湿法炼锌

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摘要

本设计是根据金山铟锗化工有限公司的实际情况，对该厂在原有的生产规模上进

行扩建，其扩建规模为10万吨/年。本设计的内容主要包括：工艺流程的选择与论证、

电解车间主要技术经济指标的选择与论证、冶金计算、车间的配置设计、设备的选择

与计算、综合利用与环境保护、车间组织与经济分析。本设计的重点是电解车间。

本设计所采用的是国内普遍采用的湿法炼锌传统工艺：锌精矿→焙烧→浸出→净

化→电积→熔铸→锌锭。

本设计的主要技术经济指标如下：

锌的总回收率：95%；

电解槽电压：3.3V；

总电流强度：25000A；

阴极电流密度：480A/m2；

电流效率：90%；

年工作日：330天；

直流电单耗：3006.697kWh/t。

本设计严格按照设计的基本原理和国家的相关标准以及技术规范，吸取国内外的

先进的技术经验，结合自身的实际情况，选择国内的成熟设备，设计出劳动强度低、

生产效率高、环境污染少的方案。

关键词：湿法炼锌；电解；车间；设计

Abstract

AccordingtotheactualsituationofJinshanZincFactory,thisdesigncarriesonthe

extensiontothisfactoryintheoriginalscaleofproduction,itxtensionscaleis100,000t/a.

Thecontentsofthedesignincludethechoiceandproofoftechnologicalpr

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ocess,thechoiceandproofofthemaintechnicalandeconomicindexinthe

electrolysisworkshop,metallurgicalcalculation,thedesignandarrangementofthe

electrolysisworkshop,thechoiceandcalculationofequipments,comprehensiverecovery

andenvironmentprotection,arrangeoftheelectrolysisworkshopandtheeconomyanalysis.

Thekeypointofthisdesignistheelectrolysisworkshop.

Themetallurgicalpressappliedinthedesignistheconventionalprocessof

hydrometallurgyofzincindomestic:Zincoreconcentrate→roasting→leaching

→purification→electrodeposition→casting→zincspindle.

Themaineconomicandtechnicalindexofthedesignwerelistedasbelow:

1、Thetotalreturns-ratioofzinc:95%;

2、Thevoltageofelectrolysistank:3.3V;

3、Thetotalcurrentintensity:25000A;

4、cathode-currentdensity:480A/m2;

5、Currentefficiency:90%;

6、Workingdaysofeachyear:330;

7、Thecostofeachtoncastofzinc:3006.697kw

.

h/t

.

Zn.

Thedesignisaccordancewithofthebasicprinciplesofdesignandthenational

standardsandtechnicalspecifications,tolearntheadvancedtechnologyandexperienceat

homeandabroad,tolectamaturedomesticequipment,designoflowlaborintensity,

highefficiency,lesnvironmentalpollution.

Keywords:thehydrometallurgyofZinc,electrolysis,workshop,design

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目录

摘要..........................................................................................................I

ABSTRACT....................................................................................................II

目录..........................................................................................................I

1总论.......................................................................................................1

1.1概述............................................................................................................................1

1.2锌的市场分析............................................................................................................2

1.2.1消费领域.................................................................................................................................2

1.2.2消费情况.................................................................................................................................3

1.2.3价格分析.................................................................................................................................4

1.2.4锌的市场分析.........................................................................................................................5

1.2.5我国锌产品结构调整方向研究.............................................................................................6

1.2.6综合评估.................................................................................................................................7

1.3设计的基本原则与目标............................................................................................7

1.4设计规模方案............................................................................................................8

1.5厂址的选择与论证....................................................................................................9

1.5.1厂址的选择.............................................................................................................................9

1.5.2建厂的可行性.........................................................................................................................9

1.5.3建厂条件.................................................................................................................................9

1.6主要设计方案..........................................................................................................10

1.6.1冶炼工艺...............................................................................................................................10

1.6.2总图运输...............................................................................................................................10

1.6.3供电......................................................................................................................................11

1.6.4供水及污水处理...................................................................................................................11

1.6.5供热......................................................................................................................................11

1.6.6环境保护...............................................................................................................................11

1.7综合技术指标..........................................................................................................12

2工艺流程的选择与论证.......................................................................13

2.1国内外锌冶炼方法的比较与发展动态..................................................................13

2.1.1国际锌冶金技术的发展趋势...............................................................................................13

2.1.2我国锌冶金技术现状与国内外先进水平的差距...............................................................16

2.1.3该企业工艺技术和装备状况...............................................................................................18

2.2原料的来源与特点..................................................................................................19

2.2.1世界锌矿资源分析...............................................................................................................19

2.2.2原料特点...............................................................................................................................20

2.3湿法炼锌工艺流程的选择与论证..........................................................................20

2.3.1湿法炼锌概述.......................................................................................................................20

2.3.2车间配置及介绍...................................................................................................................22

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3车间技术经济指标的选择与论证........................................................32

3.1电解过程中技术经济指标的选择与论证..............................................................32

3.1.1电流密度...............................................................................................................................32

3.1.2电解液中的含酸、锌量.......................................................................................................33

3.1.3电解液中杂质含量的允许范围...........................................................................................33

3.1.4混合比...................................................................................................................................34

3.1.5槽液温度...............................................................................................................................35

3.1.6电流强度...............................................................................................................................35

3.1.7同极中心距...........................................................................................................................35

3.1.8电解周期...............................................................................................................................35

3.1.9掏槽周期...............................................................................................................................35

3.2技术经济指标..........................................................................................................36

3.2.1电流效率...............................................................................................................................36

3.2.2槽电压...................................................................................................................................38

3.2.3电能消耗...............................................................................................................................40

3.2.4阴、阳极单耗.......................................................................................................................40

3.2.5添加剂单耗.........................................................................................................................40

4湿法炼锌冶金计算..............................................................................41

4.1锌精矿流态化焙烧冶金计算..................................................................................41

4.1.1锌精矿物相组成冶金计算...................................................................................................41

4.1.2烟尘产出率及其化学和物相组成计算...............................................................................43

4.1.3焙砂产出率及其化学与物相组成计算...............................................................................44

4.1.4焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算...............................................................48

4.1.5流态化焙烧物料平衡...........................................................................................................50

4.1.6热平衡计算...........................................................................................................................50

4.2锌焙烧矿常规浸出冶金计算..................................................................................55

4.2.1锌焙烧矿常规浸出浸出渣率及其化学与物相组成计算...................................................55

4.2.2锌焙烧矿常规浸出金属平衡计算.......................................................................................58

4.3硫酸锌溶液净化冶金计算......................................................................................60

4.3.1铜镉渣量和成分计算...........................................................................................................60

4.3.2净液除铜镉的金属平衡.......................................................................................................61

4.4锌电解沉积冶金计算..............................................................................................62

4.4.1电积物料平衡计算...............................................................................................................62

4.4.2电解槽热平衡计算...............................................................................................................65

4.4.3阴极锌熔铸的金属平衡计算.............................................................................................68

4.4.4浮渣球磨水洗、吹锌粉的金属平衡计算...........................................................................69

4.5焙烧矿常规浸出浸出渣挥发窑处理的冶金计算..................................................70

4.5.1配料计算...............................................................................................................................70

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4.5.2氧化锌产出率、化学成分与物相组成计算.......................................................................71

4.5.3窑渣产出率、化学成分与物相组成计算...........................................................................73

4.5.4烟气量及成分计算...............................................................................................................76

4.5.5综合物料平衡.......................................................................................................................78

4.6挥发窑氧化锌处理冶金计算..................................................................................78

4.6.1焙烧氧化锌产出率及化学成分的计算...............................................................................78

4.6.2集斗尘与冷却管尘量及成分的计算...................................................................................80

4.6.3滤袋烟尘量及成分计算.......................................................................................................80

4.6.4氧化锌焙烧综合物料平衡...................................................................................................81

4.6.5焙烧氧化锌浸出渣率及其化学成分的计算.......................................................................81

4.6.6焙烧氧化锌浸出金属平衡计算...........................................................................................83

4.7年度综合物料平衡计算..........................................................................................85

5设备的选择与计算..............................................................................89

5.1电解槽与阴、阳极的选择......................................................................................89

5.1.1电解槽...................................................................................................................................89

5.1.2阴极、阳极...........................................................................................................................91

5.2整流设备及导电设备的选择与计算......................................................................92

5.2.1整流器的选择与计算...........................................................................................................92

5.2.2导电排的选择与计算...........................................................................................................93

5.3冷却设备的选择与计算..........................................................................................94

5.4辅助设备的选择与计算..........................................................................................95

5.4.1新液贮槽、废液贮槽...........................................................................................................95

5.4.2循环槽、中间槽、事故槽、阴极泡洗槽、阴极反溶槽、化胶槽...................................96

5.4.3输送泵的选择.......................................................................................................................96

5.4.4起重机的选择.......................................................................................................................97

5.4.5阴极板刷板机.......................................................................................................................97

6电解车间的配置计算..........................................................................99

6.1车间配置..................................................................................................................99

6.1.1电解槽布置...........................................................................................................................99

6.1.2主厂房的确定.......................................................................................................................99

6.1.3厂房标高.............................................................................................................................100

6.1.4辅助设施配置.....................................................................................................................100

6.2与外专业的联系....................................................................................................100

6.2.1土建....................................................................................................................................100

6.2.2供电和照明.........................................................................................................................101

6.2.3水道....................................................................................................................................101

6.2.4采暖通风.............................................................................................................................101

6.2.5仪表....................................................................................................................................101

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7综合利用与环境保护........................................................................102

7.1综合利用................................................................................................................102

7.2安全生产................................................................................................................102

7.3环境保护................................................................................................................103

7.3.1生产工艺的环保性能.........................................................................................................103

7.3.2环保措施.............................................................................................................................104

8车间组织与经济分析........................................................................109

8.1车间组织................................................................................................................109

8.1.1车间管理与定员.................................................................................................................109

8.1.2生产工人的劳动组织与定员.............................................................................................109

8.2电锌生产成本........................................................................................................110

8.3工厂经济效果初步评估........................................................................................110

结论.........................................................................................................112

总结与体会.............................................................................................113

致谢.....................................................................................................114

参考文献.................................................................................................115

附录.............................................................................................117

英文翻译.........................................................................................................................117

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1总论

1.1概述

锌是一种重要而又“古老”的有色金属，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50%用作防腐蚀镀层，19%用于生产黄铜，16%

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。我国早在唐朝以

前就掌握了生产锌与铜的合金-黄铜技术，是世界上最早生产和使用黄铜的国家。金属

锌的生产方法也是首先由我国发明的，已有九百多年的历史。后来金属锌的冶炼技术

从我国输入欧洲，到十八世纪欧洲才有锌的冶炼技术。建国以后我国的锌工业突飞猛

进，成为世界前列的产锌大国，另外，我国的锌消费量也居世界前列。

二十世纪以来，世界锌产量增长速度较快，尤其是六十年代以后增长更是迅速。

我国是铅、锌精矿及精炼铅、锌的生产大国。2001-2010年两个五年计划期间，产量

变化趋势大致相同，均呈现总体上升趋势。同时我国也是锌消费大国，2000年我国的

锌消费水平就已经超过了美国，成为世界第一大锌消费国并一直维持至今。截止2010

年，我国的锌产量占到了全球产量的44.5%，其消费量占全球消费量的38.8%，产量

和消费量均居世界第一位。加上国内锌的加工成本低于世界平均水平，锌冶炼行业均

有一定盈利，所以我国锌产量迅速增长。但与工业发达国家仍存在一定差距，如：锌

的人均消费量低，劳动生产率低，个别工艺滞后，二次金属回收率低，研究开发力度

不够，如在上述几个方面下工夫提高水平，我国锌冶炼技术可达到一个新的高度，全

面赶上世界先进水平[1]。

我国锌资源丰富，自古以来就是锌出口国，是当今世界上锌生产大国之一。

我国最早的炼锌方法是土法、竖罐、横罐等。由于这些方法能耗高、劳动条件差、

污染较为严重，现在已经基本上被淘汰。电热法炼锌也占一定的比例。锌冶金的发展，

趋向于湿法炼锌。湿法炼锌工艺自1915年投产以来，已得到广泛应用，国内近85%

的锌是由湿法炼锌得到，而火法和电热法仅占15%左右。考虑到湿法炼锌技术先进可

行，经济合理，能耗少，环境保护好，成本低等优势，本设计采用湿法炼锌工艺，其

工艺流程大体为：锌精矿焙烧→浸出→净化→电积。

本设计的指导思想是从我国国情出发，本着有效利用资源，努力设计出优质低耗

的锌冶炼厂，为当地人民谋福利，为国家创建更多的经济效益。本次毕业设计的任务

是在

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广西金山铟锗化工有限公司新建年产10万吨锌锭（规格GB/T470-1997标准

Zn99.99）的湿法炼锌电解车间。任务书由昆明理工大学冶金与能源工程学院冶金系下

达，设计的主要内容包括：工艺流程的选择与论证、车间技术经济指标的选择与论证、

冶金计算、电解车间的配置设计、设备的选择与计算、综合利用与环境保护、车间组

织与经济分析。

本设计立足于使用国内成熟的设备和技术，吸取国外先进公司经验，节省建设投

资，进行综合回收改善环境条件，改善劳动保护、工作和劳动强度。按照在广西金山

铟锗化工有限公司电锌厂的工艺基础上进行改造的原则，对建厂条件，原料供应，基

建投资，市场前景，环境保护，能源利用等方面都做了综合的分析。建成投产后，将

成为广西南丹的支柱产业，对南丹的经济发展将起到积极作用。

1.2锌的市场分析

1.2.1消费领域

锌在国民经济中占有很重要的地位。我国锌的最终消费主要集中在建筑、通信、

电力、交通运输、农业、轻工、家电、汽车等行业，中间消费主要是镀锌钢材、压铸

锌合金、黄铜、氧化锌以及电池。由于中国经济持续增长，中国建筑业、汽车工业等

行业的需求强劲导致了锌消费领域的需求大幅增长。从最终消费看，与前几年相比，

目前家电和建筑行业的需求增长放慢，而电力、通信、农业、交通运输、轻工行业的

需求增长加快。从中间消费领域看，镀锌钢材增长最快，约占国内精锌消费的50％上，

压铸行业次之。房屋建筑对彩涂板和镀锌管的需求非常旺盛；电力、通信、高速公路

和农业对镀锌铁塔、镀锌管的消耗随着这些行业的高速发展而大幅增长。另外，电池

和氧化物行业锌用量每年也有一定比例的增长[2]。

1.2.2消费情况

1.2.2.1冶金产品镀锌

冶金产品镀锌包括镀锌板和金属制品镀锌两大类。镀锌板是冶金行业产品结构调

整的重点之一。全国现有镀锌板生产能力大于3.16×107t，包括宝钢、武钢、本钢等重

点企业在内，针对汽车、家电、建筑和轻工产品需要耗锌量将增加到我国第一位。据

估计到

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2010年增加到60×104t，占全国耗锌量的32%。

1.2.2.2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%，多年来干电池

产量持续增长，碱性锌锰电池的消费美国市场占75%、欧洲48%、日本25%。目前我

国锌锰电池产量排名世界第一，年产量达到150多亿只，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。我国干电池主要以糊状和纸板电池为主，碱锰电池

比例仅10%左右，而发达国家碱锰电池比例占50%以上，美国高达80%，这方面我国

还有发展潜力。除了干电池大量耗锌外，日用五金（制锁、炊事用具、包装容器）、

日用机械（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，并继续保持强劲的增长势头。

1.2.2.3氧化锌和立德粉

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。立德粉主要用

于油漆和橡胶工业。油漆用量占50%，橡胶用量占12%。目前我国氧化锌和立德粉生

产年耗锌20×104t左右，其中立德粉已开发出三种系列产品，年耗锌量9×104t左右。

1.2.2.4黄铜用锌

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。我国铜材生产目前黄铜耗锌量近1.33×106t左右，预计今后黄铜用锌还会有

适度发展，保持一定的增长速度[3]。

1.2.2.5其它行业

锌与铝、镁、铜等制成的压铸合金，广泛用于机械制造以及汽车、摩托车生产，

还有胶印印刷板、建筑用屋面积、日用五金等，这部分今后也会有增长。

我国历年锌消费量的年均递增速率是：1960～1970年为8.9%，1970～1980年为

6.1%，1980～1990年为5.6%。根据预测，2010年的年均递增率仍保持4.5%。

表1.1列出我国锌消费结构变化及预测[4]。

表1-1我国锌的消费结构及预测

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使用部门

1995年2000年2005年2010年

消费量

×104t

比例

%

消费量

×104t

比例

%

需求量

×104t

比例

%

年均递

增率%

需求量

×104t

比例

%

年均递

增率%

镀锌业

干电池

氧化锌

铜材用锌

压铸合金

其它行业

22

18

20.6

14

7.5

7.4

24.6

20.1

23.0

15.6

8.4

8.7

37

26

24

15

11

5

31.4

22.0

20.3

12.7

9.3

4.3

48

32

31

17

15

7

32.0

21.3

20.7

11.3

10.0

4.7

5.3

4.2

8.3

2.5

6.4

60

40

40

20

20

7

32.1

21.4

21.4

10.7

10.7

3.7

4.6

4.5

5.2

3.3

5.9

全国合计89.51004.91871004.5

1.2.3价格分析

2011年上半年外盘锌价都处于区间震荡的形态中，高点出现在2月份，低点出现

在5月份，分季度来看，一季度的波动区间要高于二季度。一季度集中在2200—2600

美元/吨之间，二季度则下滑至2050—2550美元吨之间。1月份先震后跌再反弹，2月

份在1月反弹的基础上展开高位震荡，3月初有一波快速下跌，从2600美元的高位直落

到2200美元附近，小幅回升之后，在4月底和5月初进一步扩大跌势，直逼2000美元整

数关口，在2050-2200美元之间横盘整理了一段时间之后，5月底开始震荡回升，但回

升过程有一些曲折和艰难。与去年上半年的行情相比，今年上半年锌价的表现要好了

很多，全球经济的缓慢恢复，市场的抗压力增强以及成本支撑等因素限制了锌价的跌

幅。LME三月期锌6月份官方月均价为2251美元/吨，与2010年12月相比小幅下跌1.6%，

与去年同期相比上涨了26.8%，LME6月现货均价为2230美元吨，与去年l2月相比小幅

下跌2.2%，与去年同期相比上涨了28%。从六大基本金属的表现来看，锌价前5个月的

表现仍然偏弱，整体呈震荡下行态势，直到6月份才有所反弹，且回到了去年年底相

当的水平。

表1-22011年上半年国内外锌市场价格

项目LME三月

期货均价（$/t）

LME现货

均价（$/t）

SHFE当月锌平均

价（￥/t）

国内现货0#均价

（￥/t）

2010年12月2289228

2011年01月2383237

2011年02月248924651940418768

2011年03月2364234

2011年04月238923721753817680

2011年05月218608

2011年06月2251223

201106/201012-1.6%-2.2%-7.2%-5.2%

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来源：LME、SHFE、安泰科

1.2.4锌的市场分析

1.2.4.1锌产能情况

国际铅锌研究小组(ILZSG)公布的最新月度报告显示，2011年1-4月全球精炼锌产

量为427.1万吨，较上年同期的411万吨增加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，大洋洲1-4月份的锌累计产量同比增长了

7.4%，从去年的16.2万吨，增长至17.4万吨；其次是非洲，1-4月份非洲锌累计产量从

去年的8.6万吨增至9万吨，同比上涨4.65%；亚洲1-4月份的锌累计产量比去年增加

了11万吨，同比增张4.47%，来到257万吨，欧洲和美洲前四个月的锌产量分别增长

了3.5%和3%，累计产量分别为81.2万吨和62.4万吨。分国家来看，产量最大的前十个

国家中，秘鲁的产量增加了一倍，主要因为去年巴西沃特兰亭(Votorantim)金属集团旗

下在秘鲁的Cajamarquilla冶炼厂产能从16万吨扩产至32万吨，今年产量增幅十分明显，

前四个月的累计产量从去年的5万吨增加至10.2万吨；同样由于新增产能的投产印度前

四个月的精炼锌产量同比增长20%至26.9万吨。相反，加拿大KiddCreek冶炼厂自去年

年中停产以后，加拿大产量明显缩减，前四个月的累计产量与去年同期相比减少了4

万吨，同比下滑15.5%；而日本在发生地震之后，停滞的产能仍未恢复，导致前四个

月精锌累计产量同比下滑了12.4%。而共他国家如中国、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。

1.2.4.2锌精矿供应情况

（1）2011年1-4月全球锌精矿产量稳步增长

国际铅锌研究小组(ILZSG)公布的最新月度报告显示，2011年1-4月全球锌精矿产

量稳步增长，1-4月全球精炼锌产量为401.1万吨，较上年同期的383.1万吨增加4.7%；

其中欧洲和大洋洲贡献了最大增幅，欧洲1-4月份的锌精矿累计产量同比增长了9.9%，

大洋洲1-4月份锌精矿累计产量同比增长9.6%，产量分别打到37.9万吨和49万吨；亚

洲的1-4月份的锌精矿累计产量同比增长4.7%至165.2万吨，非洲增长3.2%至9.7万吨，

美洲锌精矿产量几乎与去年同期持平。分国家来看，产量最大的前十个国家中，墨西

哥的锌精矿产量增速最快，增长了21%，从去年的18.7万吨增长至22.7万吨，其次是

印度的精矿产量从去年的24.7万吨，增长至27.7万吨，而秘鲁、加拿大和爱尔兰三个

国家1-4月份的锌精矿产量分别下滑了10.7%，6%和3.5%。预计2011年

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上半年全球锌精矿产量大致为6280万吨[5]。

（2）国内锌精矿产量同比呈现稳步增长态势

矿山产能扩充。2011年春节后，部分省区矿山新扩建产能陆续投产，锌精矿产量

同比增长，新扩建产能中也包括多年地勘后成功的项目，此外部分企业提高了旗下矿

山的日处理能力，也对精矿产量增长做出贡献。

矿产资源整合的进展。虽然矿企资源整合耗时较长，但随着整合进展，原减产或

停产的矿企生产逐步恢复，当地锌精矿产量逐渐提高。其中陕西和广西增长较为明显，

2011年陕西全年产量为27.23万金属吨，同比增长52.3%，广西全年产量为46.86万

金属吨，同比增长31.29%。

冶炼企业需求增加。由于冶炼产能扩充的需要，以及进口锌精矿数量的减少，冶

炼企业对于国内精矿的需求保持旺盛，从而促进矿山产量的增长[6]。

1.2.5我国锌产品结构调整方向研究

我国锌产品结构应做如下调整：

(1)大力开发热镀锌合金和压铸锌合金产品；

(2)氧化锌品种的开发和生产应瞄准橡胶工业；

(3)开发优质立德粉；

(4)开发锌铝超塑性合金和锌线；

(5)开发锌合金币，代替防锈铝合金；

(6)开发锌铜钛合金；

(7)开发新型高性能锌基复合材料；

(8)根据市场需求，除上述锌产品外，还宜开发表1-7所示的各种锌产品。

表1-3具有市场前景的锌产品

序号产品名称主要用途

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

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10硫化锌荧光粉作磷光剂

11低铁电池锌饼做Zn-Mn干电池负极整体锌筒

1.2.6综合评估

由于锌的化学性质，其具有广泛的用途，另外锌还是一种再次利用率较低的金属。

我国锌资源丰富，所以新建电锌厂将具有广泛的市场。

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。

国内方面：国内市场的竞争主要是原料和能源的竞争，谁占有原料、谁拥有廉价

的能源，谁就占领了市场先机。广西省锌资源丰富，锌的储量极大，因此在广西发展

锌工业将具有巨大的潜力。

综合上述，理论联系实际在广西南丹地区建设一个电锌厂的计划是可行的，建成

后的锌厂将具有广阔的市场，对广西南丹乃至广西省的经济发展将起到积极的推动作

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。在激烈的市

场竞争中将占据强有利的优势。

1.3设计的基本原则与目标

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。

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。

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，将南丹电锌厂发展成为现代化的湿法炼锌厂。

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1.4设计规模方案

根据国家新建锌项目的规定，新建锌项目的规模必须达10万吨/年及以上，本设

计的主导产品是GB/T470-1997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

1.5.1厂址的选择

本设计选择的厂址位于有色金属之乡广西省河池市高新技术开发园区内，地处河

池市南丹县车河镇原国营林场的山地上，场地海拔高度450m±30m。工厂距车河至南

丹的210国道50m。距改线的黔桂铁路车河货运站2km，交通运输十分便利。

1.5.2建厂的可行性

南丹县位于广西省西北面，东与环江县交界，南和东兰相连，西与天峨县接壤，

北和贵州荔波县毗邻。国土面积3916平方公里，厂址原为国营林科所山林，无折迁

农户，本体环境良好。将厂址选在此处，具有较好的原料、燃料供应及水电供应条件，

具有便利的交通运输条件。

1.5.3建厂条件

（1）自然条件：该地区气候温和，年均气温17.5℃，冬无严寒流、夏无酷暑。

年平均降雨量为1080mm，年平均相对湿度75％，最大风速13m/s。

（2）矿供应：该厂的主要原料是来自本地，还有进口矿。

（3）电力供应：从南丹县有色金属加工工业园的车河变电站引来，变电站一次

电压为110kV，二次电压为10kV。项目年用电量达.h,二次电压若能提高到

35kV更为理想。

（4）原料、燃料供应：硫酸大部分可由本厂的硫酸车间供应，锌粉由外地采购，

二氧化锰矿粉由平果、田东、靖西县采购，其他材料还有高锰酸钾、硫酸铜、聚丙烯

酰胺、碳酸锶、氯化铵等化工产品，这些材料消耗数量不多，可在本地区采购。燃料

煤可向邻县环江县和贵州荔波县采购。

（5）交通条件：南丹县城东距省会南宁291公里，东距市府河池•61公里，南丹

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的地理位置优越，是桂、黔、川交通的重要枢纽，是

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历史上的“兵家喉地”。

（6）劳动力资源：南丹县以农业为主，有丰富的劳动力资源。该厂可以采用以

地代劳的方式，利用当地的土地，并从当地雇佣部分劳动力，也解决了当地部分人的

就业问题。

（7）地质和水文条件：经勘测，厂址四周为丘陵地带和山地，地层为石灰岩和

风化岩，地层结构稳定地震基本裂度为6级，建筑物7级裂度设防。而且位于南丹县

城郊区主导风向的下风方向，对水源基本无污染[8]。

1.6主要设计方案

1.6.1冶炼工艺

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：硫化

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%

的锌锭。另外，其浸出渣采用回转窑挥发处理。

1.6.2总图运输

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

电能损失。

为保障消防安全，各个台阶的车间通道应该是顺利通过消防车的环形通道，并有

足够的转弯半径。按新的《建筑设计防火规范》（GB50016-2006），卸料场应有不少于

18m×18m的回车场地。

在各个台阶的边缘，应该有1.2米高的防护栏杆确保安全。

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。

全厂运输量为66.47万吨/年。这意味每天大约有400辆车进出本厂。建议主干道

设双车道，人流货流分道行驶，以策安全。

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。

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1.6.3供电

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供水及污水处理

工厂日用水量15800m3/d，其中循环水量14000m3/d，新水补给量1800m3/d。水

的循环利用率大于88.6%

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%。

新水主要用于锅炉补给用水和锌冶炼生产补充用水。设计在刁江边设一抽水站，

从刁江引水进入厂内山顶的800m3高位水池。刁江泵站设2台扬程100m，流量各为

80m3/h的高程水泵，其中1台备用。

高位水池引出2条各为Φ150的供水管，分别引至焙烧制酸车间和锌冶炼，供消

防和生产用。本项目界区内排水采用清污分流制，生产系统产生的废水经废水处理系

统净化合格后返回供给生产系统使用，不许外排。雨水单独排人到界区外的排水沟。

1.6.5供热

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用量15.15t/h，

年用量12万t。蒸汽主要由制酸车间的锌焙烧余热锅炉供给，所设置佘热锅炉产汽5.0

~5.5t/h.台，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，生产配合不可能平衡，故本项目另设2台8t锅炉供汽，供汽压力大

于0.4MPa。

1.6.6环境保护

设计时该厂废气、废水、废渣均采取措施进行治理。对废渣设有专门的废渣堆放；

对废水专设污水处理站，正常条件下废水不外排，废水中含有大量的重金属和酸性物

质，需要对其进行中和沉淀；对废气根据不同排放点采用收尘、吸收设备，均能达到

国家的排放标准。

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1.7综合技术指标

（1）电锌锭产量：10万t；

（2）锌的总回收率：95%；

（3）电解槽电压：3.3V；

（4）总电流强度：25000A；

（5）阴极电流密度：480A/m2；

（6）电流效率：90%

（7）年处理精矿量：206377.7t;

（8）年工作日：330天；

（9）直流电单耗：3006.697Wh/t

析出锌

；

（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

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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

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[8]。

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出法、热酸浸出黄钾铁矾

法、热酸浸出针铁矿法、热酸浸出赤铁矿法、硫化锌精矿氧压浸出法等。目前湿法炼

锌和鼓风炉炼锌是锌冶炼的主要方法，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，成本低等原则。

国际上锌冶炼厂已采用的沸腾焙烧炉面积达到123m2，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400m3、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150m3；采用大电解槽、大极板电积工艺，

大型极板面积2.6m2、超大极板面积达3.4m2，普遍采用机械剥锌和极板整理、装出槽

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出炼锌

硫化锌精矿富氧直接浸出技术被普遍认为是锌冶炼的又一次重大技术突破，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

出。

常压富氧直接浸出是OUTOTEC(原奥托昆普)公司近年来开发的新工艺,应该说

常压浸出工艺是在氧压浸出基础上发展起来的新技术，它规避了氧压浸出高压釜设备

制作要求高、操作控制难度大等问题,而且同样达到浸出回收率高的目的。目前常压

富氧浸出和氧压浸出两种工艺流程均有较为成功的锌冶炼厂在生产，且运行状态基本

良好。

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

矿法沉铁浸出(V.M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。芬兰OUTOTEC公司开发的锌精矿常压富氧浸出技术，以铁作为硫化物反应的

催化剂

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，硫化物中硫在反应中被还原成单质硫，锌的浸出率高达99%，产渣量少，而且

常压富氧浸出技术可以直接用于处理锌浸出渣，大气污染几乎为零，同时取消了挥发

窑，减少了流态化焙烧炉台数，相应的解决了焙烧炉及挥发窑的污染问题。

硫化锌氧压浸出工艺与常压富氧浸出均取决于下列反应：

ZnS+H

2

SO

4

+0.5O

2

=ZnSO

4

+H

2

O+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Fe3+含量的分析可测定氧

化程度，更准确地说，整个过程应该分解成两个反应：

ZnS+Fe

2

(SO

4

)

3

=ZnSO

4

+

2

FeSO

4

+So

2FeSO

4

+H

2

SO

4

+0.5O

2

=Fe

2

(SO

4

)

3

+H

2

O

在锌精矿中通常含有浸出需要的足够量的酸溶铁。磁黄铁矿(Fe

7

S

8

)以及铁闪锌矿

[(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：

2FeS

2

+7.5O

2

+H

2

O=Fe

2

(SO

4

)

3

+H

2

SO

4

2FeS

2

+7.5O

2

+4H

2

O=Fe

2

O

3

+4H

2

SO

4

如果氧气不充足,温度较低,酸浓度较高的话，黄铁矿的氧化可产生单质硫：

FeS

2

+0.5O

2

+H

2

SO

4

=FeSO

4

+H

2

O+2S0

锌的氧压浸出也可以处理各种各样的物料，包括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出的其他锌渣，均可以获得良好的效果。

（2）锌氧压浸出

氧压浸出历史较早，工艺也较为成熟，早在上世纪八十年代初，世界上第一个工

业化的锌加压浸出装置在加拿大科明科公司特雷尔锌厂试车投产。尽管该技术推广不

是很快，随后还是有两个厂采用该技术，总之加拿大科明科公司成功运用富氧压力直

接浸出工艺，并取得较好的效果，对锌冶炼富氧直接浸出从理论和实践的结合上都作

出极大的贡献。但由于高压釜设备、仪表、控制等原因，使该技术难于推广。中国科

学院化冶所等单位在吸取国外氧压浸出技术的基础上，也曾经花费很大精力开发高压

釜

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。

硫化锌精矿氧压浸出新工艺的特点是：锌精矿不经焙烧直接加入压力釜中，在一

定的温度和氧分压条件下，直接酸浸获得硫酸锌溶液，原料中的硫、铅、铁等则留在

渣中，分离后的渣经浮选、热滤、得到元素硫、硫化物残渣及尾矿。进入硫酸锌溶液

中的部分铁，经中和沉铁后进入后续工序处理。该工艺浸出效率高，对高铁闪锌矿和

含铅的锌精矿适应性强。与常规炼锌方法相比无需建设配套的焙烧车间和酸厂，有利

于环境的治理，尤其是对于成品硫酸外运交通困难的地区，氧压浸出工艺更显优势，

产出的元素硫便于储存和运输。

氧压浸出工艺的特点如下：(1)技术先进、可靠：从技术可靠性来看，三种工艺都

属于技术成熟、可靠的工艺。相对而言，氧压浸出是一种短流程的强化浸出工艺，在

技术先进性上更胜一筹。(2)原料适应性强：在原料适应性方面，氧压浸出工艺具有独

特优势，适于各种难处理锌精矿，包括高铁闪锌矿、低品位硫化铅锌矿、甚至复杂的

铜铅锌银多金属硫化矿等。(3)综合回收效果好：作为一种强化浸出工艺，氧压浸出工

艺的锌浸出率和回收率是最高的。(4)产品硫磺便于贮存运输：氧压浸出工艺产出的硫

产品是硫磺或者硫精矿，易于贮存、运输。(5)流程短、占地面积小：因为缩短了工艺

流程，同等生产规模下，氧压浸出工艺的占地面积最小。以100kt/a的锌冶炼项目为

例，常规法的占地面积为25hm2，氧压浸出的占地面积仅为19hm2。(6)投资较少：

在建设投资方面，虽然氧压浸出的设备投资较高，但由于氧压浸出工艺的流程短，省

去了沸腾焙烧、制酸系统以及挥发窑渣处理系统，因此，建设投资与常规法基本持平。

(7)能耗较低：与常规法相比，氧压浸出虽然消耗较多的蒸汽以及一定量的氧气，但由

于氧压浸出不需要进行浸出渣的挥发窑处理，从而节省了能耗。另外，氧压浸出工艺

的产品硫磺(或硫精矿)，在作为资源的同时，又可作为一种能源[12]。

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不同的差距

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[8]。

2.1.2.1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。2003年云南矿山锌产量、甘肃矿山铅产量居全国第一

位。全国锌冶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，冶炼业发展非常迅速，形成新的冶炼生产基地。以株洲冶炼

厂为主的湖南继续保持国内最大的锌冶炼省的地位。

在2003年世界十大锌冶炼企业中，我国仅有株洲冶炼厂居第9位，但在国际上的

排序仍有下降的趋势。

与世界其他国家相比，我国锌冶炼工艺可称为“世界大全”，目前湿法工艺占70%，

火法占30%，其中ISP工艺9%、竖罐炼锌18%，电炉、平罐、马槽炉炼锌工艺为3%。

2.1.2.2我国锌冶炼主要方法

（1）湿法炼锌

上世纪90年代以来，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、锑盐除钴等技术日趋成熟，国内很多企业

都纷纷效仿，目前这种冶炼工艺已经在全国推广[6]。株洲冶炼集团的湿法工艺经过几

十年的完善，在国内湿法冶炼技术上也独树一帜。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出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。但由于各

个冶炼厂操作水平参差不齐，设备维护程度不同，低空污染现象也时有发生。在硫酸

除汞方面，目前只有白银公司、葫芦岛锌厂有除汞装置，但基本未开。目前国内企业

还没有成型的设备连续运转，硫酸含汞量均没有达到国外发达国家含汞标准。

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（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：中金岭南韶关冶炼厂、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。

中金岭南韶关冶炼厂是采用ISP炼锌法的典型，该厂也申请了多项专利，技术稳

定，该企业采用两转两吸烟气制酸，较好地解决了低浓度二氧化硫制酸。由于中国电

力成本高，而煤炭成本相对较低，因此，在我国采用ISP法成本较低，目前是比较有

竞争力的冶炼方法之一。

葫芦岛锌厂从三十年代开始建厂，目前仍然在沿用传统的竖罐炼锌工艺，而大型

蒸馏炉和精馏塔的采用，则提高了冶炼能力和回收率。在渣处理方面，旋涡炉的成功

应用不但综合利用了能源，而且使锌冶炼回收率进一步提高，使得这一传统的冶炼方

法更加完备。由于国内一次能源价格相对便宜，冶炼成本有一定竞争力，所以陕西东

岭集团也投产了一套5万吨的系统，各系统运行状况良好。但目前该法还没有有效解

决粉尘问题，在收尘技术方面有待进一步提高。

总的来说，我国锌冶金技术和先进工业国家还有一段距离，但是还有很大的开发

潜力，随着科技的发展，锌的需求量越来越大，因此，在锌冶炼技术方面还有很大的

发展空间。

2.1.3该企业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。进

入20世纪80年代后，湿法炼锌的产量已占世界总锌产量的80%以上。进入90年代，

湿法炼锌研制成功硫化锌精矿和高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健康

发展，必须开发利用丰富的低品位、复杂、难处理锌矿资源的综合利用。

金山铟锗冶金化工有限公司，多年来在综合回收领域积累了丰富工业生产经验，

在国内外湿法炼锌处于技术领先地位。但该工艺技术系统偏小，装备水平相对落后。

为使本项工艺技术和装备配置得到提升和完善，在节能降耗上达到经济规模的运行水

平，

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金山铟锗采用当前较先进的单体设备配置上去，使节能、降耗、安全、环保跃上

一个新台阶。

2.2原料的来源与特点

2.2.1世界锌矿资源分析

世界锌资源较多，在10种常用有色金属中，锌年产量仅次于铝和铜。据美国地调

局统计，世界已查明的锌资源量约为19亿t，2001年世界锌储量为19000万t，储量基础

44000万t。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。

按2000年世界锌矿山产量868.86万t计，现有锌储量和储量基础静态保证年限分别为22

年和51年。

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，相对集中在滇西兰坪、秦岭-祁连山、狼山-阿尔泰山、南岭及川

滇等五大地区。目前已探明有锌矿产地797处，保有储量9278万t，其中，A+B+C级储

量3424万t。锌保有储量(万t)主要集中在云南(2500)、内蒙古(1272.50)、甘肃(783.94)、

广西(680.78)、湖南(650.69)、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%。此外保有储量较多的省区还有河北、江西、陕西、浙江、

青海、福建等地，其保有储量合计占全国总储量的18%。但从整体上讲，我国的锌资

源大型矿床少，高品位资源少，而且未被开发利用的储量大多集中在建设条件和资源

条件不好的矿区。

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

nZnS·mFeS状态。氧化矿中的锌多呈ZnCO

3

和Zn

2

SiO

4

·H

2

O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，但世界上也有大型独立的氧化锌矿，如泰国的巴达思矿（）、

巴西的瓦赞提矿、澳大利亚的巴尔塔纳矿（Beltana）、伊朗的安格拉矿（Anqouan）等。

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

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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，成为各种金属的精矿。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。

氧化锌矿的选矿至今还是难题，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。含锌品位较高

的氧化矿(30～40%Zn)可以直接冶炼。

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。本设计主要

针对电解车间。

原料焙烧矿中的锌品位高；含铁、铅、钙、硅、镁、氟、氯较高；含镉、铜较低。

2.2.2原料特点

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自广西本地，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；

3、原料中的In的含量较高，应注意尽量多的回收，以增加产值。

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，提高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。

广西金山铟锗冶金化工有限公司采用的是湿法炼锌流程，即由硫化锌精矿进行沸

腾焙烧，焙烧砂进行二次中性浸出，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，电解出来的锌片熔铸成锌锭，沸腾炉烟气经冷却用来制取硫酸。

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湿法炼锌的工艺流程见图2-1。

锌精矿

沸腾焙烧

热焙砂烟气

冷却

收尘

干式球磨

烟尘

烟气

（送制酸）

一次中浸

中性浓缩

中性浸出上清液

锌粉

一段净化

过滤

一净渣

滤液

底流

二次中浸

一级压滤

滤液滤渣

调浆

水洗

二次压滤

滤渣

（送回转窑）

滤液

沉锌

（含锌高）

调浆

（含锌低）

二次净化

过滤

滤液二净渣

冷却塔

三次净化

新液三净渣

浆化

浆化物

镉浸出

压滤

滤液滤渣

置换

海绵镉液

压饼

熔铸

粗镉锭镉浮渣

搅拌浆化

滤液

镉渣

净化

压滤

滤液

（送浸出车间）

钴渣

洗渣

压滤

铜渣

（堆放）

滤液

电积

阴极锌

废电解液

冷却塔

熔铸

锌锭

压滤

压滤

图2-1湿法炼锌的工艺流程

2.3.2车间配置及介绍

工艺过程主要包括：备料、干燥、沸腾焙烧车间、浸出、浓密、过滤车间，净液、

铜镉渣处理车间、电解、熔铸车间。主要分为以下车间：焙烧车间、浸出车间、净化

车间、电解车间、熔铸车间。

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2.3.2.1焙烧车间

焙烧工艺包括炉料准备及加料系统，炉体系统，收尘及气体处理系统和排料系统

四个部分。金山公司焙烧多采用的工艺方法是高温氧化焙烧，温度1050℃~1150℃。

焙烧原料有自产矿和进口矿。自产矿含Zn44%~45%，S25%~26%，Pb2%左右，Fe6%，

进口矿约为1万元一吨。

硫化锌精矿由汽车运入贮矿仓贮存，经取样分析后由桥式抓斗吊车抓入中间配料

仓，经给料机进入干燥窑，再经鼠笼破碎机破碎、斗式提升机提升、振动筛筛分，筛

下细料入中间仓贮存，经皮带给料机器送入沸腾炉进行硫化焙烧，产出焙砂经焙砂冷

却机冷却给入中间仓，汽化冷却沉降室电收尘收下的烟尘，与中间仓焙砂一并经真空

输送至浸出车间的焙砂仓贮存待用，烟气送硫酸车间制酸。

1、基本原理：

（1）在干燥塔内用浓度为93%的H

2

SO

4

淋洗烟气，利用浓H

2

SO

4

强的吸水性，

将烟气中的水分吸入喷淋酸中，干燥后的烟气输送到转化系统，吸收水分后干燥的浓

度更稀。通过串入浓度为98%的H

2

SO

4

保持酸浓度。

（2）在吸收塔内用浓度为98%-98.6%的H

2

SO

4

淋洗烟气，将烟气中的SO

3

吸收到

硫酸中，循环酸浓升高，串入浓度为93%的H

2

SO

4

,产出浓度为98%的高品硫酸，吸收

主要反应为：

SO

3

+H

2

O=H

2

SO

4

+Q

2、主要化学反应：

22

2Zn3O2ZnO2SO

24

ZnO2SO2ZnSO

223

2SOO2SO

2324

ZnOFeOZnFeO

3、主要经济技术指标为：

焙烧矿产出率：98%；

脱硫率：91%±；

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焙砂中残余硫含量要求：S

S

＞1.25%S

SO

4

＜3%；

酸浓度控制要求：干燥塔循环酸浓度93-94.5%；吸收塔循环酸浓度98-98.6%；

本设计采用的是502m锌精矿沸腾焙烧炉，冷却方式采用水冷，供气是水蒸气回

收利用。控制系统是根据炉内的温度、压力、风量进行自动控制。

锌精矿来源：主要原料是来自本地和进口，锌精矿成份：一般含Zn45～55%，S

30～33%，水份在7～8%，除此，还含有Ge、Cu、Fe、As、Pb、Cd、In等有价金属。

2.3.2.2浸出车间

1、工艺流程：

本设计浸出工艺采用段浸出，终点pH=5.2，浸出温度75～75℃，其工艺流程见

图2-2。

2、主要化学反应：

ZnO+H

2

SO

4

=ZnSO

4

+H

2

O

PbO+H

2

SO

4

=PbSO

4

↓+H

2

O

CdO+H

2

SO

4

=CdSO

4

+H

2

O

3、主要经济技术指标为：

中上清液：Zn130～150g/LFe≤0.002g/LSb≤0.0007g/LGe≤0.0007g/L；

Co≤0.014g/LCd≤0.6～1.0g/LCa≤0.16～0.4g/L

氧化矿酸性连续浸出、浓密、底流过滤；

焙砂中性连续浸出、浓密，焙砂酸性连续浸出、浓密、底流过滤，焙砂浸出渣洗

涤、过滤；

低品位高杂质氧化矿中性连续浸出、浓密、底流过滤；

氧化矿浸出渣连续洗涤、隔膜压榨。

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图2-2浸出工艺流程图

氧化矿中性连续浸出设氧化槽1个，连续浸出槽4个，均为100m3的机械搅拌槽。

在氧化槽内同时加入废电解液、酸浸液、锰矿浆和阳极泥，控制氧化温度40-60℃，

时间20-35min，将亚铁氧化成三价铁。氧化后液终酸50-60g/L,然后由氧化槽进入4

个串联作业的中性浸出槽。中性浸出槽加入氧化矿球磨矿浆，控制温度70-85℃，液

固比6-10：1，连续浸出1.5-2h，终点pH=5.0-5.2，浸出矿浆经淄槽自流至中性浓密机。

中性浓密机设置1台Ф18000浓密机。经浓密后底流过滤，中、上清送至净化工序。

中性浸出渣经酸性连续浸出，酸浸渣经洗涤、压榨后运往“三防”渣库堆存。酸浸液返

回中性连续浸出。

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2.3.2.3净化车间

置换净化原理：两种金属的电位差差异，用电动势：

△E

Zn/Me

=E

Me

2+

/Me

-E

zn

2+

/Zn

用锌粉置换除铜、钴、镉、镍。

净化的目的是除去浸出硫酸锌溶液中的铜、钴、镉、镍等有害杂质和残留在溶液

中的砷、锑、等杂质。同时对镉、铟有价金属的到富集，以提高有价金属的综合利用

和回收。和对减少矿渣对环境的污染。

1、工艺流程：

本设计采用的是三段净化，其工艺流程见图2-3。

2、主要化学反应：

Zn+Cu2+=Zn2++Cu↓

Zn+Cd2+=Zn2++Cd↓

铜镉渣浸出化学反应：

Zn(ZnO)+H

2

SO

4

=ZnSO

4

+H

2

O

Cd(CdO)+H

2

SO

4

=CdSO

4

+H

2

O

置换反应：

CdSO

4

+Zn=ZnSO

4

+Cd↓

3、主要技术经济指标：

一次净液

温度：85-90℃

时间：2h-2.5h

酸化：pH3.8-4.5

锌粉用量：4g/L

酒石酸锑钾用量、锑钴比：0.6-1：1

一次压滤

矿浆进口压力≤0.6MPa

过滤速度：0.5m3/(m2h)

压滤周期：≤2h

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一次净化压滤后液要求

Cd≤0.005g/LCo≤0.001g/L

Sb≤0.0003g/LGe≤0.00004g/L

二次净化

温度：55-60℃

时间：45min-1h

酸化：pH4.0-4.8

二次压滤

矿浆进口压力≤0.6MPa

过滤速度：0.4m3/m2h

压滤周期：≤4h

析出锌后的化学成分：

Cu≤0.001Pb≤0.0028或≤0.004Cd≤0.0012或≤0.0019

温度：60～70℃；

时间：2～3小时；

硫酸：450kg/T-Zn；

锰粉：30kg/TZn。

3#剂耗（聚丙烯酰胺）：1.5kg/TZn；

蒸气：0.3MPa～0.64MPakg/TZn

中性低流比重：1.5-1.60

中性上清合格率大于90%

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图2-3净化工艺流程图

2.3.2.4电解车间

1、基本原理：

锌的电积是净化后的纯硫酸锌溶液与一定比例的废电解液混合，流入电解槽，用

含有0.5-1%的铅板做阳极，压延铝板做阴极，通入直流电后，在阴极上析出金属锌，

阳极上放出氧，溶液中硫酸再生。

2、主要化学反应：

阴极反应：Zn2+-2e=Zn

阳极反应：H

2

O=2H++O

2

↑

产酸反应：2H++SO

4

2-=H

2

SO

4

3、主要经济技术指标为：

电流密度：480A/m；

槽电压：3.2～3.4V；

极间距：62mm；

新废比：1：12；

电解液温度：39～42℃；

电解周期：24h；

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电流效率：90%；

酸锌比：3.5：1；

直流电耗：3006.697kwh/t。

硫酸铜：3～6kg/TZn锭；

锌粉：27～42kg/TZn锭。

电解加入的辅料有：

（1）碳酸锶：加入量在1~2千克/吨锌，在新液和旧液进入电解槽之前加入。作

用：提高锌的质量，控制铅的析出，保护阳极。

（2）骨胶：装槽后2小时加入，0.25kg/TZn，作用：使电解锌平整。

（3）酒石酸锑钾（吐酒石）：其加入量为0.4～0.6g/槽，在出槽前3～5min左右

加入。作用：使阴极锌易于剥离。

（4）硫酸铝：重要目的是使溶液里面的F-形成络合物，使之除去。和使锌板更

容易剥离。

电解槽：

520个槽，每个槽共有44个阴阳极，阴阳极数量相等。阴极有效面积1.2m2。

阳极材料为Pb、Ag、Ca三元合金，阳极板中间穿孔可以提高电流效率，节省材

料增加阳极板寿命。保持阳极板不变形，有利于电解液流动。

电解槽及阳极板60左右天清理一次，泥浆送浸出车间球磨调浆用。返溶槽的作用是

将阴极剥锌后剩余的锌反溶进电解液中。

废液：

废液中含Zn量在45~55g/L左右，含酸在140～160g/L左右。

酸锌混合比例：3.5：1

降低能耗的措施：

1）加强新液的质量

2）定期清槽

3）控制酸度

2.3.2.5熔铸车间

电积后送来的锌片，在感应电炉内熔化。熔化温度控制在460-480℃，扒渣和放

锌时温度不低于480℃，用感应电炉熔锌，锌的氧化率较低，浮渣少，锌的回收率较

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高。熔化好的锌，通过直线铸锭机浇铸成合格型块的锌锭出售。熔铸过程中产生的浮

渣，则返回使用或送去制造锌粉。

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熔铸时应注意的安全事项是：电积送来的锌片在装电炉之前，应放置一段时间，

使锌片上的水分干燥后才能放入电炉。以免因有水分进入电炉而引起爆炸。

2.3.2.6回转窑车间

回转窑可以处理还有氧化物形式和部分硫化物及硫酸盐形式的铅、锌物料，主要

是提取其中的锌和铅；回转窑处理浸出渣时，经干燥后的浸出渣与焦粉混合均匀，加

入到具有一定倾斜度的回转窑内，窑体由电动机带动以一定速度转动时，炉料翻滚，

并从一端向另一端流动，燃料产生的高温炉气与炉料流动的方向相反，炉料中的金属

氧化物与还原剂产生良好的接触而被还原。炉内的炉气最高温度可达1100-1300℃，

炉窑有多个温度带，各个温度带的温度不一样。

处理能力：处理能力达200t/d；

进窑渣料含Pb11-13%左右，含Fe在7%左右，含Zn13-14%左右；

三个回转窑3×45，倾斜角均为5°；产氧化锌粉45t/d；布袋收尘采用脉冲；窑

的检查周期20天，检修需要2~3天；

耐火材料（采用高铝砖）在应带7~8个月更换一次；

回收率92-92%；铟的挥发率浓缩4倍收尘后含Zn60-63%左右

1、综合回收流程图见2-4所示。

2、萃取：三级逆流酸洗：二级逆流

用铟锭置换比用Al板置换效果好。

中性上清夜中的锗在1mg左右，90%的Zn在渣中浸出，外排废水中含Zn在0.5mg

左右。

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焙砂

浸出

渣

浮选银

挥发窑

窑渣

焦粉

（重选）

铁

（磁选）

余渣

（送水泥厂）

ZnO（Zn、Pb、In

浸出

液

回收Zn

渣

回收Pb

酸性液

萃取回收In

酸性液

ZnO矿浸出

ZnO矿

渣

水洗

萃取回收Zn

余液

中和

反萃液

送电解Zn

液

液

净化

液

电解锌

回收Zn、Cd

渣

钴渣

（销售）

二次渣

海绵铜

溶解

电积

后液回收Zn、Cd

浸出

萃余液

液萃取回收In

渣回收Pb

图2-4综合回收流程

3、主要经济技术指标为：

烟尘含Zn：45~47%；

渣含Zn：5%以下；

收尘率：98%；

Zn的回收率：98%；

进窑渣料温度：50℃；

萃余液：40~80mg（50%左右）；

萃余液中的渣：含Pb28~30%左右，Zn3~4%；

综合回收：pH=5.6~7；

一段浸出：pH=2沉淀；

二段浸出：回收率达到80%左右。

2.3.2.6综合回收

湿法炼锌过程中产生的烟气、烟尘、中间渣或溶液通常含有多种有价金属，沸腾

焙烧烟气净化过程中产生的汞和含SO

2

烟气，硫酸锌溶液净化产生的铜镉渣和钴渣，

氧化锌烟尘浸出后产生的含铟、锗、镓的浸出液，氧化锌浸出后产生的铅渣，以及锌

的浸出渣等，它们均是提取有价金属和制取化工产品的重要资源。流程见图2-5。

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图2-5回收镉的工艺流程图

由于重金属杂质及其化合物大都是有毒物质，是污染大气、毒化水源和危害土壤

的主要工业污染源，直接威胁着人类的健康与生存。在湿法炼锌工厂，从这些中间产

物中综合回收有价金属元素，不仅可以减轻炉气、烟尘和渣的危害，有利于保护环境，

而且可以增加产品的品种和产值。因此提高有价金属的综合利用是锌冶炼厂具有生命

力的重要标志之一。

在湿法炼锌生产过程中，精矿中的伴生元素分别富集在各种烟尘和残渣中，然后

从这些半产品中予以回收，本设计主要是以回收镉和铟为主。

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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。

采用高电流密度可增大电解槽的生产能力，减少基础投资，但同时也会增大槽电

压和阴极锌的含铅量，并使电解温度增加，从而增加了电解车间空气的含酸量，使劳

动环境恶化，加剧了设备和管道的腐蚀。

采用低电流密度会使电解槽的生产能力降低，增加投资，但可以降低槽电压，降

低阴极锌含铅量和电解温度，提高电流效率和改善车间劳动环境。

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。

我国大多数工厂采用低电流密度的上限和中电流密度的下限。

表3-1锌电解沉积三种制度的比较

方法电解液含硫酸g/l阴极电流密度A/㎡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操作较简单，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电解液中的含酸、锌量

新液含锌越高，单位体积新液析出的锌量越多，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。实践证明，废电解液酸度每提高10g/L，

槽电压降低0.013V，相当于每吨锌节能13kW·h。提高废电解液的酸锌比就意味着新

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

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液中的酸锌含量。通常控制废电解液的酸锌比（

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3～3.8）:1，即新液含锌在130g/L以上，本设计取新液含锌140g/L。相应的废电

解液含硫酸和锌分别为130～200g/L和40～50g/L。根据第四章计算，废电解液含锌

为50.501g/L。

3.1.3电解液中杂质含量的允许范围

电积锌使用的新液中含杂质有一定的允许范围。杂质含量超过允许范围，则影响

阴极锌质量，降低电流效率，剥离阴极锌困难，阴极锌板损耗增加。

电解液中的杂质能改变电极和溶液界面的结构，直接影响到析出锌的结晶状态。

杂质对电解过程的影响，按其危害不同分为下列几种情况：

（1）降低物理质量和电流效率的杂质：主要包括铜、钴、镍、砷、锑、锗等。它

们可能在阴极上析出，促使形成Zn-H微电池，加速锌离子放电和锌反溶，形成各种

形态的“烧板”而降低锌的电流效率。

（2）降低化学质量的杂质：主要是铜、镉、铅等，它们在阴极上析出。铜既影响

电效又降低化学质量；镉降低化学质量，对电效影响甚小；铅是降低化学质量的主要

杂质，锌的品级往往由含铅量所决定。

（3）增加电阻的杂质：主要是那些比锌更负电性的钾、钙、钠、镁的硫酸盐，总

量可达20～25g/L，其中镁为3～17g/L。它们的含量过高时，增大溶液粘度增大电阻

从而增大电能消耗。钙镁含量过高时析出结晶，阻塞管道影响操作。

（4）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。

（5）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，使析出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，使析出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

实践，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Zn99.99电解锌锭，对电解液杂质的要求为：

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Cu≤0.4mg/lCd≤2.0mg/lCo≤2.0mg/lNi≤1.5mg/lAs≤0.20mg/lGe≤0.04mg/l

Sb≤0.3mg/lMn≤4g/lFe≤20mg/lF≤100mg/lCl≤200mg/lCaO≤600mg/l

3.1.4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，这既有利于控制温度，又可以克服电解液沉积过程中阴极附近的浓

差极化，从而降低电解液电阻，提高电流效率。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0.006V，相当于每吨锌节能6kW·h，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电流强度

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在15000～30000·A。

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

25000A。

3.1.7同极中心距

由于采用人工吊装极片和剥锌，锌电积的同极中心距一般取58～62mm，本设计

取62mm。

3.1.8电解周期

一般电解周期为24小时，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。由于我国一般为人工吊装极片和剥锌，故电解周期都选

用24小时，本设计的电解周期取24小时。

3.1.9掏槽周期

掏槽周期取决于电解液含锰量、电解槽深度和每槽生产能力的大小，一般为

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30～40天，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：

%100





NtIq

G



式中：η—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/A·h。

I—电流强度，A。

t—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。

阴极电流密度高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

流密度的提高，氢气超电压增加，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，这是由于氢气超电压减小。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

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℃，本设计的电解液温度为40℃。

4、尽量提高电解液纯度。

杂质铜、铁、砷、锑、钴、镍、锗等，当浓度超过允许含量时，会在阴极析出，

促使锌反溶及氢气析出而降低电流效率。

5、合理使用添加剂。

为使析出锌平整、光滑、致密，降低某些杂质的危害，减少氢气析出及阻止锌反

溶，一般需要加入胶质或某些表面活性剂。

6、电解液有良好的循环制度。

随着电积过程的进行，锌在阴极析出，阴极附近的锌离子浓度不断降低，电流效

率随之降低。当锌离子浓度降至40g/L时，电流效率小于80%。为了经常更换阴极附

近的溶液，并保持液层中有足够高的锌离子浓度，则电解液必须不断循环，既不断往

槽中供给中性硫酸锌溶液，同时从槽中排走废电解液。加大溶液的循环速度，可以消

除浓差极化、及时补充锌浓度，保持电解液较低的温度，从而提高电流效率。

7、制定合理的析出周期。

实践指出，在一定的电流密度下，电解析出时间和电流效率密切相关，析出时间

越短，电流效率越高，但增大劳动量既缩短阴极寿命。若析出时间太长，锌片增厚，

表面变得粗糙，易引起阴、阳极短路，降低电流效率。一般人工剥锌采用析出周期为

24小时，本设计的析出周期为24小时。

8、消除或减少漏电损失。

这是提高电流效率的有效措施之一。生产中力求做到：即时清理绝缘缝，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

解液出槽后，采用溶液断流器，以减少溶液漏电损失；切实加强操作管理，减少电解

槽内阴、阳极短路的漏电现行

9、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。

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一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

泥

）及接触点电阻电压降（V

接

）等五

项组成，即：

V槽

＝V

分

＋V

液

＋V

极

＋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/L，含酸140g/L；电

解液比重1.256；锌离子活度

2Zn

a＝0.0424；氢离子活度H

a=0.42；

H

＝1.105V，

Zn



＝0.03V。

1、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（η）组成，计算公式为：

)ln

2

()ln(2

22

00

Zn

Zn

ZnO

OH

O

a

F

RT

Ea

F

RT

EV分

（3-1）

其中0

2

O

E＝0.421V；0

Zn

E＝－0.763V；T＝273＋40＝313K；F＝96500C/mol。

电解液中［H+］＝2［H

2

SO

4

］＝2×

98

140

＝2.857mol/L，当温度为40℃时，水的离

解常数K

w

＝3×10-14，因为K

w

＝［H+］·［OH-］，所以［OH-］＝

857.2

10314

＝1.050×10-14mol/L，

其活度系数为0.75，所以

OH

a＝0.75×1.050×10-14＝7.857×10-15。

2

O



为阴极析出的超电压，本设计取0.65V；

Zn



取0.03V。

将以上数据带入公式（3-1）：

)ln

2

()ln(2

22

00

Zn

Zn

ZnO

OH

O

a

F

RT

Ea

F

RT

EV分

＝

)0424.0ln

96500

313314.8

763.0()10857.7ln

96500

313314.8

421.0(15









03.065.0

＝1.285－（－0.806）＋0.68＝2.671V

即硫酸锌的分解电压为2.671V。

2、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：

10000

LD

VK







液

（3-2）

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式中：D

K

—阴极电流密度，480A/m2；

L—阴阳极间距离，cm；







2

)4.06.0(2.6

L

2.6cm

ρ—电解液比电阻，Ω·cm；由公式

4055

44.2

4060

44.270.2











解得ρ＝2.635Ω·cm。

将以上数据带入公式（3-2）：







10000

6.2635.2480

液

V

0.329V

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0.01～0.02V，本设计采用的阳极为铅银合金，阴极为铝板，则V

极

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0.04V。

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0.15～0.20V，本设计取V

泥

为0.18V。

由以上计算所得槽电压为：

V槽

＝2.671＋0.329＋0.04＋0.17＋0.04＝3.26V

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出锌需消耗的电能，其计算公式为：

1000





q

V

W

（3-3）

式中W—直流电耗，kW·h/tZn；

V—电解时槽电压，3.3V；

q—锌的电化当量，1.2195g/A·h；

η—电流效率，90%。

将以上数据带入公式（3-3）：

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



1000

%902195.1

3.3

W

3006.697kW·h/tZn

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×620mm×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

结合工厂生产实践，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（kg/tZn）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

3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、产出率计算；焙烧需要空

气量和烟气量、烟气成分计算；物料平衡计算。

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（2）锌焙烧矿浸出冶金计算、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）硫酸锌溶液净化冶金计算、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）焙烧矿常规浸出浸出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、多膛焙烧氧化锌产出率和成分计算、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

4.1.1锌精矿物相组成冶金计算

本设计所使用的锌精矿成分为：

组成ZnCdPbCuFeSCaOMgOSiO

2

其它

%51.000.301.500.406.5032.500.500.303.004.00

根据精矿的物相分析，精矿中各元素呈下列化合物形态：Zn、Cd、Pb、Cu、Fe

分别呈ZnS、CdS、PbS、CuFeS

2

、Fe

7

S

8

、FeS

2

；脉石中的Ca、Mg、Si分别呈CaCO

3

、

MgCO

3

、SiO

2

形态存在。

以100kg锌精矿（干量）进行计算：

（1）ZnS量：





38.65

45.9700.51

76.016kg其中Zn51.000kgS25.016kg；

（2）CdS量：





41.112

48.14430.0

0.386kg其中Cd0.300kgS0.086kg；

（3）PbS量：





21.207

28.23950.1

1.732kg其中Pb1.500kgS0.232kg；

（4）CuFeS

2

量：





55.63

54.18340.0

1.155kg其中Cu0.400kgFe0.352kgS0.4

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03kg；

（5）FeS

2

和Fe

7

S

8

量：除去CuFeS

2

中的Fe量，余下的Fe量为6.50－0.403=6.148kg。

除去ZnS、CdS、PbS、CuFeS

2

中的S量，余下的S量为：32.50－

（25.016+0.086+0.232+0.403）=6.763kg，此S量分布于FeS

2

和Fe

7

S

8

之中。设中FeS

2

的Fe为Xkg，S为Ykg，

则：FeS

2

23285.55



YX

Fe

7

S

8

832

763.6

785.55

148.6









YX

解方程组得X=5.543，Y=6.366，即FeS

2

中：Fe5.543kg；S6.366kg；FeS

2

11.909kg

Fe

7

S

8

中：Fe6.148-5.543=0.605kg；S6.763-6.366=0.397kg；Fe

7

S

8

1.002kg

（6）CaCO

3

量：





1.56

1.10050.0

0.892kg其中CaO0.500kgCO

2

0.392kg

（7）MgCO

3

量：

3.40

3.8430.0

=0.628kg其中MgO0.300kgCO

2

0.328kg

以上计算结果列于表4-1。

表4-1锌精矿物相组成，kg

组成ZnCdPbCuFeSCaOMgOCO

2

SiO

2

其它共计

ZnS51.00025.01676.016

CdS0.3000.0860.386

PdS1.5000.2321.732

CuFeS

2

0.4000.3520.4031.155

FeS

2

5.5436.36611.909

Fe

7

S

8

0.6050.3971.002

CaCO

3

0.5000.3920.892

MgCO

3

0.3000.3280628

SiO

2

3.0003.000

其它4.0003.280

共计51.0000.3001.5000.4006.50032.5000.5000.3000.7203.0004.000100.00

注：表中“其它”量与所给成分“其它”量差值为CO

2

量。

4.1.2烟尘产出率及其化学和物相组成计算

硫酸化焙烧有关指标：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。

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烟尘产出率及烟尘物相组成计算：

以100kg锌精矿计算。按照工厂生产实践，同类型流态化床硫酸化焙烧锌精矿时，

烟尘中残硫以硫酸盐形态的硫为2.14%，硫化物形态的硫为0.5%；镉60%进入烟尘、

砷和锑为65%、铅50%、元素锌以及其它金属为45%，为计算方便起见，设所有硫化

物的硫和硫酸盐的硫与锌结合，PbO与SiO

2

结合成PbO·SiO

2

，其它金属为氧化物形

态存在。

设烟尘产出量为Xkg。

各组分进入烟尘中的数量为：

Zn51.00×0.45=22.950kgMgO0.30×0.45=0.135kg

Cd0.30×0.60=0.1800kgS

S

0.005xkg

Cu0.40×0.45=0.180kgS

SO4

0.0214xkg

Pb1.50×0.50=0.750kgSiO

2

3.0×0.45=1.350kg

Fe6.50×0.45=2.925kg其它3.28×0.45=1.476kg

CaO0.50×0.45=0.225kg

各组分化合物进入烟尘中的数量为：

（1）ZnS量：





07.32

45.97005.0x

0.0152xkg其中Zn0.0102xkgS0.005xkg

（2）ZnSO

4

量：





07.32

45.1610214.0x

0.1077xkg

其中Zn0.0436xkgS0.0214xkgO0.0427xkg

（3）ZnO·Fe

2

O

3

量：烟尘中的Fe先生成Fe

2

O

3

，其量为：





7.111

7.159925.2

4.1819kg，

Fe

2

O

3

有

3

1

与ZnO结合成ZnO·Fe

2

O

3

，其量为：4.1819×

3

1

=1.3940kg，ZnO·Fe

2

O

3

量：





7.159

08.2413940.1

2.1043kg，

其中Zn0.5707kgFe0.9750kgO0.5586kg。

余下的Fe

2

O

3

量：4.1819－1.3940=2.7879kg其中Fe1.9500kgO0.8379kg

（4）ZnO量：Zn22.950－（0.0102x＋0.0436x＋0.5707）=22.3793－0.0538xkg

ZnO







38.65

38.810.0538x-22.3793

28.010－0.0670xkg

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（5）CdO量：



41.112

41.1280.1800.206kg其中Cd0.180kgO0.026kg

（6）CuO量：





55.63

55.79180.0

0.225kg其中Cu0.180kgO0.045kg

（7）PbO·SiO

2

量：PbO





21.207

21.22375.0

0.808kg其中Pb0.750kgO0.058kg，

与PbO结合的SiO

2

量：





21.223

09.60808.0

0.216kg剩余的SiO

2

：1.350-0.216=1.134kg

（8）CaO量：0.225kg

（9）MgO量：0.135kg

（10）其它：1.476kg

综合以上各项得：x=0.0152x＋0.1077x＋2.1043＋2.7879＋（28.010-0.0670x）＋

0.206＋0.225＋1.024＋1.134＋0.225＋0.135＋1.476=37.3272+0.0559x

x=39.573即烟尘产出率为焙烧干精矿的39.573%。

ZnS量：0.0152×39.573=0.601kg其中Zn0.403kgS0.198kg

ZnSO

4

量：0.1077×39.537=4.258kg其中Zn1.724kgS0.8460kgO1.688kg

ZnO量：28.010－（0.0670×39.537）=25.361kg其中Zn20.375kgO4.986g

以上计算结果列于表4-2。

4.1.3焙砂产出率及其化学与物相组成计算

设每焙烧100kg干精矿产出焙砂ykg，流态化焙烧时，锌精矿中各组分转入焙砂

中的量为：

Zn51.000－23.073＝27.927kgCaO0.500－0.225＝0.275kg

Cd0.300－0.180＝0.120kgMgO0.300－0.135＝0.1650kg

Cu0.400－0.180＝0.220kgSiO

2

3.000－1.350＝1.650kg

Pb1.500－0.750＝0.750kg其它3.280－1.476＝1.804kg

Fe6.500－2.925＝3.575kg

4-2烟尘的物相组成，kg

组成ZnCdCuPbFeSsSso

4

2-CaOMgOSiO

2

O其它共计

ZnS0.4030.1980.601

ZnSO

4

1.7240.8461.6884.258

ZnO20.3754.98625.361

2

O

3

0.5710.9750.5592.105

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Fe

2

O

3

1.9500.8380.838

CdO0.1800.0260.206

CuO0.1800.0450.225

2

0.7500.2160.0581.024

CaO0.2250.225

MgO0.1350.135

SiO

2

1.1341.134

其它1.4761.476

共计23.0730.1800.1800.7502.9250.1980.8460.2250.1351.3508.2001.47639.538

%58.3570.4550.4551.8977.3980.5012.1400.5690.3413.41420.7403.733100.000

焙砂中SSO

4

取1.10%，S

S

取0.3%，S

S

和SSO

4

全部与Zn结合；PbO与SiO2结

合成PbO·SiO2；其它金属为氧化物形态存在。

各组分化合物进入焙砂中的量：

SSO

4

量：0.011ykg，S

S

量：0.003ykg。

（1）ZnSO

4

量：





07.32

45.161011.0y

0.0555ykg

其中Zn0.0224ykgS0.011ykgO0.022ykg

（2）ZnS量：





07.32

45.97003.0y

0.0091ykg

其中Zn0.0061ykgS0.003ykg

（3）ZnO·Fe

2

O

3

量：烟尘中的Fe先生成Fe

2

O

3

，其量为：





7.111

7.159575.3

5.111kg，

Fe

2

O

3

有40%与ZnO结合成ZnO·Fe

2

O

3

，其量为：5.111×0.4=2.044kg，ZnO·Fe

2

O

3

量：





7.159

08.241044.2

3.086kg，

其中Zn0.837kgFe1.430kgO0.819kg。

余下的Fe

2

O

3

量：5.111－2.044=3.067kg其中Fe2.145kgO0.992kg

（4）ZnO量：Zn27.927－（0.0224y＋0.0061y＋0.837）=27.090－0.0285ykg

ZnO







38.65

38.810285.0090.27y

33.720-0.0355ykg

（5）CdO量：





41.112

41.128120.0

0.137kg

其中Cd0.120kgO0.017kg

（6）CuO量：





55.63

55.79220.0

0.275kg

其中Cu0.220kgO0.055kg

（7）PbO·SiO

2

量：PbO





21.207

21.223750.0

0.808kg

如不慎侵犯了你的权益，请联系我们告知！

其中Pb0.750kgO0.058kg，

与PbO结合的SiO

2

量：





21.223

09.60808.0

0.216kg剩余的SiO

2

：

1.65－0.216=1.434kg

（8）CaO量：0.275kg

（9）MgO量：0.165kg

（10）其它：1.804kg

综合以上各项得：y=0.0554y＋0.0091y＋3.086＋3.067＋（33.720－0.0355y）＋0.137

＋0.275＋1.024＋1.434＋0.275＋0.165＋1.804

y=46.331即焙砂产出率为焙烧干精矿的46.331%。

ZnS量：0.0091×46.331=0.422kg

其中Zn0.283kgS0.139kg

ZnSO

4

量：0.0554×46.331=2.566kg

其中Zn1.038kgS0.509kgO1.019kg

ZnO量：33.720－（0.0355×46.311）=32.075kg

其中Zn25.769kgO6.306kg

以上计算结果列于表4-3。

根据4.4节计算，投入100kg锌精矿，产出水洗浮渣0.913kg，含锌77.5%，水洗

浮渣中锌量0.707kg，设此锌量在水洗浮渣中全部以氧化锌形式存在，则水洗浮渣各

组分为：ZnO0.880kg（其中Zn0.707kg，O0.193kg，其它0.913－0.880＝0.173kg），

在冶炼过程中，水洗浮渣返回流态化焙烧炉，脱去其中的氟、氯等，这一部分氧化锌

全部进入焙砂中。

表4-3焙砂的物相组成，kg

组成ZnCdCuPbFeSsSso

4

2-CaOMgOSiO

2

O其它共计

ZnS0.2830.1390.422

ZnSO

4

1.0380.5091.0192.566

ZnO25.7696.30632.075

2

O

3

0.8371.4300.8193.086

Fe

2

O

3

2.1450.9223.067

CdO0.1200.0170.137

CuO0.2200.0550.275

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2

0.7500.2160.0581.024

CaO0.2750.275

MgO0.1650.165

SiO

2

1.4341.434

其它1.8041.804

共计27.9270.1200.2200.7503.5750.1390.5090.2750.1651.6509.1961.80446.330

%60.2780.2590.4751.6197.7160.3001.0990.5940.3563.56119.8493.894100.000

所以，进入焙烧炉的物料为：

精矿100kg，水洗浮渣0.913kg，共计100.913kg。

产出：烟尘量39.537kg，焙砂量46.331kg，共计焙烧矿86.883kg。

烟尘产出率占被烧矿的45.51%，焙砂产出率占焙烧矿的54.49%。

焙烧矿物相组成列于表4-4。

4.1.4焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算

4.1.4.1焙烧矿脱硫率计算

精矿中硫量为32.50kg，焙烧矿中的硫量为1.692kg，烟气中的硫量为：32.50－1.692

＝30.808kg，焙烧脱硫率：





50.32

692.150.32

94.79%。

表4-4焙烧矿的物相组成，kg

组成ZnCdCuPbFeSsSso

4

2-CaOMgOSiO

2

O其它共计

ZnS0.6860.3371.023

ZnSO

4

2.7621.3552.7076.824

ZnO46.14411.29257.436

2

O

3

1.4082.4051.3785.191

Fe

2

O

3

4.0951.7605.855

CdO0.3000.0430.343

CuO0.4000.1000.500

2

1.5000.4320.1162.048

CaO0.5000.500

MgO0.3000.300

SiO

2

2.5682.568

其它4.2954.295

共计51.0000.3000.4001.5006.5000.3371.3550.5000.3003.00017.3964.29586.883

%58.7000.3450.4601.7267.4810.3881.5600.5750.3453.45320.0224.943100.000

4.1.4.2出炉烟气计算

假定95%的硫生成SO

2

，5%的硫转化为SO

3

，则：

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生成SO

2

需要的O

2

量：30.808×0.95×



32

32

29.268kg

生成SO

3

需要的O

2

量：30.808×0.05×



32

48

2.311kg

烟尘和焙砂中，氧化物和硫酸盐的含氧量为17.396kg，则100kg锌精矿（干量）

焙烧需理论氧量：

29.268+2.311+17.396-0.193＝48.782kg

空气中氧的质量百分比为23%，则需要理论空气量为：





23

100782.48

212.096kg

过剩空气系数取1.25，实际需要空气量为：212.096×1.25=265.120kg

空气中各组分的质量百分比为：N

2

77%、O

2

23%，鼓入265.120kg空气，其中：

N

2

265.120×0.77＝204.142kg

O

2

265.120×0.23＝60.978kg

标准状态下，空气的密度为1.293kg/m3，实际需要空气的体积为：



293.1

120.265

205.0431m3

空气中和的体积百分比分别为79%、21%，则：

N

2

205.043×0.79＝161.984m3

O

2

205.043×0..21＝43.059m3

焙烧炉排出的烟气量和组成：

（1）焙烧过程中产出：

SO

2

30.808×0.95×



32

64

58.471kg

SO

3

30.808×0.05×



32

80

3.846kg

（2）过剩的氧量：60.978-48.782＝12.196kg

（3）鼓入空气带入的氮量：204.142kg

（4）CaCO

3

和MgCO

3

分解产生CO

2

量：0.392＋0.328＝0.720kg

（5）锌精矿及空气带入水分产生的水蒸气量：

进入焙烧炉的锌精矿含水取8%，100kg干精矿带入水分为：





100

8100

8

8.696kg

空气带入水量计算：

假设该地区气象资料：大气压力100631.72Pa，相对湿度77%，平均气温17.5℃,

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换算为此条件下空气需要量为：







273

5.17273

72.100631

101325

043.205

219.690m3

空气的饱和含水气量为0.0162kg/m3，带入水分量为：219.690×0.0162×0.77＝

2.740kg，带入水分总量为：8.696＋2.740＝11.436kg或





18

24436.11

14.231m3

以上计算结果列于表4-5。

4.1.5流态化焙烧物料平衡

按以上计算结果编制的物料平衡表见表4-6（未计机械损失）。

表4-5烟气量和组成

组成质量kg体积m3体积比,%

SO

2

568.47120.4659.845

SO

3

3.8461.0760.518

CO20.7200.3660.176

N

2

204.142163.19778.508

O

2

12.1968.5374.107

H

2

O11.43614.2316.846

共计290.811207.873100.000

表4-6流态化焙烧物料平衡表

加入产出

名称kg%名称kg%

干锌精矿100.00026.485烟尘39.53810.468

水洗浮渣1.0150.269焙砂47.34612.536

精矿中水分8.6962.303烟气290.68776.996

干空气265.12070.217

377.571100.000空气中水分2.7400.726

共计377.571100.000

4.1.6热平衡计算

4.1.6.1热收入

进入流态化焙烧炉热量包括反应热及精矿、空气和水分带入热量等。

（1）硫化锌按下式反应氧化放出热量Q

1

ZnS＋1

2

1

O

2

＝ZnO＋SO

2

＋443508kJ

生成ZnO之ZnS量：（20.375+0.571+25.769+0.837）×

4.65

4.97

＝70.877kg

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Q

1

＝





45.97

877.70443508

322570.719kJ

（2）硫化锌按下式反应硫酸化放出热量Q

2

ZnS＋2O

2

＝ZnSO

4

＋774767kJ

生成ZnSO

4

之ZnS量：（1.724＋1.038）×



4.65

4.97

4.117kg

Q

2

＝774767×



4.97

117.4

32731.891kJ

（3）ZnO和Fe

2

O

3

按下式反应生成ZnO·Fe

2

O

3

放出热量Q

3

ZnO＋Fe

2

O

3

＝ZnO·Fe

2

O

3

＋114300kJ

生成ZnO·Fe

2

O

3

之ZnO量：（0.571＋0.837）×



4.65

4.81

1.753kg

Q

3

＝





4.81

753.1114300

2462.127kJ

（4）FeS

2

按下式反应氧化放出热量Q

4

4FeS

2

＋11O

2

＝2Fe

2

O

3

＋8SO

2

＋3310084kJ

Q

4

＝





4.479

909.113310084

82131.408kJ

（5）FeS按下式反应氧化放出热量Q

5

2FeS＋3

2

1

O

2

＝Fe

2

O

3

＋2SO

2

＋1226774kJ

Fe

7

S

8

分解得到FeS量：0.605＋0.397×

8

7

=0.952kg

CuFeS

2

分解得到FeS量：0.352＋0.403×



2

1

0.554kg

得到FeS总量：0,952＋0.554＝1.506kg

Q

5

＝







85.872

506.11226774

9433.832kJ

（6）CuFeS

2

和Fe

7

S

8

分解得到硫燃烧放出热量Q

6

2CuFeS

2

＝Cu

2

S＋2FeS＋

2

1

S

2

分解出S量：1.155×



8.366

32

0.101kg

Fe

7

S

8

＝7FeS＋

2

1

S

2

分解出S量：1.002×



95.646

32

0.050kg

1kg硫燃烧放出热量为：9303kJ，则：

Q

6

＝（0.101＋0.050）×9303＝1404.753kJ

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（7）PbS按下式反应放出热量Q

7

PbS＋

2

1

1

O

2

＝PbO＋SO

2

＋421569kJ

PbS＋SiO

2

＝PbS·SiO

2

＋8499kJ

生成PbO放出热量：





2.239

1.732421569

3051.477kJ

生成PbS·SiO

2

量：0.966＋0.966＝1.932kg

生成PbS·SiO

2

放出热量：





3.283

932.18499

57.960kJ

Q

7

＝2443.8783＋49.206＝2493.0829kJ

（8）CdS按下式反应放出热量Q

8

CdS＋

2

1

1

O

2

＝CdO＋SO

2

＋413656kJ

生成CdO之CdS量为：0.3×



4.112

4.144

0.390kg

Q

8

＝





4.144

390.0413656

1116.596kJ

（9）Cu

2

S按下式反应氧化放出热量Q

9

Cu

2

S＋2O

2

＝2CuO＋SO

2

＋533691kJ

生成CuO之Cu

2

S量：0.40×



1.127

1.159

0.501kg

Q

9

＝





1.159

501.0533691

1679.834kJ

（10）部分SO

2

生成SO

3

放出热量Q

10

SO

2

＋

2

1

O

2

＝SO

3

＋98348kJ

Q

10

＝





80

3.85598348

4735.001kJ

（11）锌精矿带入热量为Q

11

进入流态化焙烧炉的精矿温度为40℃，精矿比热取0.84kJ/（kg·℃）。

Q

11

＝101.015×0.84×40＝3394.104kJ

（12）空气带入热量为Q

12

空气比热取1.32kJ/（m3·℃），空气温度为17.5℃。

Q

12

＝219.690×1.32×17.5＝5074.839kJ

（13）入炉精矿含水分8.696kg，水分比热取4.1868kJ/（kg·℃），100kg精矿中

的水分带入热量为Q

13

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Q

13

＝8.696×40×4.1868＝1456.337kJ

热量总收入Q

总收

为：Q

总收

＝Q

1

＋Q

2

＋Q

3

＋……＋Q

13

＝

322570.719+32731.819+2462.127+82131.408+9433.832+1404.753+57.96+1116.596+167

9.834+4735.001+3394.104+5074.839+1456.337=528638.369kJ

4.1.6.2热支出

（1）烟气带走热量为Q

烟

炉顶烟气900℃,各组分比热(kJ/（m3·℃）)

SO

2

SO

3

CO

2

N

2

O

2

H

2

O

2.2152.3032.1811.3941.4651.687

Q烟

=(20.465×2.215＋1.076×2.303＋0.366×2.181＋163.197×1.394＋8.537×1.465

＋14.231×1.687)×900＝281355.500kJ

（2）烟尘带走热量为Q

尘

由炉中出来的烟气温度为900℃，其比热为0.84kJ/（kg·℃）

Q尘

＝39.537×0.84×900＝29889.970kJ

（3）焙砂带走热量为Q

焙

由炉中出来的焙砂温度为850℃，其比热为0.84kJ/（kg·℃）

Q焙

＝47.346×0.84×850＝33805.040kJ

（4）锌精矿中水分蒸发带走热量为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

＝8.6957×40×4.1868＋8.6957×2407＝22387.609kJ

（5）精矿中碳酸盐分解吸收热量Q

分I

CaCO

3

分解吸热1583kJ/kg，MgCO

3

分解吸热1315kJ/kg。

Q分I

＝1583×0.892＋1315×0.628＝2237.856kJ

（6）CuFeS

2

和Fe

7

S

8

分解吸收热量为Q分II

，按1kg铁消耗热量为929kJ计算。

Q分II

＝（0.352＋0.605）×929＝889.053kJ

（7）通过炉顶和炉壁的散失热量为Q

散

为简化计算，按生产实践，散热损失均为热收入的2.3～5.5%，取5.0%计算。

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Q散

＝Q

总收

×0.05＝528638.369×0.05＝26431.918kJ

（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

）

＝528638.369－（281355.500＋29889.970＋33805.040＋22387.609＋2237.856

＋889.053＋26431.918）＝131641.423kJ

计算结果列于表4-7。

表4-7锌精矿流态化焙烧热平衡

项目KJ%项目KJ%

焙烧反应热烟气带走热量281355.553.223

ZnS氧化生成ZnO322570.71961.019烟尘带走热29889.975.654

ZnSZ转化成ZnSO

4

32731.8196.192焙烧带走热33805.046.395

ZnO和Fe

2

O

3

生成

2

O

3

2462.1270.466水分蒸发带走热22387.6094.235

FeS

2

氧化成Fe

2

O

3

82131.40815.536碳酸盐分解2237.8560.423

FeS氧化成Fe

2

O

3

9433.8321.785CuFeS

2

和Fe

7

S

8

分解889.0530.168

分解硫燃烧1404.7530.266炉壁及炉顶散热26431.9185.000

PbS生成

2

6044711.434剩余热131641.42324.902

CdS氧化成CdO1116.5960.211

528638.369100.000

Cu

2

S氧化成CuO1679.8340.318

SO

2

生成SO

3

4735.0010.896

精矿带入热3394.1040.642

空气带入热5074.8390.960

水分带入热1456.3370.275

共计528638.369100.000

4.2锌焙烧矿常规浸出冶金计算

目前常用的锌焙烧矿浸出生产工艺有常规浸出、热酸浸出黄钾铁矾法、热酸浸出

针铁矿法。本设计浸出流程为常规浸出，故只对常规浸出进行冶金计算。

4.2.1锌焙烧矿常规浸出浸出渣率及其化学与物相组成计算

流态化焙烧得到的烟尘和焙砂混合料称焙烧矿，皆送往浸出。按表4-4得出100kg

锌焙烧矿的化学及物相组成，见表4-8。

表4-8锌焙烧矿物相组成，%

组成ZnCdCuPbFeSsSso

4

2-CaOMgOSiO

2

O其它共计

ZnS0.7900.3881.177

ZnSO

4

3.1791.5603.1167.854

ZnO53.11112.99766.107

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2

O

3

1.6212.7681.5865.975

Fe

2

O

3

4.7132.0266.739

CdO0.3450.0490.395

CuO0.4600.1150.575

2

1.7260.4970.1342.357

CaO0.5750.575

MgO0.3450.345

SiO

2

2.9562.956

其它4.9434.943

共计58.7000.3450.4601.7267.4810.3881.5600.5750.3453.45320.0224.943100.000

以100kg焙烧矿进行计算。

锌焙烧矿常规浸出时，各组分的溶解量和进入渣中的量计算如下：

（1）85%的锌溶解，其量为：58.700×0.85＝49.895kg

留在渣中未溶解的锌量为：58.700－49.895＝8.805kg

ZnS和ZnO·Fe

2

O

3

中的锌不溶解，其量为：0.790＋1.621＝2.410kg

未溶解呈ZnO形态的锌量：8.805－2.410＝6.395kg

渣中ZnO含氧量：6.395×



4.65

16

1.564kg

（2）80%的镉溶解，其量为：0.345×0.80＝0.276kg

未溶解呈CdO形态的镉量：0.345－0.276＝0.069kg

渣中CdO含氧量：0.069×



4.112

16

0.010kg

（3）35%的铜溶解，其量为：0.460×0.35＝0.161kg未溶解呈CuO形态的铜量：

0.460－0.161＝0.299kg，渣中CuO含氧量：0.299×



5.63

16

0.075kg

（4）PbO·SiO

2

全部溶解，SiO2进入溶液，铅呈PbSO

4

进入渣中，其量为：

1.726



2.207

2.303

2.526kg

其中Pb1.726kgS0.267kgO0.533kg

（5）ZnO·Fe

2

O

3

不溶解全部留在渣中，其量为：5.975kg

（6）10%的Fe

2

O

3

溶解，中和水解后呈Fe

2

(OH)

4

SO

4

形式进入渣中，其量为：

4.713×0.10×



285.55

5.275

1.162kg其中：Fe量为：4.713×0.10＝0.471kg

实际生产中，在浸出液中，As、Sb的浸出率为45%，为了除去被溶解的As、Sb，

溶液中的铁必须大于或等于20倍的As、Sb之和，否则需补充加入FeSO

4

溶液，此部

分的Fe水解也生成Fe

2

(OH)

4

SO

4

进入渣中。

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本计算中，锌精矿成分未考虑As、Sb含量，故此处设焙烧矿中As量为0.21%，

Sb量为0.029%，则中性上清液中As＋Sb量为：100×（0.0021+0.00029）×0.45＝

0.10755kg

实际需要铁量：20×0.10755＝2.151kg

需要加入FeSO

4

量：（2.151－0.471）×





85.55

9685.55

4.568kg其中：Fe1.679kg

此部分Fe水解生成Fe

2

(OH)

4

SO

4

，其量为：1.679×



285.55

5.275

4.141kg

生成Fe

2

(OH)

4

SO

4

总量为：1.162＋4.141＝5.303kg

其中；Fe0.471＋1.679=2.150kgS

SO4

0.6151kgO2.461kgH0.077kg

入渣之Fe

2

O

3

量为：6.739×0.90＝6.065kg其中Fe4.713×0.90＝4.242kgO

6.065－4.242＝1.823kg

（7）CaO全部以CaSO

4

入渣，其量为：0.575×



1.56

1.136

1.395kg

其中：CaO0.575kgS

SO4

0.328kgO0.492kg

（8）MgO全部以MgSO

4

进入渣中，其量为：0.345×



3.40

3.120

1.030kg

其中：MgO0.345kgS

SO4

0.274kgO0.411kg

（9）游离SiO

2

全部进入渣中，其量为：2.956kg

以上计算结果列于表4-9。

表4-9锌焙烧矿常规浸出渣各组分质量，kg

组成ZnCdPbCuFeSsSso

4

2-OHCaOMgOSiO

2

其它共计

ZnS0.7900.3881.177

ZnO6.3951.5647.959

2

O

3

1.6212.7681.5865.975

Fe

2

O

3

4.2421.8236.065

Fe

2

(OH)

4

SO

4

2.1500.6152.4610.0775.303

CdO0.0690.0100.079

CuO0.2990.0750.374

PbSO

4

1.7260.2670.5332.526

CaSO

4

0.3280.4920.5751.395

MgSO

4

0.2740.4110.3451.030

SiO

2

2.9562.956

其它4.9434.943

共计8.8050.0691.7260.2999.1600.3881.4848.9550.0770.5750.3452.9564.94339.783

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100kg锌焙烧矿常规浸出，得到不溶渣39.783kg，但实际浸出渣带走ZnSO

4

溶液，

经洗涤、过滤、干燥，最后残渣含Zn

ZnSO4

为3.5%。

假定残渣含Zn

ZnSO4

量为xkg，则：3.5:100＝x:（39.783＋

4.65

4.161

x）

解得：x＝1.524kg

ZnSO

4

中的S量：0.746kg

ZnSO

4

中的O量：1.491kg

浸出渣率及组成见表4-10。

表4-10锌焙烧矿常规浸出渣率及组成，kg

浸出渣组成ZnCdPbCuFeSsSso

4

2-OHCaOMgOSiO

2

其它共计

不溶渣8.8050.0691.7260.2999.1600.3881.4848.9550.0770.5750.3452.9564.94339.783

ZnSO

4

1.5240.7461.4913.761

共计10.3290.0691.7260.2999.1600.3882.23010.4460.0770.5750.3452.9564.94343.554

%23.7210.1583.9640.68721.0370.8915.12123.9900.1771.3210.7926.78911.353100.000

4.2.2锌焙烧矿常规浸出金属平衡计算

浸出过程中加入废电解液、锌焙烧矿、氧化锌浸出液。贫镉液，产出浸出液及浸

出渣等。以100kg精矿（干量）进行计算。

（1）加入

A废电解液

按4.4节中产出废电解液469.133L，返回本过程的为381.506L，其中含Zn：

381.506×50.988×10-3＝19.456kg

B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%，则得到焙烧矿

量为：86.833×（1－0.005）＝86.449kg其中：

Zn86.449×0.587＝50.746kg

Cd86.449×0.00345＝0.298kg

Cu86.449×0.0046＝0.398kg

Pb86.449×0.01726＝1.492kg

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C焙烧氧化锌浸出液

按4.6节计算，返回氧化锌浸出液87.187L，其中：

Zn87.187×140×10-3＝12.206kg

Cd87.187×0.505×10-3＝0.044kg

Cu87.187×0.034×10-3＝0.003kg

D贫镉液

按4.3节计算，产铜镉渣量为3.388kg，其成分为：

ZnCdCu

%30.8368.5014.250

kg1.0450.2880.144

铜镉渣加入废电解液，经浸出、置换、铸锭产出镉锭。贫镉液送锌焙烧矿浸出，

此过程锌损失量占精矿总锌量的0.22%，即：51.00×0.0022＝0.112kg，贫镉液中的锌

量为：1.045－0.112＝0.933kg

（2）产出

A焙烧矿86.449kg，经过浸出后得到的渣量为：86.449×0.43544＝37.643kg

其中：Zn37.643×0.23721＝8.929kg

Cd37.643×0.00158＝0.059kg

Cu37.643×0.00687＝0.259kg

Pb37.643×0.03964＝1.492kg

B浸出液

转入溶液中的金属量：

Zn50.746＋19.456＋12.206＋0.933－8.929＝74.412kg

Cd0.298＋0.044－0.059＝0.283kg

Cu0.398＋0.003－0.259＝0.142kg

按4.3节计算，浸出液含Zn139.850g/L，其体积为





850.139

10412.743532.084L

其成分：Cd





084.532

10283.030.532g/L

Cu





084.532

10142.030.267g/L

过程中漏液、喷溅等不能回收损失占锌矿总锌量的0.6%，即损失51.00×0.009＝

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0.459kg,或





850.139

10459.033.282L,

输出浸出液：532.084－3.282＝528.802L

以上计算结果见表4-11。

表4-11锌焙烧矿常规浸出金属平衡表

项目数目

ZnCdCuPb

g/lkgg/lkgg/lkgg/lkg

加

入

废电解液381.50650.99819.456

锌焙烧矿86.44958.70%50.7460.35%0.2980.46%0.4381.73%1492

氧化锌浸

出液

87.18714012.2060.5050.0440.0340.003

贫镉液63.3910.933

共计83.3410.3420.4011.492

产

出

浸出液528.802139.85073.9530.2880.154

浸出渣37.64323.72%8.9290.14%0.0510.65%0.2452.6641.491

损失3.2820.4590.0030.0020.001

共计83.3410.3420.4011.492

注：1.表中贫镉液含锌量仅为13.687g/L，实际生产中，贫镉液来自铜镉渣处理工段，在回收

铜镉时，需加锌粉除铜镉，过量的锌粉进入贫镉液，贫镉液中含锌量约100g/L；

2.液体成分单位为g/L，固体成分单位为%。

4.3硫酸锌溶液净化冶金计算

本节为用锌粉置换硫酸锌溶液中的铜镉冶金计算。因锌精矿一般含钴及其它金属

杂质较低，净化渣量极少，故在此不作详细计算。

以100kg干精矿进行计算。

4.3.1铜镉渣量和成分计算

按4.2.2节计算，浸出液含镉0.288kg，含铜0.144kg，溶液净化除铜镉的锌粉理

论量为：









5.63

4.65144.0

4.112

4.65288.0

0.316kg

实际锌粉消耗量为理论量的3.5倍，则实际锌粉量为：0.316×3.5＝1.106kg

过剩锌粉量为：1.106－0.316＝0.790kg

铜镉渣含镉以8.5%计，则铜镉渣量为：





5.8

100288.0

3.388kg

铜镉渣含水分35%，则湿渣量为：



35.01

388.3

5.212kg

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铜镉渣中未洗出的锌量为（5.212－3.388）×0.140＝0.255kg，其中0.140为按硫酸

锌溶液含锌140g/l计算之参数。

铜镉渣中含ZnSO

4

量为：0.255×



4.65

4.161

0.629kg

计算结果列于表4-12。

表4-12铜镉渣量及成分

成分CdCu金属锌ZnSO4其它

kg0.2880.1440.7900.6291.537

%8.5014.25023.31818.56645.366

即：铜镉渣成分为：Cd8.501%，Cu4.250%，Zn

ZnSO4

7.518%，Zn总30.836%。

4.3.2净液除铜镉的金属平衡

按浸出液在净化过程中损失的锌量占锌精矿总锌量的0.22%，

即：51.00×0.0022＝0.112kg，损失溶液





140

10112.030.800L

整理计算结果列于表4-13。

表4-13净液除铜镉金属平衡表

项目数目

ZnCdCu

g/lkgg/lkgg/lkg

加入

浸出液528.802139.85073.9530.5450.2880.144

锌粉1.10899.8%1.106

共计75.0590.288

产出

新液528.002139.96573.902

铜镉渣3.38834．783%1.0458.50%0.2884.25%0.144

损失0.8000.112

共计75.0590.2880.144

4.4锌电解沉积冶金计算

4.4.1电积物料平衡计算

4.4.1.1计算采用的原始资料

（1）冶炼总回收率95%。

（2）阴极锌电炉熔炼直接回收率97.5%。

（3）新液含锌140g/L，电积析出锌95g/L。

（4）新液含锰3.5g/L，废电解液含锰3.0g/L。

（5）产出1t阴极锌，消耗铅阳极4.5kg。

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（6）阴极锌平均含铅取0.005%。

（7）新液密度1.33kg/L，废电解液密度1.25kg/L。

（8）电积过程中喷溅、滴漏、跑液等不能回收损失的锌量占进料精矿总锌量的0.4%。

4.4.1.2以100kg锌精矿（干量）计算

（1）阴极锌产量：

阴极锌含金属量：







975.0

051.0151.0100

49.640kg

净化除铜镉消耗锌粉1.106kg，此锌粉一部分来源于阴极锌，经熔化、压缩空气

喷吹制得，另一部分来源于浮渣处理，按4.3.1节计算，吹制锌粉还需0.754kg阴极

锌。

阴极锌含金属的总量为：49.640＋0.754＝50.394kg，阴极锌含Zn99.99%，其产量

为：



9999.0

394.50

50.399kg。

（2）进入电积的新液量及其各组分含量：

电积需要新液量：





95

10394.503530.463L，或530.463×1.33＝705.516kg

其中：ZnSO

4

530.463×140×310

4.65

4.161



＝183.277kg

H

2

O705.516－183.277＝522.239kg

（3）生成阳极泥量：

进入阳极泥中的锰量为：







1000

0.35.3463.530

0.265kg，

MnO

2

量：0.265×



55

87

0.419kg（其中Mn0.265kgO0.154kg）

阴极产出锌50.399kg，耗铅量为：





1000

5.4399.50

0.227kg，

阴极锌中含铅：50.399×0.00005＝0.003kg

进入阳极泥的铅量为：0.227－0.003＝0.224kg

换算为PbO量为：0.224×



2.207

2.239

0.259kg其中O0.035kg阳极泥中MnO

2

和PbO量

为：0.419＋0.259＝0.678kg，其中含O量为：0.154＋0.035＝0.189kg

（4）电积时进入大气中的氧量：

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电积时阳极含氧量50.39×



4.65

16

12.329kg

进入到大气中的氧量：12.329－0.189＝12.140kg

（5）电积时得到废电解液量及成分：

电积过程，溶液中ZnSO

4

和H

2

O分解为：ZnSO

4

50.394×



4.65

4.161

124.367kg

H

2

O50.394×



4.65

18

13.870kg

生成H

2

SO

4

量：50.394×



4.65

98

75.514kg

得到废电解液中各组分的量为：ZnSO

4

183.277－124.367＝58.910kg

H

2

O522.239－13.870＝508.369kg

H

2

SO

4

75.514kg

废电解液总量为：58.910＋508.369＋75.514＝642.793kg

废电解液总体积：



25.1

793.642

514.234L

（6）电积过程不能回收损失的锌量：

电积过程不能回收损失的锌量占精矿总锌量的0.36%，即：51.00×0.0036＝0.184kg

溶液带走的ZnSO

4

量：0.184×



4.65

4.161

0.454kg

随同带走的H

2

SO

4

量：0.454×



91.58

514.75

0.582kg

随同带走的H

2

O量：0.454×



91.58

369.508

3.918kg

共损失：0.454＋0.582＋3.918＝4.954kg

（7）输出废电解液量：

在电积和冷却过程中，电解液中水的分解和蒸发量为废电解液量的10%计，即：

514.234×0.1＝51.423L（即51.423kg）

扣除过程中不能回收的损失，得到废电解液中：

ZnSO

4

58.910－0.454＝58.456kg

H

2

SO

4

75.514－0.582＝74.932kg

H

2

O508.369－3.918－51.423＝453.028kg

输出废电解液总量：58.456＋74.932＋453.028＝586.416kg

输出废电解液总体积：



1.25

586.416

469.133L

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废电解液成分：Zn





463.464

1000

4.161

4.65

456.58

50.988g/L

H

2

SO

4



463.464

1000932.74

161.330g/L

整理以上数据列于表4-14。

表4-14锌电解沉积物料平衡表

项目数目

ZnPb

g/lkgg/lkg

加入

新液528.002139.96573.9020.227

阳极铅

合计73.9020.227

产出

阴极锌50.39999.99%50.3940.0050.003

废电解液469.13350.99823.324

放出氧气12.140

阳极泥0.6780.224

蒸发出水分51.4230.085

损失0.184

共计73.9020.227

4.4.2电解槽热平衡计算

以单个槽为计算基础，然后计算除全车间或一个系列电解槽在电积过程中总的剩

余热量。

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（4-1）

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

＝0.239×4.1868IEτ×103kJ/h（4-2）

式中：I—通过电流，A；

E—电解液、极板、阳极泥及浓差极化的电压降，V；

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τ—通电时间，s。

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Q新

＝m

1

c

1

t

1

kJ/h（4-3）

式中：m

1

—单位时间进入电解槽的新液量，kg/h；

c

1

—新液比热，kJ/(kg·℃)；

t

1

—加入新液温度，℃。

Q废

＝m

2

c

2

t

2

kJ/h（4-4）

式中：m

2

—每槽排出电解液的量，kg/h；

c

1

—废电解液比热，kJ/(kg·℃)；

t

1

—排出废电解液温度，℃。

Q蒸

＝S

液表面

wr

z

kJ/h（4-5）

式中：w—每槽溶液表面蒸发的水量，kg/(m2·h)；

r

z

—水的汽化潜热，kJ/kg；

S液表面

—电解槽中溶液有效表面积，m2。

S液表面

＝S

槽

－S

极

S槽

—电解槽溶液表面积，m2；

S极

—极板占有表面积，m2。

Q溅

＝0.003Q

液

kg/h（4-6）

Q辐＋传

＝

9

1

（Q

蒸

＋Q

溅

）kJ/h（4-7）

计算采用的原始资料：

（1）电流强度I＝25000A

（2）电流密度D

k

＝480A/m2

（3）新液含锌140g/L，温度45℃

（4）废电解液含锌50.998g/L，温度40℃

（5）每槽装阴极片44片，阴极尺寸1000×660×4mm

（6）电解槽尺寸长4000mm，宽1040mm，高1700mm

（7）同极中心距62mm

热收入：

（1）电流通过时产生的热量Q

电流

E＝E液

＋E

导

＋E

阳极泥

（4-8）

式中：E

液

—电解液电压降，V；

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E导

—导体电压降，工厂实践值为0.05V；

E阳极泥

—阳极泥及浓差极化电压降，V，工厂实践值为0.3E

液

。

E液

＝

V

LD

k

1000



（4-9）

式中：ρ—电解液的比电阻，Ω·cm，取ρ＝3.30；

L—极板表面距离，cm，当同极中心距为62mm时，L＝







2

4.06.00.6

2.60cm

代入公式（4-9）：E

液

＝





10000

6.23.3480

0.412V

E阳极泥

＝0.30×0.412＝0.124V

则：E＝0.412＋0.05＋0.124＝0.586V

生成中，由于电解液含杂质及导电接触不良等因素影响。E的实际值比计算值高

5%，

故：E＝0.586×1.05＝0.615V

将E、I、τ值代入公式（4-2）

Q电流

＝

1000

3600615..4239.0

＝55355.236kJ/h

（2）新液带入热量

当电流强度为25000A时，每槽生产能力为：





1000

90.0219.125000

27.428kg/h

式中：1.219—锌的电化当量g/(A·h)

0.90—电流效率。

每槽需加入的新液量为：m

1

＝







998.50140

1027.4283301.285L/h或308.173×1.33＝409.870kg/h

新液温度t

1

＝45℃，新液比热c

1

＝0.82×4.1868kJ/(kg·℃)

将m

1

、t

1

、c

1

值代入公式（4-3）：

Q新

＝409.870×0.82×4.1868×45＝63322.010kJ/h

Q总收

＝Q

电流

＋Q

新

＝55355.236＋63322.010＝118677.200kJ/h

热支出

（1）废电解液带走热量Q

废

每槽单位时间生成的阴极锌27.428kg/h，

从电解液分解出ZnSO

4

量：27.428×



4.65

4.161

67.689kg/h

分解出水量：27.428×



4.65

18

7.549kg/h

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生成H

2

SO

4

量：27.428×



4.65

98

41.100kg/h

因此废电解液量为：m

2

＝409.870－67.689－7.549＋41.100＝375.732kg/h

废电解液温度t

2

＝40℃，废电解液比热c

2

＝0.80×4.1868kJ/(kg·℃)

将m

2

、t

2

、c

2

代入公式（4-4）

Q废

＝375.732×0.80×4.1868×40＝50339.670kJ/h

（2）电解槽表面蒸发损失热量Q

蒸

S槽

＝3.3×0.85＝2.720m2

S极

＝（0.670×0.004×44）＋（0.620×0.006×45）＝0.285m2

S液表明

＝S

槽

－S

极

＝2.720－0.285＝2.435m2

取40℃时电解液表面蒸发的水量w＝1.0kg/(m2·h)，水的汽化r

z

＝578×4.1868kJ/kg

将S

液表明

、w、r

z

代入公式（4-5）：

Q蒸

＝2.435×1.0×578×4.1868＝5892.628kJ/h

（3）电解液喷溅损失热量Q

溅

Q溅

＝0.003×Q

废

＝0.003×50339.670＝151.019kJ/h

（4）辐射、对流和传导损失的热量Q

辐＋传

Q辐＋传

＝

9

1

（Q

蒸

＋Q

溅

）＝

9

1

（5892.628＋151.019）＝671.516kJ/h

热支出总量为：Q

废

＋Q

蒸

＋Q

溅

＋Q

辐＋传

＝50339.670＋5892.628＋151.019＋671.516

＝57054.830kJ/h

（5）剩余热量Q

余

Q余

＝Q

总收

－Q

总支

＝118677.200－57054.830＝61622.370kJ/h

以上计算结果列于表4-15。

表4-15电解热平衡

收入支出

项目kg/h%项目kg/h%

电流通过生产的热量55355.23646.644废电解液带走热量50339.67042.417

新液带入的热量63322.01053.356电解液表面蒸发损失热量5892.6284.966

电解液喷溅损失的热量151.0190.127

辐射,对流,传导损失热量671.5160.566

剩余热量61622.37051.924

共计118677.200100.000共计118677.200100.000

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4.4.3阴极锌熔铸的金属平衡计算

以100kg锌精矿（干量）计算得，进入电炉熔铸的阴极锌（含Zn99.99%）为

49.645kg，熔铸直接回收率取97.5%，则产出含锌99.99%的锌锭为：

49.645×0.975＝48.404kg

锌锭含锌量为：

48.404×0.9999＝48.399kg

过程中机械及其它不能回收的损失以0.242%计，损失锌量为：

49.645×0.9999×0.00242＝0.120kg

烟尘及浮渣中含锌量：

49.645×0.9999－48.399－0.120＝1.121kg

计算结果列于表4-16。

表4-16阴极锌熔铸金属平衡表

加入产出

项目数量,kg成分,%含Zn,kg项目数量,kg成分,%含Zn,kg

阴极锌49.64599.9949.640锌锭48.40499.9948.399

烟尘及浮渣1.121

损失0.120

共计49.640共计49.640

4.4.4浮渣球磨水洗、吹锌粉的金属平衡计算

以100kg锌精矿（干量）计算得浮渣：1.318kg(含Zn85%)，锌量为1.121kg，进

行球磨水洗，机械损失为精矿含锌量的0.1%，即：51.00×0.001＝0.051kg，浮渣球磨

水洗后，产水洗浮渣及锌珠，其锌分布为：33.9%的Zn进入锌珠，锌珠中含锌99.8%；

66.1%的Zn进入水洗浮渣，水洗浮渣含锌77.5%，则产出：

（1）水洗浮渣：







775.0

661.0051.0121.1

0.913kg（其中Zn0.707kg）

设此锌在水洗浮渣中全部以ZnO形态存在，则：

ZnO量：

4.65

38.81707.0

＝0.880kg（其中Zn0.707kgO0.193kg）

其它：0.913－0.880＝0.035kg

（2）锌珠：







998.0

339.0051.0121.1

0.404kg（其中Zn0.363kg）

此锌珠熔化、吹锌粉，过程机械损失为锌精矿含锌量的0.1%，即：51.00×0.001＝

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0.051kg，产锌粉（含Zn99.8%）





998.0

051.0363.0

0.313kg，含Zn0.312kg。

浮渣球磨、水洗、吹锌粉金属平衡见表4-17。

表4-17浮渣球磨、水洗、吹锌粉金属平衡表

加入产出

项目数量,kg成分,%含Zn,kg项目数量,kg成分,%含Zn,kg

浮渣1.3190.8501.121锌粉0.3120.9980.311

烟尘及浮渣0.9130.7750.707

损失0.102

共计1.3191.121共计1.121

4.5焙烧矿常规浸出浸出渣挥发窑处理的冶金计算

4.5.1配料计算

以100kg浸出渣（干量）为计算依据，按4.2.1节锌焙烧矿常规浸出渣成分计算，

锌焙烧矿化学成分如下（%）：

ZnCdPbCuFeSOHCaOMgOSiO

2

其它

23.7210.1583.9640.68721.0376.02123.9900.1771.3210.7926.78911.353

挥发窑的配焦粉比，按浸出渣和焦粉成分而定，一般焦率为40~50%，本计算取50%，

即：

浸出渣:焦粉＝100:50（以干量计）

设焦粉成分为（%）：C77灰分18.09挥发物4.91

灰分成分（%）：Fe9.61CaO3.64Al

2

O

3

5.68SiO

2

42.52其它38.55

配入焦粉量：100×0.5＝50kg

其中：C=38.5kg挥发物＝2.455kg灰分9.045kg

灰分中：Fe0.869CaO0.329Al

2

O

3

0.514SiO

2

3.846其它3.496

则混合料中各组分为(kg)：

ZnCdPbCuFeSOHCaOAI

2

O

3

SiO

2

C挥发物其它

23.7210.1583.9640.68721.9066.02123.9900.15816500.51410.63538.502.45515.817

4.5.2氧化锌产出率、化学成分与物相组成计算

浸出渣回转窑挥发的主要有价金属挥发率按工厂实践值取Zn95%,Pb92%,

Cu95%。

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氧化锌烟尘中主要金属存在形式及百分率按工厂实践值取（%）

ZnZnSO

4

1.30ZnO96.40ZnO·Fe

2

O

3

0.60ZnS1.70

PbPbO96.5PbSO

4

3.5

CdCdO100

主要有价金属进入氧化锌烟尘中的数量和各种形态化合物的数量：

（1）Zn：23.721×0.95＝22.535kg

其中ZnSO

4

22.535×0.013×

4.65

4.161

＝0.723kg（Zn0.296kgS0.143kgO0.287kg）

ZnO22.535×0.964×



4.65

4.81

27.038kg（Zn21.723kgO5.315kg）

ZnO·Fe

2

O

3

22.535×0.006×



4.65

4.241

0.499kg（Zn0.135kgFe0.232kgO0.132kg）

ZnS22.535×0.017×

4.65

4.97

=0.571kg（Zn0.383kgS0.188kg）

（2）Pb：3.964×0.92＝3.647kg

其中：PbO3.647×0.965×



2.207

2.223