低品位氧化铅锌矿火法回收处理生产实践*

肖毕高，马绍斌，刘殿传，刘俊场

（1.云南驰宏锌锗股份有限公司，云南 会泽 654200；2.昆明冶金研究院有限公司，云南 昆明 650031）

低品位氧化铅锌矿是自然界风化的产物[1]，矿物在开采和破碎时极易“泥化”，其综合利用比较困难[2]，目前，低品位氧化铅锌矿主要利用方法有：选矿、湿法冶金、火法冶金、选矿-冶金联合等[3]。选矿方法主要包括全浮选法、重介质-浮选法、磁-浮选法等，浮选是处理低品位氧化铅锌矿的主要选矿方法[4]，选矿工艺虽然能实现低品位氧化铅锌矿的富集，但存在着富集后精矿铅锌品位不高、回收率低等问题，单一采用浮选工艺难以实现低品位铅锌矿的综合利用[5]。直接湿法冶金浸出工艺具有流程简单、易实现工业化应用，但存在着浸出率低、经济性差等问题[6]。火法冶金工艺主要是用还原剂将氧化铅锌矿石中的锌还原出来，促使高温下锌蒸气挥发进入烟气中[7]，对于品位较低的氧化铅锌矿，一般先用鼓风炉熔矿，再由烟化炉挥发[8]；品位较高的直接用回转窑等挥发[9]。选矿-冶金联合工艺主要有：先选矿后冶金、先冶金后选矿，这些工艺可有效地提高金属回收率，但存在着工艺流程长、投资成本高等问题，实际应用效果不佳[10]。

鉴于低品位氧化铅锌矿矿物种类多、结构复杂、伴生组分很不稳定、相互掺杂伴生、嵌布粒度比较细、泥化现象较严重等性质，目前单一的选矿、湿法冶金方法都不能有效地回收有价成分，选冶联合新工艺对提高难选氧化铅锌矿石的选别指标具有一定效果，但存在着成本高、流程长等问题[11]；而火法冶金处理含锌12%～20%左右的氧化铅锌矿是比较经济可行的方案。

基于上述分析，云南某公司针对矿山每年产出低品位氧化铅锌矿约6万t，该物料铅、锌品位较低，杂质成分较高，若直接进入铅冶炼或锌湿法冶炼流程存在着生产成本较高、技术经济指标较差等问题，若堆存则占用大量土地且露天堆放会造成周围土壤和水质的污染，存在较大的环保风险；因此，该公司采用熔化炉化料+烟化炉还原挥发工艺把低品位氧化铅锌矿与自产酸浸渣搭配入炉，将物料中的有价金属Pb、Zn、Ge、Ag富集于氧化锌烟尘中，实现低品位氧化铅锌矿的综合回收处理，既解决堆存带来的各种困难和环保隐患问题，又可以盘活资源、降低生产运营成本。

1 原料性质及试验原理

1.1 原料性质

该公司熔化炉化料+烟化炉还原挥发工艺所用原料主要为湿法炼锌酸浸渣和氧化铅锌矿搭配，其矿成分含量见表1、表2所示。

表1 氧化铅锌矿主要成分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 %

从表1、表2可知，该氧化铅锌矿含Zn 16.8%、含Pb 6.06%，与酸浸渣中含Zn 17.32%、含Pb 5.48%基本相当，Ge、Ag、Fe含量低于酸浸渣；CaO含量远高于酸浸渣，但可作为烟化炉还原挥发过程渣型调节原料，因此控制合适的配矿比例总体来说对于现有熔化炉化料+烟化炉还原挥发工艺的处理基本不产生负面影响。

1.2 试验原理及技术路线

氧化矿、酸浸渣、熔剂、燃料配料混合之后经熔化炉化料，熔渣进入烟化炉吹炼，利用空气与粉煤混合喷入炉内，粉煤燃烧产生大量的热和一氧化碳气体，使炉内维持较高的温度（1 150～1 250）℃和还原气氛，熔渣中的有价金属Pb、Zn、Ge、Ag被还原挥发而进入烟气中，通过收尘系统富集产出氧化锌烟尘。

本工艺主要分为两个阶段：熔化炉化料阶段及热熔渣还原挥发阶段，处理工艺流程见图1。

图1 低品位氧化铅锌矿火法回收处理工艺流程Fig.1 Process flow of recycling processing of low grade lead-zinc oxide by pyrometallurgy

工艺过程主要反应如下：

熔化炉段主要控制块煤量及富氧空气浓度，确保炉内形成高温强氧化气氛，加快化料速度，提高处理量；烟化炉段主要是控制粉煤量，在保证炉温（1 150～1 250）℃的前提下，炉内尽可能保持还原气氛，使熔渣中的有价金属（Pb、Zn、Ge、Ag）还原挥发进入烟气中，通过收尘系统富集后形成氧化锌烟尘（含锌50%～55%），熔渣（含锌＜2.8%）经水淬之后直接外销。

2 生产实践

2.1 渣型选择

从表1、表2分析数据看，氧化矿中铁、二氧化硅偏低、氧化钙含量偏高，酸浸渣中铁偏高、二氧化硅及氧化钙偏低。根据FeO-SiO2-CaO三元系相图分析，选择熔渣渣型如下：SiO2/Fe=0.7～1.2、CaO/SiO2=0.4～0.7，此时炉渣温度 （1 150～1 300）℃左右，满足熔化炉、烟化炉生产要求。从表1、表2的分析数据看，若将酸浸渣与氧化矿搭配入炉处理，铁和钙可以实现互补，只需再配入少量的石英砂即可满足工艺要求。

2.2 试生产阶段

根据渣型选择计算，对熔化炉入炉物料配比进行调整，具体配料如表3所示。

表3 熔化炉入炉物料配比（试生产阶段）Tab.3 Charge proportion of melting furnace(pilot production stage)

从表3可知，熔化炉入炉物料氧化矿：酸浸渣：石英砂比例为2.6∶7.4∶1，混合料中SiO2/Fe=0.7、CaO/SiO2=0.64，符合选择渣型的配料范围，因此，理论上渣熔点温度应为（1 150～1 300）℃。

2019年8月～12月按照表3配料要求组织生产，熔化炉按照高温强氧化气氛生产（以化料为主），烟化炉以处理热熔渣为主，生产数据如表4、表5所示。

表4 工艺过程控制（试生产阶段）Tab.4 Technological process control(pilot production stage)

表5 产品质量（试生产阶段）Tab.5 Product quality (pilot production stage)

从表4及试生产阶段的生产过程发现，处理低品位氧化铅锌矿存在着以下问题：熔化炉作业周期较长（240～270）min、处理量偏低（290 t/d）、熔渣温度偏高（放渣时用测温枪检测，熔渣温度高达1 450℃）、烟化炉放渣时容易发生爆炸。

根据表5熔渣成分分析看，水淬渣中Pb、Zn、Ge、Ag分别低至 0.07%、1.92%、20 g/t、12 g/t，氧化锌烟尘中Zn、Ge、Ag、Pb含量分别达到48.72%、627 g/t、298 g/t、14.9%，从水淬渣及氧化锌烟尘成分来看，Pb、Zn、Ge、Ag挥发效果较好；但熔化炉熔渣中Zn高、SiO2偏低，造成熔渣渣型不合理不在设计渣型范围（SiO2/Fe=0.52、CaO/SiO2=0.59）、熔点偏高、熔渣粘度大，从而导致上述各种问题的出现，因此需合理调整渣型降低熔点。

2.3 工艺优化阶段

根据试生产阶段存在的问题，对入炉物料配比进行优化，同时将熔化炉的燃料改为块煤，调整富氧浓度及天然气流量具体配料如表6所示。

从表6可知，熔化炉入炉物料氧化矿：酸浸渣：石英砂比例为1.25∶5∶1，混合料中SiO2/Fe=0.92、CaO/SiO2=0.41，相比试生产调高了SiO2/Fe，因此，理论上渣熔点温度应低于试生产的熔渣温度（1 450℃）。

2020年1月～3月按照表6配料要求组织生产，每周用还原炉熔渣置换熔化炉低渣（防止铁沉底），生产数据如表7、表8所示。

表8 产品质量（工艺优化阶段）Tab.8 Product quality(process optimization stage)

从表7可知：熔渣温度虽然降低约50℃但仍然偏高（熔渣温度1 395～1 415）℃、熔化炉作业周期有所缩短30 min、处理量达到360 t/d但与设计值相比还有较大差距，熔化炉熔渣温度仍然偏高，需进一步降低熔渣温度。

从表8可知，工艺优化后熔化炉炉渣SiO2/Fe=0.83、CaO/SiO2=0.66，炉渣渣型属于设计范围，除氧化锌烟尘中Zn含量略高于试生产阶段，Pb、Ge、Ag含量均低于试生产阶段，水淬渣中Pb、Zn、Ge、Ag含量均高于试生产阶段，说明提高熔化炉处理能力虽然能降低生产成本和提高炉床利用率，但也带来Pb、Zn、Ge、Ag主金属火法回收率的降低，这在今后产能提升的同时需兼顾考虑金属火法回收率。

2.4 产能提升阶段

通过对前面两个阶段的总结分析，若大量配入石英砂达到理想渣型，对熔化炉的炉床能力及处理量影响较大，根据熔池区的化料速度及锅炉段的温度对熔化炉的配料及生产工艺控制做进一步的调整，调整氧化矿和酸浸渣的配比，降低石英砂投入量、提高氧气及压缩空气的流量、降低天然气流量、提高块煤的配入量，产能提升阶段熔化炉入料配比如表9所示。

表9 熔化炉入炉物料配比（产能提升阶段）Tab.9 Charge proportion of melting furnace(yield improvement stage)

从表9可知，产能优化阶段熔化炉入炉物料氧化矿：酸浸渣：石英砂比例为3.33∶5.83∶1，混合料中SiO2/Fe=0.82、CaO/SiO2=0.71，相比试生产调高了CaO/SiO2。

2020年4月开始按照表9配料要求组织生产，每周用还原炉熔渣置换熔化炉低渣（防止铁沉底），生产数据如表10、表11所示。

表10 工艺过程控制（产能提升阶段）Tab.10 Technological process control(yield improvement stage)

表11 产品质量（产能提升阶段）Tab.11 Product quality (yield improvement stage)

从表10可知，熔渣温度与工艺优化阶段基本一致，熔渣温度（1 395～1 416）℃、熔化炉作业周期相比工艺优化阶段进一步缩短30 min、处理量大幅度提升达到452 t/d，从熔化炉处理能力及时间来看，获得合适的熔化炉处理低品位氧化铅锌矿搭配酸浸渣工艺技术参数。

从表11可知，工艺优化后熔化炉炉渣SiO2/Fe=0.8、CaO/SiO2=0.69，炉渣渣型属于设计范围，除氧化锌烟尘中Zn含量略低于工艺优化阶段，Pb、Ge、Ag含量均高于试生产阶段，水淬渣中Pb、Zn、Ge、Ag含量也均低于工艺优化阶段，说明产能提升后既提高熔化炉处理能力又提高了Pb、Zn、Ge、Ag主金属的火法回收率，充分实现了低品位氧化铅锌矿与酸浸渣的协同处置。

2.5 主要技术经济指标

通过近一年半的生产实践，低品位氧化铅锌矿火法处理工艺取得较好的成效，且技术经济指标均处于较好水平，具体技术经济指标如表12所示。

表12 主要技术经济指标Tab.12 Main technical-economic indicators

从表12可知，通过近一年半的低品位氧化铅锌矿搭配酸浸渣火法处理工艺生产实践，Pb、Zn、Ge、Ag火法回收率分别为 99.2%、92.83%、93.13%、99.22%，取得良好的金属回收率，实现了低品位氧化铅锌矿的综合回收利用。

3 结语

通过低品位氧化铅锌矿火法回收处理生产实践研究获得以下结论：

1）低品位氧化铅锌矿搭配酸浸渣采用熔化炉、烟化炉联合处理工艺能够实现其中Pb、Zn、Ge、Ag等有价金属的综合回收利用，合适的熔化炉入炉物料氧化矿：酸浸渣：石英砂比例为3.33∶5.83∶1，在此条件下Pb、Zn、Ge、Ag等有价金属生产综合回收率分别达到99.2%、92.83%、93.13%、99.22%。

2）低品位氧化铅锌矿采用火法回收处理工艺能够丰富公司的原料来源，缓解公司氧化矿堆存压力、盘活资源、回收有价金属，通过近一年多的生产实践，取得较好的经济技术指标。