣及氧化鋅煙塵成分來看，Pb、Zn、Ge、Ag揮發效果較好；但熔化爐熔渣中Zn高、SiO2偏低，造成熔渣渣型不合理不在設計渣型范圍（SiO2/Fe=0.52、CaO/SiO2=0.59）、熔點偏高、熔渣粘度大，從而導致上述各種問題的出現，因此需合理調整渣型降低熔點。

2.3 工藝優化階段

根據試生產階段存在的問題，對入爐物料配比進行優化，同時將熔化爐的燃料改為塊煤，調整富氧濃度及天然氣流量具體配料如表6所示。

從表6可知，熔化爐入爐物料氧化礦：酸浸渣：石英砂比例為1.25∶5∶1，混合料中SiO2/Fe=0.92、CaO/SiO2=0.41，相比試生產調高了SiO2/Fe，因此，理論上渣熔點溫度應低于試生產的熔渣溫度（1 450℃）。

2020年1月～3月按照表6配料要求組織生產，每周用還原爐熔渣置換熔化爐低渣（防止鐵沉底），生產數據如表7、表8所示。

表8 產品質量（工藝優化階段）Tab.8 Product quality(process optimization stage)

從表7可知：熔渣溫度雖然降低約50℃但仍然偏高（熔渣溫度1 395～1 415）℃、熔化爐作業周期有所縮短30 min、處理量達到360 t/d但與設計值相比還有較大差距，熔化爐熔渣溫度仍然偏高，需進一步降低熔渣溫度。

從表8可知，工藝優化后熔化爐爐渣SiO2/Fe=0.83、CaO/SiO2=0.66，爐渣渣型屬于設計范圍，除氧化鋅煙塵中Zn含量略高于試生產階段，Pb、Ge、Ag含量均低于試生產階段，水淬渣中Pb、Zn、Ge、Ag含量均高于試生產階段，說明提高熔化爐處理能力雖然能降低生產成本和提高爐床利用率，但也帶來Pb、Zn、Ge、Ag主金屬火法回收率的降低，這在今后產能提升的同時需兼顧考慮金屬火法回收率。

2.4 產能提升階段

通過對前面兩個階段的總結分析，若大量配入石英砂達到理想渣型，對熔化爐的爐床能力及處理量影響較大，根據熔池區的化料速度及鍋爐段的溫度對熔化爐的配料及生產工藝控制做進一步的調整，調整氧化礦和酸浸渣的配比，降低石英砂投入量、提高氧氣及壓縮空氣的流量、降低天然氣流量、提高塊煤的配入量，產能提升階段熔化爐入料配比如表9所示。

表9 熔化爐入爐物料配比（產能提升階段）Tab.9 Charge proportion of melting furnace(yield improvement stage)

從表9可知，產能優化階段熔化爐入爐物料氧化礦：酸浸渣：石英砂比例為3.33∶5.83∶1，混合料中SiO2/Fe=0.82、CaO/SiO2=0.71，相比試生產調高了CaO/SiO2。

2020年4月開始按照表9配料要求組織生產，每周用還原爐熔渣置換熔化爐低渣（防止鐵沉底），生產數據如表10、表11所示。

表10 工藝過程控制（產能提升階段）Tab.10 Technological process control(yield improvement stage)

表11 產品質量（產能提升階段）Tab.11 Product quality (yield improvement stage)

從表10可知，熔渣溫度與工藝優化階段基本一致，熔渣溫度（1 395～1 416）℃、熔化爐作業周期相比工藝優化階段進一步縮短30 min、處理量大幅度提升達到452 t/d，從熔化爐處理能力及時間來看，獲得合適的熔化爐處理低品位氧化鉛鋅礦搭配酸浸渣工藝技術參數。

從表11可知，工藝優化后熔化爐爐渣SiO2/Fe=0.8、CaO/SiO2=0.69，爐渣渣型屬于設計范圍，除氧化鋅煙塵中Zn含量略低于工藝優化階段，Pb、Ge、Ag含量均高于試生產階段，水淬渣中Pb、Zn、Ge、Ag含量也均低于工藝優化階段，說明產能提升后既提高熔化爐處理能力又提高了Pb、Zn、Ge、Ag主金屬的火法回收率，充分實現了低品位氧化鉛鋅礦與酸浸渣的協同處置。

2.5 主要技術經濟指標

通過近一年半的生產實踐，低品位氧化鉛鋅礦火法處理工藝取得較好的成效，且技術經濟指標均處于較好水平，具體技術經濟指標如表12所示。

表12 主要技術經濟指標Tab.12 Main technical-economic indicators

從表12可知，通過近一年半的低品位氧化鉛鋅礦搭配酸浸渣火法處理工藝生產實踐，Pb、Zn、Ge、Ag火法回收率分別為 99.2%、92.83%、93.13%、99.22%，取得良好的金屬回收率，實現了低品位氧化鉛鋅礦的綜合回收利用。

3 結語

通過低品位氧化鉛鋅礦火法回收處理生產實踐研究獲得以下結論：

1）低品位氧化鉛鋅礦搭配酸浸渣采用熔化爐、煙化爐聯合處理工藝能夠實現其中Pb、Zn、Ge、Ag等有價金屬的綜合回收利用，合適的熔化爐入爐物料氧化礦：酸浸渣：石英砂比例為3.33∶5.83∶1，在此條件下Pb、Zn、Ge、Ag等有價金屬生產綜合回收率分別達到99.2%、92.83%、93.13%、99.22%。

2）低品位氧化鉛鋅礦采用火法回收處理工藝能夠豐富公司的原料來源，緩解公司氧化礦堆存壓力、盤活資源、回收有價金屬，通過近一年多的生產實踐，取得較好的經濟技術指標。