摘要：某鋅冶煉廠鉛鋅渣的鉛含量為43.89%，鋅含量為14.29%，其中鋅未得到有效回收，造成資源浪費。試驗通過“焙燒+酸浸”的方式探索鉛鋅渣中鋅回收的最佳條件。結果表明，鉛鋅渣在600 ℃溫度下焙燒40 min后，在浸出溫度85 ℃、浸出時間2 h、終酸濃度25 g/L和鈣硅比1.5的條件下，經(jīng)浸出，鉛鋅渣的鋅品位降低到小于1%的水平，鋅回收率超過95%，浸出渣滿足鉛鋅渣售賣要求，有效實現(xiàn)鉛鋅分離和鉛鋅資源的高效回收利用。

關鍵詞：鋅冶煉；鉛鋅渣；鉛鋅分離；焙燒；酸浸；回收；利用

中圖分類號：TD952 文獻標識碼：A 文章編號：1008-9500（2024）08-000-05

DOI：10.3969/j.issn.1008-9500.2024.08.001

Study on Lead-Zinc Separation Process of Lead-Zinc

Slag in Zinc Smelter

CHE Xian1， HE Guotao2

（1. Zijin Mining Group Co.， Ltd.， Shanghang 362400， China; 2. Xinjiang Zijin Nonferrous Metals Co.， Ltd.， Wuqia 845350， China）

Abstract： The lead content of lead-zinc slag in a certain zinc smelting plant is 43.89%， and the zinc content is 14.29%， among them， zinc has not been effectively recovered， resulting in resource waste. The experiment explores the optimal conditions for zinc recovery from lead-zinc slag through a combination of roasting and acid leaching. The results show that after roasting lead-zinc slag at 600 ℃ for 40 min， under the conditions of leaching temperature of 85 ℃， leaching time of 2 h， final acid concentration of 25 g/L， and calcium-silicon ratio of 1.5， the zinc grade of lead-zinc slag decreases to less than 1% after leaching， the zinc recovery rate exceeds 95%， and the leaching residue meets the sales requirements of lead-zinc slag， effectively achieving lead-zinc separation and efficient recovery and utilization of lead-zinc resources.

Keywords： zinc smelting; lead-zinc slag; lead-zinc separation; roasting; acid leaching; recovery; utilization

近年來，隨著基礎設施建設的擴張，我國鋅產(chǎn)量一直處于供不應求的狀態(tài)[1]，而在鋅冶煉過程中，部分鋅出現(xiàn)在被定義為廢物的中間產(chǎn)出渣中，這些渣的堆積不僅占用場地資源，還造成嚴重的金屬資源浪費[2-3]，如何實現(xiàn)渣中鋅的有效回收成為當前任務的重中之重。某鋅冶煉廠位于新疆維吾爾自治區(qū)，早期生產(chǎn)過程產(chǎn)生大量鉛鋅渣，其鉛和鋅含量高。針對鉛鋅渣的鉛鋅分離，目前多采用浮選工藝[4-6]、濕法浸出工藝[7-9]、配礦返爐工藝和火法濕法聯(lián)合工藝[10-11]。浮選工藝具有生產(chǎn)成本低和分離效果好的特點，但浮選指標易受工藝波動影響。濕法浸出工藝多為氯化浸鉛法，鉛的浸出率多在90%以上，但高濃度氯離子會對設備造成嚴重腐蝕，致使設備維護成本增大。若鉛鋅渣返爐處理，則爐中鉛的富集易導致爐況惡化，對生產(chǎn)帶來不利影響，同時造成一定的鉛資源浪費。火法濕法聯(lián)合工藝兼顧火法的高效率和濕法的低能耗、高回收率，在工業(yè)生產(chǎn)中得到廣泛應用。經(jīng)綜合考慮，試驗以“焙燒+浸出”方式對鉛鋅渣進行單獨處理，并對焙燒溫度、焙燒時間、浸出時間、液固比和終酸條件進行探究，以期為難浮選鉛鋅渣鉛鋅分離工藝流程設計提供思路。

1 試驗部分

1.1 試驗材料

試驗所用鉛鋅渣來源于該鋅冶煉廠渣倉，主要化學成分如表1所示。數(shù)據(jù)顯示，鉛鋅渣中，有價金屬主要為鉛和鋅，SiO2含量為2%～5%。焙燒過程易生成可溶硅，加大過濾難度。其余金屬含量較少，沒有回收價值。鉛鋅渣的物相分析結果如表2所示。經(jīng)分析，鉛鋅渣中，鉛主要以鉛礬的形式賦存，少量以方鉛礦的形式存在。鋅主要以閃鋅礦的形式存在，閃鋅礦種類較多，主要為鎘閃鋅礦，其次為鐵閃鋅礦及普通閃鋅礦。浸出液采用鋅電解產(chǎn)生的廢酸，硫酸濃度為160～180 g/L，具有一定的黏度，主要成分如表3所示。

1.2 試驗設備

試驗采用的主要設備有馬弗爐（控溫精度±1 ℃）、數(shù)顯恒溫水浴鍋（控溫精度±0.1 ℃）、恒速電動攪拌器和循環(huán)水式多用真空泵，基本參數(shù)如表4所示。使用慢速濾紙配合循環(huán)水式多用真空泵，抽濾抽氣量為10 L/min。

1.3 試驗方法

將馬弗爐由室溫升至不同溫度后，取適量鉛鋅渣在空氣氣氛下焙燒不同時間，后將焙燒渣在室溫下冷卻并均勻混樣。浸出溫度為85 ℃時，在不同的終酸濃度、液固比和浸出時間條件下，取適量焙燒渣與廢酸進行浸出試驗。確定基本浸出條件后，通過單因素試驗探索不同鈣硅比對浸出速度的影響。

1.4 試驗原理

鉛鋅渣焙燒過程中，大部分硫化鋅轉化為氧化鋅進入焙燒渣中，同時部分氧化鋅會在氧氣和二氧化硫作用下生成硫酸鋅，少量硫化鉛則轉化為氧化鉛，主要反應如式（1）、式（2）和式（3）所示。焙燒渣浸出是將氧化鋅盡量溶解到廢酸中，鋅以Zn2+的形式留在溶液中，而鉛則以PbSO4的形式留在浸出渣中，從而達到鉛鋅分離的目的，主要反應如式（4）、式（5）所示，其余氧化物與硫酸的反應通式如式（6）所示。焙燒渣浸出過程中，部分SiO2也會進入溶液，并與硫酸作用生成正硅酸，如式（7）所示，溶液中的正硅酸很不穩(wěn)定，受熱易分解或脫水形成偏硅酸等膠體物質，造成固液分離困難，此時可加入生石灰協(xié)助除硅，反應如式（8）所示。

2ZnS+3O2=2ZnO+2SO2（1）

2ZnO+2SO2+O2=2ZnSO4（2）

2PbS+3O2=2PbO+2SO2（3）

ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O（4）

PbO+H2SO4=PbSO4+H2O（5）

MeO+H2SO4=MeSO4+H2O（6）

Zn2SiO4+2H2SO4=2ZnSO4+H4SiO4（7）

CaO+H2SiO3=CaSiO3+H2O（8）

2 結果與討論

首先針對鉛鋅渣開展焙燒條件試驗，分析焙燒反應的影響因素，然后針對焙燒渣開展浸出條件試驗，分析浸出反應的影響因素，最后在最佳反應條件下開展綜合條件試驗，從而實現(xiàn)鉛鋅渣鉛鋅分離。

2.1 焙燒條件試驗

2.1.1 焙燒溫度

焙燒時間為1 h時，將焙燒溫度分別控制在400 ℃、

450 ℃、500 ℃、550 ℃、600 ℃、650 ℃和700 ℃，分別取200 g鉛鋅渣進行焙燒試驗。焙燒溫度對焙燒渣中可溶鋅和可溶硅含量的影響規(guī)律如圖1所示。焙燒時間為1 h時，焙燒渣中，可溶硅含量與溫度呈正相關，溫度達到700 ℃時，可溶硅與總硅之比達到最大值（80.17%）。溫度不小于600 ℃時，焙燒渣中，可溶鋅與總鋅之比大于99%。經(jīng)綜合考慮，焙燒溫度取600 ℃。

2.1.2 焙燒時間

焙燒溫度為600 ℃時，將焙燒時間分別控制在10 min、25 min、40 min和60 min，分別取200 g鉛鋅渣進行焙燒試驗。焙燒時間對焙燒渣中可溶鋅和可溶硅含量的影響規(guī)律如圖2所示。焙燒溫度為600 ℃，焙燒時間達到40 min時，焙燒渣中，可溶鋅與總鋅之比大于99%。同樣，焙燒時間和可溶硅與總硅之比也呈正相關。綜上，焙燒溫度取600 ℃，焙燒時間取40 min。

2.2 浸出條件試驗

2.2.1 終酸濃度

焙燒渣浸出時，終酸濃度越高，鋅的浸出率越高，但終酸濃度過高易造成溶液中可溶硅含量增加，固液分離困難，所以有必要探索合適的終酸濃度。液固比為7 mL/g，浸出溫度為85 ℃，浸出時間為2 h時，將終酸濃度分別控制在5 g/L、15 g/L、25 g/L和35 g/L，分別取100 g焙燒渣進行浸出試驗，分析不同終酸濃度對鋅浸出率和過濾速度的影響，其規(guī)律變化如圖3所示。終酸濃度小于25 g/L時，鋅浸出率隨著終酸濃度的增大而升高；終酸濃度達到25 g/L后，鋅浸出率升高趨勢不明顯；終酸濃度為25 g/L時，鋅浸出率可達97.82%。此外，隨著終酸濃度的升高，過濾速度會逐漸降低。經(jīng)綜合考慮，終酸濃度取25 g/L。

2.2.2 液固比

一定條件下，液固比越高，浸出速率和浸出率越高，但液固比過高，后續(xù)廢液處理量會增大，不利于生產(chǎn)的進行，所以需要探索合適的液固比。終酸濃度為25 g/L，浸出溫度為85 ℃，浸出時間為2 h時，將液固比分別控制在6 mL/g、7 mL/g、8 mL/g和9 mL/g，分別取100 g焙燒渣進行浸出試驗，分析不同液固比對鋅浸出率和過濾速度的影響，其變化規(guī)律如圖4所示。液固比達到7 mL/g時，鋅浸出率為97.82%，隨著液固比的增大，鋅浸出率增長幅度不明顯。伴隨液固比的升高，過濾速度呈上升趨勢，但最大過濾速度和最小過濾速度差值約為3 mL/min，總體增幅不大。經(jīng)綜合考慮，液固比取7 mL/g。

2.2.3 浸出時間

浸出時間對焙燒渣的鋅浸出率有至關重要的影響。液固比為7 mL/g，浸出溫度為85 ℃，終酸濃度為25 g/L時，將浸出時間分別控制在1.5 h、2.0 h、2.5 h和3.0 h，分別取100 g焙燒渣進行浸出試驗，分析不同浸出時間對鋅浸出率和過濾速度的影響，其變化規(guī)律如圖5所示。當浸出時間達到2.0 h時，鋅浸出率為97.82%，延長浸出時間，鋅浸出率無明顯提升，同時過濾速度也無明顯提升。經(jīng)綜合考慮，浸出時間取2.0 h。

2.2.4 鈣硅比

液固比為7 mL/g，浸出溫度為85 ℃，終酸濃度為25 g/L，浸出時間為2 h時，將鈣硅比分別控制在0.0、0.5、1.0、1.5和2.0，分別取100 g焙燒渣進行浸出試驗，分析不同鈣硅比對鋅浸出率和過濾速度的影響，其變化規(guī)律如圖6所示。需要注意的是，生石灰在反應結束前0.5 h加入。隨著鈣硅比的增加，鋅浸出率略微下降，鈣硅比為2時，鋅浸出率達到95.58%。隨著鈣硅比的增大，過濾速度則呈上升趨勢，但上升趨勢逐漸減緩，主要原因可能為溶液硅含量降低，鈣離子主要以硫酸鈣形式進入渣中。經(jīng)綜合考慮，鈣硅比取1.5。

2.3 綜合條件試驗

在渣倉內3個取樣點取鉛鋅渣樣品，進行3組焙燒-浸出試驗，對最佳試驗條件進行驗證，試驗結果如表5所示。3組試驗的鋅回收率均大于95%，浸出渣的Zn含量低于1%，Pb含量大于49%，滿足售賣要求（Zn含量低于5%，Pb含量大于45%）。

3 結論

取適量鉛鋅渣樣品進行焙燒，然后對焙燒渣進行浸出，最佳試驗條件確定后，進行綜合條件試驗。結果表明，焙燒渣中，可溶硅與總硅之比與焙燒溫度、焙燒時間呈正相關，焙燒溫度為600 ℃，焙燒時間為40 min時，可溶硅與總硅之比為35%左右。液固比為7 mL/g，浸出溫度為85 ℃，終酸濃度為25 g/L，浸出時間為2 h，鈣硅比大于1.5時，焙燒渣浸出后，浸出渣鋅含量低于1%，鋅回收率大于95%，相較于鉛鋅渣，浸出渣鉛含量較大（大于49%），滿足售賣要求。

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