一種鉛精礦處理系統的製作方法

2023-09-21 11:30:20 2

本實用新型涉及一種處理系統，尤其涉及一種鉛精礦處理系統。

背景技術：
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鉛的火法冶煉方法主要有燒結-鼓風爐熔煉法和直接熔煉法，其中，直接熔煉法包括氧氣底吹熔煉(SKS)-鼓風爐還原法、浸沒式頂吹(ISA或Ausmelt)熔煉-鼓風爐還原法、氧氣頂吹卡爾多(Kaldo)轉爐法、氧氣底吹(QSL)法和基夫賽特(Kivcet)法。傳統的燒結-鼓風爐熔煉法由於鉛精礦燒結煙氣的SO2濃度低，給制酸造成很大困難，不僅損害了崗位工人和附近居民的身體健康，而且給工廠周圍的生態環境造成嚴重破壞，國家已明令淘汰落後的燒結-鼓風爐熔煉工藝。上述直接熔煉工藝都是將冶煉的氧化和還原過程分開，在不同的反應器上完成，即在熔煉爐內主要完成氧化反應以脫除硫，同時產出一部分粗鉛和高鉛渣，高鉛渣經鑄渣機鑄成塊狀再送入鼓風爐進行還原熔煉，產出的粗鉛送入精煉車間電解，產出的爐渣流至電熱前床貯存保溫，電熱前床的熔渣流入渣包或通過溜槽進入煙化爐提取鋅。但是，上述直接熔煉工藝中，高鉛渣塊進入鼓風爐內熔煉，液態高渣鉛的潛熱得不到利用，而且需要消耗大量焦炭，冶煉成本高，生產流程長，設備投資高。

雲錫公司採用Ausmelt爐一爐熔煉產鉛，雖然流程短、設備投資省，但其熔煉段與煙化段煙塵不能有效分離，煙塵的回收再利用困難，且一爐熔煉加煙化段爐內溫度及熔體成分變化大爐磚壽命大大減少。

技術實現要素：
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本實用新型的目的在於提供一種能夠解決上述問題的鉛精礦處理系統。

本實用新型的目的由如下技術方案實施，一種鉛精礦處理系統，其包括精礦倉、含鉛渣料倉、粉煤倉、塊煤倉和Ausmelt爐，所述精礦倉和所述含鉛渣料倉分別與制粒機連接；所述制粒機、所述粉煤倉和所述塊煤倉分別通過加料機與所述Ausmelt爐連接；

所述Ausmelt爐的粗鉛出口與鉛電解精煉系統連接；

所述Ausmelt爐的煙氣出口與第一餘熱鍋爐的煙氣進口連接，所述第一餘熱鍋爐的煙氣出口與第一收塵器的進氣口連接，所述第一收塵器的出氣口與制酸系統連接，所述第一餘熱鍋爐和所述第一收塵器的出灰口均與制粒機的原料入口連接，所述制粒機的出料口與所述加料機連接；

所述Ausmelt爐的熔渣出口與煙化爐的進料口連接，所述煙化爐的出料口與衝渣系統連接，所述煙化爐的煙氣出口與第二餘熱鍋爐的煙氣進口連接，所述第二餘熱鍋爐的煙氣出口與表冷器的進氣口連接，所述表冷器的出氣口與第二收塵器的進氣口連接，所述第二收塵器的出氣口與制酸系統連接；所述餘熱鍋爐、所述表冷器和所述第二收塵器的出灰口均與鋅冶煉系統連接。

進一步的，所述第一收塵器為袋式收塵器、脈衝袋式收塵器、電收塵器、溼式收塵器和電袋收塵器的一種。

進一步的，所述第二收塵器為袋式收塵器、脈衝袋式收塵器、電收塵器、溼式收塵器和電袋收塵器的一種。

進一步的，其還包括電熱前床，所述Ausmelt爐的熔渣出口與所述電熱前床的進料口通過溜槽連接，所述電熱前床的出料口與所述煙化爐的進料口通過溜槽連接。

本實用新型的優點：本實用新型一種鉛精礦處理系統設備投資較少，製造成本低；利用本實用新型處理含鉛物料，包括含鉛物料Ausmelt爐熔煉、鉛熔煉渣煙化爐熔煉、粗鉛電解精煉、SO2尾氣制酸等幾個主要的工藝步驟；硫化鉛精礦首先經Ausmelt爐氧化、還原熔煉直接產出粗鉛，熔煉工藝尾氣送制酸系統制酸，經電收塵器收取鉛煙塵返回Ausmelt爐作為配料原料之一，鉛熔煉渣(高鋅渣)進入煙化爐處理，產出氧化鋅煙塵返回鋅系統，水淬渣渣場堆存或者外售；流程短，能耗低，冶煉成本低。

附圖說明：

圖1為本實用新型一種鉛精礦處理系統設備連接圖。

其中：精礦倉1、含鉛渣料倉2、粉煤倉3、塊煤倉4、Ausmelt爐5、第一餘熱鍋爐6、電收塵器7、制粒機8、加料機9、電熱前床10、煙化爐11、第二餘熱鍋爐12、表冷器13、袋式收塵器14。

具體實施方式：

實施例1：

一種鉛精礦處理系統，其包括精礦倉1、含鉛渣料倉2、粉煤倉3、塊煤倉4和Ausmelt爐5，精礦倉1和含鉛渣料倉2分別與制粒機8連接；制粒機8、粉煤倉3和塊煤倉4分別通過加料機9與Ausmelt爐5連接；

Ausmelt爐5的粗鉛出口與鉛電解精煉系統連接；

Ausmelt爐5的煙氣出口與第一餘熱鍋爐6的煙氣進口連接，第一餘熱鍋爐6的煙氣出口與電收塵器7的進氣口連接，電收塵器7的出氣口與制酸系統連接，第一餘熱鍋爐6和電收塵器7的出灰口均與制粒機8的原料入口連接，制粒機8的出料口與加料機9連接；

Ausmelt爐5的熔渣出口與電熱前床10的進料口通過溜槽連接，電熱前床10的出料口與煙化爐11的進料口通過溜槽連接，煙化爐11的出料口與衝渣系統連接，煙化爐11的煙氣出口與第二餘熱鍋爐12的煙氣進口連接，第二餘熱鍋爐12的煙氣出口與表冷器13的進氣口連接，表冷器13的出氣口與袋式收塵器14的進氣口連接，袋式收塵器14的出氣口與制酸系統連接；餘熱鍋爐、表冷器13和袋式收塵器14的出灰口均與鋅冶煉系統連接。

利用本系統處理含鉛物料，包括如下階段：1)氧化熔煉階段；2)還原熔煉I階段；3)還原熔煉II階段，其中：

1)氧化熔煉階段：將鉛含量≥45wt％的含鉛物料(鉛精礦10～20t/h、鉛煙塵≤10t/h、含鉛渣料≤5t/h中的一種或多種)與石灰石、石英砂在制粒機8中混合制粒後連續加入Ausmelt爐5內，通過噴槍向Ausmelt爐5內噴入氧氣800～3000Nm3/h、空氣7000～15000Nm3/h、粉煤0.5～1t/h，保持富氧濃度：29～31v％，控制熔池溫度1050～1150℃，進行氧化熔煉，當入爐物料量達到額定投料量、且渣含鉛35～42wt％時，1)氧化熔煉階段完成；

2)還原熔煉I階段：在完成1)氧化熔煉階段的Ausmelt爐5內加入鉛精礦和塊煤，其中，鉛精礦的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的3～10wt％，塊煤的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的0.5～1wt％，鉛精礦和塊煤的投入量根據進入2)還原熔煉I階段的實際渣含鉛量進行調整；鉛精礦作為還原劑，不但能增加處理鉛精礦的量並產生更多的粗鉛；通過噴槍向Ausmelt爐5內噴入氧氣800～1300Nm3/h、空氣7000～15000Nm3/h、粉煤0.8～1.5t/h，保持富氧濃度：23～26v％，控制熔池溫度1100～1200℃，進行還原熔煉，當渣含鉛13～18wt％時，2)還原熔煉I階段完成；

3)還原熔煉II階段：在完成2)還原熔煉I階段的Ausmelt爐5內加入塊煤，塊煤的加入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量和2)還原熔煉I階段入爐鉛精礦量總和的0.3～0.8wt％，通過噴槍向Ausmelt爐5內噴入空氣7000～15000Nm3/h、粉煤0.1～2t/h，控制熔池溫度1150～1250℃，繼續進行還原熔煉，當渣含鉛<5wt％時，3)還原熔煉II階段完成，得到粗鉛和鉛熔渣；鉛熔渣排入電熱前床10中，在電熱前床10沉鉛後排入煙化爐11進行煙化處理。

1)氧化熔煉階段、2)還原熔煉I階段和3)還原熔煉II階段產生的含有PbO或PbS的鉛煙塵隨著煙氣進入Ausmelt爐5配套的第一餘熱鍋爐6回收餘熱後，進入電收塵器7中收塵，含硫煙氣送制酸系統脫除SO2生產硫酸外售，乾淨氣體排空；電收塵器7收集到的鉛煙塵返回到Ausmelt爐5配料。

3)還原熔煉II階段完成後得到的粗鉛，經火法脫除雜質後製造陰陽極板，陰陽極板經電解精煉後生產電鉛，得到鉛錠；陽極泥交貴金屬回收工序回收稀貴金屬。

鉛熔渣在電熱前床10沉鉛後排入煙化爐11煙化，通過噴嘴向鉛熔渣內吹入空氣10000～14000Nm3/h和粉煤0.5～1.5t/h，通過煙化爐11上部三次風口向煙化爐11內吹入空氣1000～1500Nm3/h，粉煤燃燒產生大量的熱和一氧化碳氣體，使爐內保持還原氣氛，控制熔池溫度1150～1250℃，使熔渣中的鉛、鋅從其氧化物中被還原成金屬蒸汽而揮發出來，金屬蒸汽至爐子上部空間被從三次風口吸入的空氣所氧化，產出PbO、ZnO，以煙塵形態隨煙氣一道經第二餘熱鍋爐12回收餘熱後，進入收塵系統後被收集，含硫煙氣送制酸系統脫除SO2，然後排空。袋式收塵器14收集到的高鋅煙塵返回鋅冶煉系統作為中和劑回收鋅金屬。

石灰石和石英砂的加入量根據入爐物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量計算而得；控制熔煉過程中渣中[Fe]:SiO2＝1.18～1.22，CaO＝4.5～7wt％。

塊煤：粒度20～35mm(塊煤過小完全燃燒生成CO2不能起到還原效果，過大燃燒不完全造成浪費)，固定碳≥65wt％，灰分≤20wt％，含硫≤1wt％。

粉煤：固定碳≥60wt％，灰分≤20wt％，粒度-160目＞80％，水分≤1wt％。

在熔煉過程中，渣含鉛量可通過調整氧勢(富氧濃度)和/或噴槍插入熔池深度進行調控，當渣含鉛量高時，根據偏離量按比例下調富氧濃度，降低氧勢以降低渣含鉛量；同時/或增加噴槍插入熔池深度，增大噴槍端壓；反之，根據偏離量按比例上調富氧濃度和/或減少噴槍插入熔池深度，噴槍插入深度一般為250～500mm。

氧化熔煉階段，還可以通過調整物料供給速度調控渣含鉛量，當渣含鉛低於預期值5～10wt％時，降低物料供給速度；渣含鉛高於預期值5～10wt％時，提高物料供給速度。

Ausmelt爐5內熔煉階段及煙化爐11煙化階段發生的主要化學反應：

氧化熔煉階段

鉛在含鉛物料中主要以硫化鉛(PbS)和硫酸鉛(PbSO4)形式存在。在氧化熔煉階段，在氧化的氣氛下操作，如反應式1和2所示，物料中硫化鉛形成所屬渣中的金屬鉛和氧化鉛。控制好熱力學條件，能夠在氧化氣氛下得到理想的含鉛35～42wt％的渣；在更高的氧化條件下，會進行如反應式2所示的反應，生成一定數量的氧化鉛，物料中的硫酸鉛也可能和硫化鉛進行如反應式3所示的反應，生成氧化鉛。

PbS+O2→Pb+SO2 [1]

PbS+1 1/2O2→PbO+SO2 [2]

PbSO4+PbS→2PbO+2SO2 [3]

渣的理想溫度為1100℃，保持較低的溫度可以使煙氣數量最小化，渣中較高的鉛含量可以確保渣的形態保持為液態。

氧化熔煉階段富氧濃度為29～31v％，確保注入熔池的氣體最小化，從而減少煙氣的產生，同時為熔池中的物質充分混合提供條件。

還原熔煉I階段

渣的目標溫度將會增加到1150℃，確保鉛還原時渣仍是液態的。

還原熔煉I階段利用煤和鉛精礦作為還原劑，進行如反應式4和5的反應；利用鉛精礦作為還原劑，不但能增加處理鉛精礦的量，而且可以產生更多的粗鉛。

PbS+PbO→2Pb+SO2 [4]

PbO+C→Pb+CO [5]

還原熔煉II階段

渣的目標溫度增加到1200℃，使得渣保持液態，渣中的鉛含量進一步降低，主要化學反應如反應5所示，直到渣含鉛達到5wt％以下。

在還原熔煉II階段，以煤作為還原劑，進行反應式5所示反應，如果在該階段加入過多的鉛精礦，在熔池中沒有足夠的PbO消耗PbS，此時會形成鋶，粗鉛中含鋶在精煉時會帶來很多問題，基於這個原因，所以還原熔煉II階段只用塊煤作為還原劑。

該段完成後，鉛熔煉渣排到E電熱前床10直到爐內渣的厚度為0.4m為止，剩餘的渣層留做下一階段的循環。

煙化階段

粉煤中碳的燃燒反應：

C+O2＝CO2 [6]

CO2+C＝2CO [7]

金屬鹽的反應：

2ZnSO4＝2ZnO+2SO2↑+O2 [8]

金屬氧化物的還原反應：

PbO+CO＝Pb+CO2 [9]

2PbO+C＝2Pb+CO2 [10]

ZnO+CO＝Zn+CO2 [11]

2ZnO+C＝2Zn+CO2 [12]

爐子上部金屬氣體的氧化反應：

2Pb+O2＝2PbO [13]

2Zn+O2＝2ZnO [14]