CN104755640B - 从铅矿渣回收锌 - Google Patents

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Abstract

用于从源自铅熔炼的矿渣回收锌的方法，包括：将矿渣在一条件下经历浸滤步骤，在所述条件中，锌溶解于溶液中以及矿渣中存在的硅溶解以及再沉淀成易于从液体分离的形式；以及从所述溶液回收锌。矿渣可以在至少两个阶段中经历浸滤，在第一浸滤阶段从矿渣移除仅部分锌，在第二阶段从矿渣进行进一步的锌浸滤以形成含贵金属的浸滤溶液；以及从所述溶液回收锌。该方法通过使用含SO2气体流浸滤矿渣浆料可以用来从气体流移除SO2。

Description

从铅矿渣回收锌
技术领域
本发明涉及用于从铅矿渣回收锌的处理。本发明还涉及用于降低气体流(诸如烟气)的二氧化硫含量的方法。
背景技术
铅和锌在自然界总是在一起被发现的。例如，位于澳大利亚昆士兰州伊萨山的矿石体包括了具有铅和锌二者的矿石。
伊萨山的铅/锌矿石被开采且形成了两种精矿，即铅精矿和锌精矿。铅以及锌之间的分离不是完美的，因此一些锌进入铅精矿中，反之亦然。铅精矿被传送至铅熔炼炉。铅熔炼炉将精矿转换成铅金属以及矿渣。矿渣包含铅熔炼操作中使用的各种助熔剂以及显著量的锌。矿渣的锌含量可以在10至15％重量比之间变化。伊萨山的矿渣具有的平均锌含量为大约12％重量比。
矿渣还包含显著量的铁、硅和氧化钙。例如，矿渣可以包括大约23％重量比的铁、大约21％重量比的硅和大约23％重量比的氧化钙。
由于源自铅熔炼操作的矿渣包含显著量的锌，这代表了潜在价值的资源，从该资源可以回收锌。在过去的40年间已经进行了大量的努力来尝试开发一种处理以从源自铅熔炼处理的矿渣回收锌。最通常使用是渣烟化法，从而生产氧化锌，氧化锌要求进一步处置以移除有害杂质。
通过从铅熔炼炉矿渣进行湿法冶金来回收锌的先前努力产生了一个问题，这是由于在矿渣中存在大量的硅(典型地超过20％重量比)。如果矿渣经历浸滤步骤以使用硫酸作为浸滤剂从矿渣浸滤出锌，硅在浸滤步骤中也会溶解。但是，溶解的硅然后趋向于形成不溶的化合物，该化合物呈凝胶的形式，极难(如果可能的话)从液剂分离出。
另一问题涉及将锌从溶液回收成适于销售的形态。实现此的工业可接受方式是，通过溶剂提取或者纯化以及电解法从溶液移除所有致污物以生产相对纯的锌产品。回收锌的该方法在一些区域是不可能的，诸如昆士兰州的伊萨山，因为此处无法获得足够的用于电解法的发电能力。结果，在一些例子中已经采用的是将锌沉淀为氧化物精矿的处理。例如，美国专利6726889(其整个内容此处通过交叉引用并入)中描述的处理已经成功试验，可回收高度的氧化锌精矿。在美国专利6726889中，描述了一种处理，其中硫酸锌溶液在pH为8.5-10.0及最小温度75℃下接触熟石灰，以产生氧化锌以及石膏。两个产物能够根据重量而分离，通过使石膏不断经历生长循环能够改善这种分离。当实现30μm的分裂尺寸时，可导致高质量的氧化锌精矿。使用这种方法在试点测试作业中已经获得了良好的锌回收以及精矿等级。例如，已经实现了65％以上的锌纯度以及90％以上的回收率。但是，在描述的操作条件下，从矿渣中浸滤出且与锌一起位于溶液中的镁会传送至精矿。形成的镁浓度(3-4％)使得精矿当售给锌精炼厂时会收到显著的处罚。结果，美国专利6726889所描述的处理不适合于从矿渣浸滤溶液生产可售精矿。镁浓度使得氧化锌精矿仅能够在具有显著财务处罚的情况下才能出售，使得整个处理是不利的。
使用硫化铅精矿作为供给材料的许多铅熔炼炉还生成显著量的二氧化硫。二氧化硫随着烟气离开铅熔炼炉。许多其他处理还导致形成了包含SO2的废气或者烟气。结果，废气或者烟气将通常需要处置在将废气排出至大气之前以降低二氧化硫含量。在烧结装置/鼓风炉铅熔炼炉布置中，生成具有低SO2浓度的高体积的废气。典型SO2移除处理包括将熔炼炉连接至硫酸装置或者气体洗涤处理。尤其为了满足现代排放目标，从烧结装置用硫酸装置进行高效率的SO2捕获是困难的以及贵的，这是由于SO2浓度低以及气体体积高。尾气或者低强度气体流可以被洗涤处理所处置。例如，可以用石灰或者石灰石洗涤废气以移除SO2。当然，这要求供应石灰或者石灰石，这会增加操作成本。
申请人强调的是，该处理中讨论的现有技术并不在澳大利亚或其他地方形成公知常识。
整个该说明书中，采用的术语"包括"或者其语法等同词具有广义意思，除非文本另有规定。
发明内容
在第一方案中，本发明提供了用于从源自铅熔炼的矿渣回收锌的方法包括：将矿渣在一条件下经历浸滤步骤，在所述条件中，锌溶解于溶液中以及矿渣中存在的硅溶解以及再沉淀成易于从液体分离的形式；以及从所述溶液回收锌。
在另一方案中，本发明提供了用于从源自铅熔炼的矿渣回收锌的方法包括：将矿渣在至少两个阶段经历浸滤，在第一浸滤阶段从矿渣移除仅部分锌，在第二阶段从矿渣进行进一步的锌浸滤以形成富有的浸滤溶液；以及从所述溶液回收锌。可替换地，能够使用单个阶段，但这取决于所需洗涤的程度以及从矿渣进行锌回收的目标。
在该方案的实施例中，浸滤步骤可以包括第一阶段和第二阶段，但是也可以使用多于两个的浸滤阶段。
在一些实施例中，在从浸滤溶液回收锌的步骤之前，浸滤溶液可以被处置以从其沉淀出铁。
在另一溶液中，本发明提供了用于从源自铅熔炼的矿渣回收锌的方法包括：将矿渣在一条件下经历浸滤步骤，在所述条件中，锌溶解于溶液中，将硅以10gSi/L.h或者更少的具体硅添加率(如以下限定的)添加至浸滤步骤，将所述溶液与固体残留物分离；以及从所述溶液回收锌。
在进一步方案中，本发明提供了用于降低气体流的SO2含量的方法，包括以下步骤：使气体流接触包含源自铅熔炼炉的矿渣的浆料以引起锌从矿渣的浸滤；以及从浆料分离出SO2含量降低的气体流。可以从浸滤液剂回收锌。
在进一步方案中，本发明提供了用于从源自铅熔炼的矿渣回收锌的方法，包括以下步骤：使气体流接触包含源自铅熔炼炉的矿渣的浆料以引起锌从矿渣的浸滤；以及从浆料分离出SO2含量降低的气体流。
在一些例子中，可以需要的是，在矿渣其供给至本发明的方法之前磨矿或者碾磨矿渣。磨矿或者碾磨将降低矿渣的粒子尺寸，适当执行磨矿或者碾磨步骤使得矿渣的粒子尺寸降低至期望粒子尺寸，期望粒子尺寸提供了良好的浸滤能力并且能够易于悬浮在搅拌式反应器中。用于磨矿尺寸的上限将典型地是保持固体悬浮所需的搅拌功率。本发明人已经发现，磨矿或者碾磨矿渣使得粒子尺寸降低，使得P80约为30至300μm，更优选地为30至150μm，甚至更优选为大约65μm，这是合适的。
矿渣经历浸滤以溶解包含在矿渣中的锌。在一些实施例中，矿渣经历酸浸滤处理。无机酸是浸滤处理中使用的合适的酸，优选是硫酸。还能够使用来自锌熔炼炉的富含硫酸的废电解液。作为硫酸的替换，作为浸滤剂的添加物被直接稀释喷射，或者二氧化硫的浓缩流(SO2)作为浸滤剂。例如，SO2气流能够以通常方式在常规湿法冶金反应器中或者在改进的烟气脱硫(FGD)处理中接触浆料。SO2将与气体流中的氧气以及Fe++离子反应以生成硫酸，如果硫酸已经添加至处理的话可执行相同责任。有利地、气体流还降低了其SO2含量。
在本发明的一些实施例中，浸滤处理可以包括单个阶段浸滤处理。
在本发明的其他实施例中，浸滤处理可以涉及浸滤以移除包含在矿渣中的部分锌，之后在更低的pH下进一步浸滤以从矿渣进一步移除锌。在这些实施例中，浸滤处理可以包括第一阶段浸滤处理和第二阶段浸滤处理。
浸滤处理初始涉及将矿渣接触浸滤剂，诸如酸浸滤剂。矿渣可以呈干矿渣的形式供给至浸滤处理，或者其可以呈矿渣浆料的形式被供给。矿渣可以与水混合以生产矿渣浆料。如果包含SO2的气体流用作浸滤剂，则使用包含矿渣的浆料。
在本发明的一些实施例中，浸滤处理可以执行为在第一阶段从矿渣移除部分锌以及在第二阶段进一步移除锌。为了说明的方便及简要，以下将参考第一阶段浸滤处理和第二阶段浸滤处理描述本发明。但是，应理解的是，这旨在包含不同的处理容器中执行的两个不同的浸滤阶段，以及在初始条件下在单个容器中执行的浸滤处理执行及之后改变浸滤条件以从矿渣进一步浸滤锌。因而，浸滤处理的"第一阶段"和"第二阶段"应该理解为该含义。
浸滤处理的第一阶段涉及添加浸滤剂，诸如酸或者SO2，添加的量提供了仅部分酸需求。在整个该说明书中，术语"酸需求"将理解的是意味着，提取矿渣中包含的约95％锌所需的酸量。在一些实施例中，添加酸，其量使得在浸滤处理的第一阶段中从矿渣提取40％至70％的锌，更优选地在浸滤处理的第一阶段中从矿渣提取50％至65％的锌，甚至更优选地在浸滤处理的第一阶段中从矿渣提取大约60％的锌。
适当控制浸滤步骤的第一阶段中的pH，使得pH落入2.0至5.0的范围内，更优选地为大约3.0至大约4.0的范围。
浸滤步骤的第一阶段中发生的反应是非常放热的。因而，在浸滤处理的第一阶段中需要提供一些冷却。因为浸滤处理的第一阶段涉及放热反应，所以通过控制提供至浸滤处理的第一阶段的冷却量能够控制浸滤处理的第一阶段中的温度。
在一些实施例中，浸滤处理的第一阶段在低于液剂的沸点的温度下操作。适当，浸滤处理的第一阶段可以是在落入以下范围的温度下操作：50℃至100℃
，优选70℃至95℃，更优选地为大约90℃。
浸滤处理的第一阶段中的停留时间为适当至少4小时，更适当的为至少6小时。第一阶段中的停留时间可以长于4至6小时，但是即使有，但较长停留时间在锌回收方面的好处较少并且该处理的产量将因使用较长停留时间而被折衷。可以调节停留时间以满足最大硅添加率或者过热生成不应变为问题。
将来自浸滤处理的第一阶段的浆料随后传送至浸滤处理的第二阶段。在浸滤处理的第二阶段中，用另外的浸滤溶剂进一步浸滤固体，诸如另外的酸。因此，将另外的酸添加至来自浸滤处理的第一阶段的浆料。使用适当的过量酸(超出固体的酸需求)。浸滤处理的第二阶段中的pH适当小于2，诸如0.5至2.0，更适当为0.5至1.5，更适当为大约1.0，等同于15g/L自由硫酸。
浸滤处理的第二阶段中的停留时间为适当至少4小时，更适当至少6小时。第二阶段中的停留时间可以长于4至6小时，但是有限制，但较长停留时间在锌回收方面的好处较少并且该处理的产量将因使用较长停留时间而被折衷。可以调节停留时间以满足最大硅添加率或者过热生成不应变为问题。在该步骤可以引入氧气以将Fe++氧化为Fe+++，从而允许一些铁沉淀为黄钾铁矾作为替换。
浸滤处理的第二阶段中的温度可以类似于在浸滤处理的第一阶段中使用的温度。再次，因此在浸滤处理的第二阶段中发生的反应是放热的，所以通过控制提供至浸滤处理的第二阶段的冷却量能够控制浸滤处理的第一阶段中的温度。
不希望受理论限制，本发明人认为，为了从矿渣提取锌，在两个步骤或者阶段中添加酸超过最小停留时间(如上述)，这避免或者最小化了形成难以从溶液移除的或导致溶液处理难度的硅化合物。
不希望受理论限制，本发明人提出的是，当接触酸时，在矿渣中与锌结合的几乎所有硅将溶解。在溶解之后，硅在溶液中变得饱和并且沉淀。当硅溶解率和再沉淀率或者硅运动行为变得均衡时，硅将沉淀，呈易于允许固/液分离的形式。如果满足酸添加条件以及停留时间条件，则硅运动行为将保持在控制下。如果不满足的话，硅将沉淀作为非结晶凝胶，这将在最小程度上导致下游固/液分离问题、较低的锌回收以及增加浆料黏性，最坏情况下导致完全的反应器粘合以及停止生产。
最小停留时间的要求可以根据不同的矿渣成分而改变。例如，在特定矿渣具有的硅含量低于伊萨山的矿渣的情况下，可以允许更低的处理停留时间。该限制能够表示为具体硅添加率。具体硅添加率定义为，进入反应器的硅的质量流量(表示为每小时吨数)除以浸滤阶段的活体积(表示为立方米)。结果是具体硅添加率表示为t/m3.h或者简化为g/L.h。
在伊萨山的矿渣的情况下，每个浸滤阶段2小时停留时间或者浸滤阶段总共4小时停留时间导致具体硅添加率为每L反应器体积是10gSi/h(gSi/L.h)。在每阶段4小时停留时间或者总共8小时的情况下，该率是5gSi/L.h。在每阶段6小时停留时间或总共12小时的情况下，该率是3.3gSi/L.h。为了最小化处理风险，当考虑两个浸滤阶段时，具体硅添加率不应超过3.3-10Si/L.h，更优选地为3.3-5gSi/L.h。
在本发明的一些实施例中，整个两个浸滤阶段所计算的具体硅添加率是5gSi/L.h或者更少，更期望地是3.3g.Si/L.h或者更少。通过要浸滤的矿渣中存在的硅量和浸滤阶段中的停留时间的组合来控制具体硅添加率。
为了最小化装备尺寸，该处理期望地在最大溶解的锌浓度下运行。这意味着，该处理在浸虑中实际固体含量尽可能高的情况下运行，并且呈现溶液锌进程的上限。浸滤能够在30-55％固体、或更优选40-55％固体、或者甚至更优选45％固体下运行。处理固体含量的上限是湿法处理(即搅拌以及材料处理)中通用的值。
浸滤处理的第一阶段和第二阶段可以在不同的容器中执行。可替换地，假定满足描述的处理条件，浸滤处理的第一阶段和浸滤处理的第二阶段可以在相同容器中执行。
浸滤处理可以在任何合适的处理容器中执行。例如，浸滤处理可以在连续搅拌槽反应器中执行。该处理容器可以是开式处理容器，或者其可以是闭式处理容器。因为在浸滤处理中不典型地使用高于液剂沸点的温度，所以不需要在压力下执行浸滤处理。在SO2接触矿渣而不是硫酸接触矿渣的情况下，考虑到在第一次通过时并不是所有SO2将被吸收至浸滤，容器设计会需要允许捕获反应器排出气体以用于循环至浸滤。可替换地，在使用包含SO2的气体流来从矿渣浸滤锌的实施例中，可以采用常规的气/液接触装备来利用气体流中的SO2。这将又从气体流洗涤SO2。
在锌熔炼炉被关闭的情况下，可以有利的是，使用锌熔炼炉用过的电解液作为浸滤溶液。用过的电解液可以富含硫酸，如果期望或者需要的话。然后可以将从本发明的处理获得的浸滤液剂传送至锌熔炼炉的浸滤回路的主流。这将允许在处理中使用最小量的水。在Fe沉淀之后，可以将浸滤液剂传送至锌熔炼炉的浸滤回路的主流，或者Fe沉淀可以发生在锌熔炼炉的浸滤回路的主流中。
在浸滤步骤导致溶液中存在溶解的铁的实施例中，浸滤处理留下的浸滤溶液可以经历处置步骤以从液剂沉淀出已溶解的铁。在一些实施例中，来自浸滤处理的浆料(即固体和液剂)经历处置步骤，使得沉淀的铁化合物沉淀至浆料中的固体上。在其他实施例中，来自浸滤处理的液剂可以从浸滤处理的固体残留物分离，液剂随后被处置以沉淀铁。
可以使用本领域的技术人员公知的任何合适处理来沉淀浸滤液剂中溶解的铁。例如，可以使用添加氧气的标准黄钾铁矾来沉淀铁。通过添加中和剂可以提高pH，诸如氨水、来自烧焙锌精矿的烧石灰、来自其他处理路径的循环气流、石灰或者甚至源自铅鼓风熔炉的矿渣。
沉淀溶解的铁的处置步骤将典型地导致沉淀出50至95％溶解的Fe，更典型地大约90％溶解的Fe。将沉淀典型地40至75％溶解的铝、更典型地大约65％溶解的铝。如果氧气引入浸滤阶段，则该步骤中沉淀出的Fe量将较低，正如在浸滤阶段的初始Fe沉淀中那样。
在Fe沉淀之后，可以使用任何公知处理从液剂回收锌。
已沉淀的铁以及其他固体(诸如固体残留物)可以从液剂分离。这可以使用任何合适的固/液分离处理来实现。例子包括过滤、澄清、增稠、使用水力旋流器等。在固/液分离步骤之前可以添加絮凝剂。絮凝剂可以是离子型絮凝剂，但是也可以使用其他絮凝剂。本发明人已经发现，通过执行上述的浸滤处理，浸滤处理中溶解的硅趋向于在浸滤处理中立即再沉淀至固体上。再沉淀的硅化合物(不是本发明人独特指出的)不会不利地影响固/液分离处理。尤其，不会发生形成凝胶材料。因而，能够以满意的效率和产量执行固/液分离处理。从固/液分离处理获得的固体残留物在适当的处置之后可以用作矿充填或者废渣填埋。
在固/液分离之后，获得了包含溶解的锌的浸滤液剂。该浸滤液剂随后被处置以从其回收锌或者并入锌熔炼炉的浸滤气流。在该后者情形下，硫酸增强的用过的电解液可以用作关于水及硫酸的浸滤液剂。
将理解的是，从固/液分离步骤回收的浸滤液剂可以仍包含一些溶解的Fe(诸如大约1g/L)。因而，浸滤液剂可以被处置以从其进一步分离Fe，然后被处置以回收锌。可以使用本领域的技术人员公知的任何合适处置来进一步移除Fe。例如，处置浸滤液剂以从其进一步分离Fe可以包括：添加氧气或者空气至浸滤液剂；以及中和剂将pH提高至4.0-4.5以引起Fe的进一步沉淀。各种中和剂可以是合适的，诸如氨水、来自烧焙锌精矿的烧石灰、石灰、来自其他处理路径的循环气流或者甚至源自铅鼓风熔炉的矿渣。期望地，该步骤还将最小化到达锌回收步骤的携带的溶解铝。例如通过增稠、澄清、过滤或者任何其他合适的固/液分离处理，将来自该处置的沉淀的固体从包含溶解的锌的液剂分离。液剂可以然后被处置以从其回收锌。来自该步骤的固体可以被循环至浸滤处理。
在SO2用作浸滤剂的实施例中，矿渣能够用SO2在各种浸滤容器中浸滤。该范围从常规搅拌槽浸滤容器到改进的烟气脱硫系统。在改进的烟气脱硫容器的情况下，代替石灰或者石灰石，供给经碾磨的矿渣浆料，以洗涤进入气体流中的SO2。依次，锌被从矿渣浸滤至溶液中，该溶液能够从固体残留物分离，从而允许以与直接矿渣浸滤相同的方式从溶液回收锌。气体流和浆料之间的接触可以发生在单个容器中或者两个或多个容器中。在设计接触系统时可以考虑的因素包括入口气体流中存在多少SO2以及应该移除多少SO2。
在一些实施例中，矿渣被碾磨成大约65μm，并且绕环路泵送，该环路服务于气体洗涤系统。气体被连续供给至洗涤系统并且接触浆料的循环负荷以洗涤出SO2。SO2溶解在水相中以及与溶液中存在的铁、氧和水反应以形成硫酸。硫酸又与矿渣反应以形成金属硫酸盐，这是锌浸滤的主要原理。因为SO2被吸收至洗涤液剂中，所以pH降低并且洗涤能力减小。这样，将磨细的矿渣浆料从环路分配至洗涤系统以调整pH以及允许对进入气体流连续洗涤。气体以及浆料落入反应器的混合区域，该该区域，清洁气体从浆料分离并且能够排至大气。将空气喷射至混合区域中的浆料以确保氧气存在于洗涤液剂中以参与洗涤反应并且还将任何残余亚硫酸盐转化为硫酸盐。
浆料积聚在洗涤容器的混合段中，尽管大部分浆料被循环回以接触含SO2的进入气体，但是周期性地清除一些浆料以维持浆料水平以及浆料密度。净化的浆料包含溶液中已反应的固体以及硫酸锌。
洗涤容器能够在pH为1.0至5.0的范围内操作，一设定件装备的洗涤效率将随着pH的降低而降低。对于在恒定液气比下操作的设定尺寸的一件装备来说，单次通过的洗涤效率的范围是在pH为1.0时的50％至pH为5.0时的98％。每单位洗涤SO2下的矿渣消耗随着pH的增加而增加。单位矿渣的锌回收将随着pH的增加而降低。当结合锌回收效果以及操作pH下的矿渣消耗效果时，每单位洗涤SO2下回收的锌的净含量是相对恒定的，而无论pH操作点是多少。但是，对于设定件装备来说，洗涤效率将随着操作pH的增加而增加，这导致金属生产的总量增加。
洗涤容器将在稳态条件下操作，而不需要外部的加热或者冷却。
洗涤容器能够与其他洗涤容器串联操作以增加总体洗涤性能，还可在不同的pH设定点下操作以优化矿渣消耗、洗涤效率以及锌提取的属性。洗涤容器还能够从气体流以及移除灰尘以及可溶金属(诸如铊以及镉)以用于回收。
从洗涤系统所形成的浆料然后能够经历与上述直接酸浸滤相同的处理，即固/液分离、铁及铝沉淀以及锌回收。但是，在矿渣洗涤系统中，在pH操作点高于用于铁及铝沉淀的pH操作点(即高于pH3.0)的情况下，不需要用于铁及铝移除的外部阶段，在洗涤系统中原位发生铁及铝的移除。此外，如果在洗涤步骤中pH高于4.0，则不需要铁及铝抛光，在洗涤系统中原位能够沉淀铁及铝。
实验已经示出，用矿渣从气体洗涤SO2将在与用石灰石时相同的操作范围下工作，典型地是0.01％SO2至25％SO2，但可以高达50％SO2。
通过操作串联的两个洗涤容器能够获得铁及铝的原位沉淀的好处，其中一个容器在pH2.0下操作，另一容器在pH4.0下操作，例如。
来自进一步Fe分离阶段或者SO2洗涤系统(在充分高pH下操作)的浸滤液剂包含非常低水平的溶解Fe(诸如大约10ppm)。该液剂可以通过任何公知方法被处置以回收锌。优选方法是生产固体锌中间化合物，在该方法中，浸滤装置没有定位得靠近充足电力生成能力区以通过电解法回收金属。两个产物选项是可行的，它们是氧化锌以及碳酸锌。
氧化锌处理涉及沉淀步骤，该步骤在锌将被沉淀而镁将仍在溶液中的范围下操作。关键操作条件是pH为5.5-6.5，但优选大约6.5，以及操作温度为70至95℃，优选大约90℃。该处理的所有其他方案同于US专利6276889中描述的，诸如停留时间，要求生长石膏晶体以及通过重力来分离氧化锌及石膏。来自重力分离的石膏部分被循环至该处理。氧化锌部分被增稠并且过滤，此处滤出物被流出或者循环以确保控制溶液中溶解的镁。
碳酸锌处理是美国专利6726889的再次变型，其中，该处理在锌被沉淀而镁不被沉淀的条件下操作。熟石灰以及石灰石之间具有许多不同。显而易见的一个不同是化学成分，但在本申请中重要的一个不同是反应性。石灰石能够从溶液沉淀出锌，但它不像熟石灰那样具有反应性，因此由于未反应的石灰石而需要比化学当量需求更大量的石灰石来沉淀锌，例如高达50％。引起者的一个可能机制是，石灰石粒子变得被石膏层涂覆，因而保持惰性。未反应的石灰石的另一问题是相比于熟石灰，用于完整反应的驱动力在石灰石的情况下不高。通常来说，石膏涂覆粒子的情况能够通过对材料进行再磨碎以释放石灰石表面来克服，但是对于处理来说这并不是可行的，因为磨碎将破坏石膏粒子，潜在地使它们小于30μm并且送至精矿，但易于干涉生长/石膏增长周期。通过用新鲜供给再处置固体能够克服限制石灰石反应性的驱动力问题。
在一个实施例中，经碾磨的石灰石接触pH为5.0-6.0的硫酸锌溶液，但更优选地pH为大约5.5，温度为70至95℃，优选大约90℃。经碾磨的石灰石可以具有的公称尺寸小于100μm，诸如为大约75μm。碳酸锌以及石膏将沉淀。然后浆料经过分离器以从溶液分离碳酸锌以及石膏。例如，分离器可以是增稠器，溢流被向前发送到此处以进行锌抛光(尽管并不是所有锌可以从溶液被移除)或者用于固/液分离。来自第一增稠器的底流可以循环至另一反应器或者直接循环至增稠器(优选在大约90℃下)以接触所有或者仅一部分来自浸滤处理的进入新鲜硫酸锌气流。在该阶段，将来自锌沉淀的任何未反应的石灰石转换为石膏。在该阶段，将从溶液沉淀出最小量的锌，因为未反应的石灰石的反应将是主要的。将来自该阶段的浆料传送至第二分离器，将仍包含溶解的锌的液体气流传送以用石灰石进行锌沉淀。可以将来自第二分离器的底流传送至锌溶液抛光以从溶液移除任何锌，或者可以直接传送至重力分离，此处碳酸锌将受到精细过滤而粗石膏部分将循环至处理。精矿然后可以经过另外的分离器，诸如增稠器以及过滤器。如果省略了锌抛光步骤，则可以清洗滤饼以移除溶液中的任何镁，还移除任何锌。锌抛光步骤可以通过任何公知方法执行，能够是连续搅拌槽反应器(CSTR)，连续搅拌槽反应器在合适的条件(诸如pH为6.5)接触浆料以及熟石灰以从溶液沉淀出任何锌。
为了进一步理解本发明，将参考附图描述优选实施例。
附图说明
图1示出了本发明的处理的实施例的流程图，其中用硫酸直接浸滤矿渣；
图2示出了本发明的处理的实施例的流程图，其中用硫酸直接浸滤矿渣，图2使用了与图1不同的锌回收处理；以及
图3示出了本发明的处理的实施例的流程图，其中用气体洗涤系统中的SO2浸滤矿渣。
具体实施方式
将理解的是，提供附图的目的是描述本发明的优选实施例。因而，应理解的是，本发明不应视为限于附图中图示的特征。
矿渣的直接硫酸浸滤
在图1中，向磨矿回路A供应水1，以及铅熔炼操作形成的矿渣。将该矿渣从铅熔炼炉经由气流2直接供应，和/或从储备的矿渣经由气流26直接供应。
供给至碾磨的矿渣的典型分析如下：
整个该说明书中，给出的所有百分比为重量百分比。
供给至磨矿回路的矿渣具有的粒子尺寸分配使得矿渣的P80为约1300μm。碾磨将矿渣磨碎或者压碎，使得留在回路中的矿渣具有的粒子尺寸分配使得P80约65μm。
在离开磨矿回路A之后，将水和磨细矿渣构成的浆料3传送至浸滤处理。浸滤处理以两个步骤或者两个阶段执行，即B以及C。浸滤阶段可以在两个分离的处理容器中执行，其中第一步骤或者阶段在一种处理容器(一个或多个)中执行，第二步骤或者阶段在另一种处理容器(一个或多个)中执行。可替换地，浸滤处理B以及C可以在单个反应器中执行，条件是浸滤以及停留时间随着处理从第一步骤或者阶段进行到第二步骤或者阶段而改变。
一个可能实施例示出为，在浸滤阶段B以及C中，浸滤处理在两个分离的处理容器中执行。将来自磨矿回路A的浆料3供给至第一浸滤容器B。将酸4添加至第一容器B。酸4可以包括硫酸或者SO2气流。可以将空气添加至浸滤阶段B以及C用于蒸发冷却。还可以将氧气添加至浸滤阶段C，用于溶解的铁控制，从而导致黄钾铁矾沉淀。
将来自处理容器B的浆料5(包含固体以及液体)传输至第二处理容器C，在第二处理容器C中执行浸滤处理的第二阶段。尤其，在第二阶段，将另外的硫酸6添加至处理容器以引起锌从固体中进一步溶解。然后将来自第二处理容器C(因此来自浸滤处理的第二阶段)的浆料7从第二处理容器移除。
浸滤处理的第一阶段在pH下操作，该pH在3.0至4.0之间。在浸滤处理的第一阶段中，添加满足矿渣的酸需求的大约一半酸。这结果浸滤了矿渣中包含的约60％锌。在第一阶段中，酸还溶解了矿渣中的一些铁，发生了提取大约40％的铁。此外，在浸滤处理的第一阶段中，矿渣中的一些镁、铝以及锰也溶解。在第一阶段中溶解的Fe3+原子团也在第一阶段中沉淀。Fe2+及Zn2+也在第一阶段中溶解以及仍是可溶的。第一阶段中的溶质可以具有约35g/L的溶解锌含量以及约25g/L的溶解铁含量。
浸滤处理的第一阶段中发生的反应是高放热的。因此，通常需要冷却第一阶段以控制第一阶段的温度。本发明人在90℃下操作浸滤处理的第一阶段，但是还可以使用温度的其他范围。
浸滤处理的第一阶段中的停留时间为期望地至少4小时，但优选6小时。
然后将来自浸滤处理的第一阶段的浆料在浸滤处理的第二阶段中处置。在浸滤处理的第二阶段中，使用过量的酸，因为添加了比满足矿渣的酸需求更多的酸。典型地，使用10至15g/L的过量酸。浸滤处理的第二阶段中的pH典型地大约0.5至1.5，更期望的是从0.5至1.0。浸滤处理的第二阶段中的温度和停留时间大致类似于在浸滤处理的第一阶段中使用的(即90℃以及停留时间为至少6小时)。
基于最大化处理的产量的原因，期望的是，使用的具体硅添加率兼容处理稳定性以及鲁棒性。应认识的是，高达10gSi/L.h、更适当的高达5gSi/L.h的具体硅添加率将产生可接受的处理。但是，高达3.3gSi/L.h的具体硅添加率被认为是产生进一步增强处理稳定性以及鲁棒性，同时仍保持处理报告显著高于发明人知道的现有技术的铅矿渣浸滤处理。处理停留时间以及矿渣供给率能够调节以实现可接受范围的硅添加率。
尽管每个浸滤阶段4小时的处理停留时间或者总共8小时的处理停留时间是可行的并且在本发明的范围内，但是每个浸滤阶段低于6小时的处理停留时间或者总共12小时的处理停留时间会引起硅的不稳定的运动行为，这会导致下游问题，诸如固/液分离或者形成硅凝胶。低于12小时总浸滤停留时间的操作将降低处理鲁棒性。在本发明更优选的实施例中，具体硅添加率为3.3-5gSi/L.h，并且期望地保持低于该值以确保可接受的处理条件。在浸滤的两个阶段中，可以引入空气27以用于温度控制。
大量的铜主要以硫化物存在，其也将从矿渣被浸滤，以充当用于铁原子团的氧化的催化剂。
从浸滤阶段排放的排出浆料7可以具有以下成分：
固体：
液体：
随后将来自矿渣浸滤的浆料7供给至处置步骤D，在该步骤，发生已溶解的Fe及Al的沉淀。在图1所示的处理流程图中，处置步骤D涉及黄钾铁矾沉淀。在该处理中，将空气或者氧气28和铅鼓风熔炉矿渣8供给至处理容器。还将硫酸钠30供给至处理容器。如果需要的话，还可以将钠源供给至浸滤反应器C。硫酸钠提供了钠源以用于沉淀黄钾铁矾。还可以使用其他钠或者氨源。添加鼓风熔炉矿渣8用作中和一些酸，并且增加，然后维持pH为大约1.0-2.0，这对应于大约5g/L自由硫酸。在一些实施例中，还可以将氧气引入浸滤容器2(C)以还沉淀出一些黄钾铁矾。这结果形成了黄钾铁矾，黄钾铁矾具有的化学公式为NaFe3(SO4)2(OH)6。形成黄钾铁矾的反应还生成酸。矿渣将中和来自浸滤阶段的酸，还中和在铁沉淀期间生成的酸。添加氧气至浸滤阶段会是期望的，能够在浸滤阶段中沉淀出一些黄钾铁矾，因为从沉淀反应生成的酸降低了矿渣的酸需求。应理解的是，该公式中的钠元素可以替换为其他阳离子，如本领域技术人员公知的。在处理D中，黄钾铁矾形成为沉淀，黄钾铁矾沉淀在浆料中的固体上。
黄钾铁矾沉淀处理D导致基本量Fe2+在氧化成Fe3+之后沉淀在溶液中。但是，完整的沉淀Fe2+不容易发生在步骤D中。事实上，本申请人执行的建模已经示出，黄钾铁矾沉淀之后剩余在液体中的Fe2+量可以高达3至4g/L，但更易于为1-2g/L。
应理解的是，黄钾铁矾沉淀步骤D可以在一个或多个分离阶段中执行。
黄钾铁矾阶段可以需要经由气流喷射的热添加，因为当气体被喷射用于铁氧化时会发生过度热损失。
随后将来自黄钾铁矾沉淀处理D的浆料9传送至固/液分离步骤E。在固/液分离之前可以添加絮凝剂A。在图1示出的流程图中，固/液分离步骤E利用过滤器以从液体分离出固体。絮凝剂10可以添加以辅助过滤步骤。洗矿水11还用以清洗滤饼。需要约1-1.5吨洗矿水用于每吨固体以确保99％溶液回收。
来自过滤步骤E的固体残留物12被回收并且用作矿充填。已经发现，固体残留物12具有能够用作矿充填的良好质量。事实上，固体残留物12具有的结构属性等同于大约一半胶合剂的结构属性。因此，应认识的是，固体残留物具有潜力以提供对矿充填操作中当前使用的约三分之一胶合剂的替换。
有利地，在本发明的处理中，该处理中利用的浸滤步骤导致形成了沉淀的硅化合物，硅化合物具有期望的过滤质量，因此不会不利地影响过滤操作。这与先前试图从铅熔炼矿渣回收锌的尝试是截然不同的，在先前的尝试中，在沉淀步骤中形成了包含凝胶的硅或者包含粒子的硅胶并且证明是非常难以从液剂分离的。
将过滤步骤E中从固体分离出的液体经由气流13传输至下游处理，下游处理用于抛光铁以及铝。液体气流13可以具有以下溶解的成分：
如以上提到的，液剂13被随后处置以抛光剩余的铁以及铝。在图1示出的流程图中，液剂13的后续处置可以概括为包括另外的Fe沉淀步骤，之后是氧化锌沉淀以及分离。
另外的Fe沉淀步骤可以描述为抛光步骤。在另外的Fe沉淀步骤F中，将液体13混合矿渣、石灰或者任何其他中和剂14、以及来自锌沉淀15的循环材料以及空气或者氧气29。因为液体还包含一些硫酸钠，所以发生另外的黄钾铁矾沉淀以将液体中溶解的Fe含量降低至显著小，小于1g/L。在该步骤中，铁更易于沉淀作为针铁矿或者一些其他氢氧化铁而不是作为黄钾铁矾-钠正好被承载。在另外的Fe沉淀步骤F之后液体的pH约为4.5。
将来自溶液抛光F的浆料16传送至澄清器G。在澄清器G中，已沉淀的固体在底流31中被移除，经抛光的液剂或者含贵金属的浸滤溶液(PLS)18经由溢流被移除。可以将絮凝剂17添加至澄清器G以辅助固/液分离处理。
如图1所示的，底流31中包含的固体被循环至浸滤处理B。这些固体包含约3％至10％锌，并且通过将固体31返回至浸滤处理，可以从其提取进一步的锌。
来自澄清器G的PLS18可以包含溶解的锌，其量高达40g/L，典型地在30至40g/L的范围内。该液体具有最小溶解的铁含量(10ppm)以及最小溶解的铝含量(5ppm)。
该液剂随后被处置以从其回收锌。可以使用本领域技术人员公知的适合的任何处理来回收锌。在该例子中提供两个选择。一个是氧化锌沉淀方法，另一个是碳酸锌沉淀方法。将理解的是，本发明不应视为仅使用这两个处理来回收锌，本发明包含了从溶液回收锌公知的任何其他合适的处理。
图1示出了使用氧化锌沉淀进行锌回收。在图1，随后可以将液体18供给至氧化锌沉淀I，如美国专利6726889描述的，其整个内容此处通过交叉引用并入。但是应该注意的是，与US专利6726889描述的不同的处理条件被采用以防止镁沉淀以及镁发传送至精矿。优选的处理条件是在70-90℃下pH为6.5。在该步骤中，将石灰19添加至液体。石灰可以是熟石灰(Ca(OH)2)或者石灰(CaO)。气流也可以需要以用于加热，但是如果添加了CaO，形成Ca(OH)2的放热水化反应所释放的热可以足以将溶液加热至期望温度。添加石灰可引起氧化锌的沉淀。还将形成石膏。仔细控制沉淀参数可导致形成有晶体结构的氧化锌，这允许通过氧化锌粒子和石膏粒子的尺寸差从沉淀的石膏容易分离氧化锌。氧化锌沉淀处理的该方案(产生氧化锌沉淀，其物理属性允许从石膏容易分离)是本领域技术人员公知的，但应认识的是，防止镁沉淀的操作条件是独特的。
将来自氧化锌沉淀步骤I的由液体及沉淀固体构成的浆料20传送至氧化锌分离器J，氧化锌分离器J适当地可以呈旋风分离器的形式。在该分离器J中，固体被分离成精细溢流气流(例如30μm以下)21(其包含约70％锌以及约2％钙，等同于95至99％回收氧化锌)和粗底流气流(例如超过30μm的气流)(其包含约2％锌，剩余为石膏)。
将氧化锌气流21传送至氧化锌增稠器K。可以添加絮凝剂。将从其获得的经增稠的氧化锌气流22传送至氧化锌过滤器L。洗矿水用来清洗滤饼以移除任何可溶的致污物，诸如氯。随后将滤出物23返回至氧化锌增稠器K，或者一部分流可以流出以控制有害微量元素的积聚。然后将包含滤饼的氧化锌24传送至储备。氧化锌滤饼可以被销售作为精矿，适合于从该精矿回收锌。
现在转到氧化锌分离器J，底流被分成循环气流15和25。将气流15返回至铁抛光阶段F，用于回收包含的锌以及中和责任。将气流25循环以允许生长石膏晶体，从而利于改善氧化锌以及石膏在氧化锌分离器中的分离。如果使用的是熟石灰浆料，则将气流25循环至熟石灰存储罐。如果使用的是CaO，则将气流25循环至氧化锌沉淀器。
图2示出了使用产生碳酸锌沉淀的处理来进行的锌沉淀。在图2示出的处理中，随后可以将PLS液体18供给至再处理的固体反应器I。在该反应器中，新鲜PLS供给18接触锌沉淀器K中形成的沉淀以移除任何未反应的石灰石。在反应器I中，主要的反应是新鲜PLS供给(18)(其包含硫酸锌)中的酸和未反应的石灰石的反应。这样，沉淀出非常少的锌。该处理能够在pH范围为4.5-5.5但优选5.0以及温度为70-90℃下操作。将来自I的浆料20向前传送至增稠器J。将来自增稠器J的溢流21向前传送至具有石灰石的锌沉淀K。将来自增稠器J的底流23向前传送，用于重力分离N，这可以包括前述步骤以使用熟石灰抛光来自溶液的任何锌。现在转到锌沉淀器K，来自增稠器J的溢流21接触石灰石19以沉淀碳酸锌以及石膏，还留下未反应的石灰石在固体中。将来自锌沉淀器K的浆料22传送至锌沉淀增稠器M。增稠器M的溢流31可以包含小量溶解的锌，并且能够在上述提到的熟石灰抛光阶段中被回收。增稠器M的底流25包含碳酸锌、石膏以及未反应的石灰石，将其返回剩余的石灰石反应器I。
将来自碳酸锌沉淀步骤I的由液体及沉淀的固体构成的浆料23传送至氧化锌分离器N，氧化锌分离器N适当地可以呈旋风分离器的形式。在该分离器N中，固体被分离成精细溢流气流(例如30μm以下)26(其包含约50％锌以及约4％钙，等同于90至95％回收碳酸锌)粗底流气流(例如超过30μm的气流)(其包含约4％锌，剩余为石膏)。
将碳酸锌气流26传送至氧化锌增稠器O。可以添加絮凝剂。将从其获得的经增稠的碳酸锌气流30传送至碳酸锌过滤器L。洗矿水用来清洗滤饼以移除能够循环至该处理的任何可溶的镁以及锌。在过滤之前不存在锌抛光的情况下将滤出物29返回该处理，因为溶液中仍将存在一些锌，或者一部分流可以流出以控制有害微量元素(诸如镁)的积聚。然后将包含滤饼的碳酸锌24传送至储备。碳酸锌滤饼可以被销售作为精矿，适合于从该精矿回收锌。
现在转到碳酸锌分离器N，底流被分成循环气流27和28。将气流28返回至铁抛光阶段F，用于回收包含的锌以及中和责任。将气流27循环以允许生长石膏晶体，从而利于改善碳酸锌以及石膏在碳酸锌分离器中的分离。
本发明提供的处理允许从铅鼓风熔炉矿渣、作为其他方式废气材料的材料回收显著量的锌。因而，矿渣变成有价值的资源，能够改善采矿以及熔炼操作的经济性。以大于95％的回收率从铅熔炼矿渣回收锌。
从气体流以及浸滤矿渣洗涤SO2：
在图3，向磨矿回路A供应水1以及铅熔炼操作形成的矿渣。将该矿渣从铅熔炼炉经由气流2直接供应，和/或从储备的矿渣经由气流26直接供应。
供给至碾磨的矿渣的典型分析如下：
整个该说明书中，给出的所有百分比为重量百分比。
供给至磨矿回路的矿渣具有的粒子尺寸分配使得矿渣的P80为约1300μm。碾磨将矿渣磨碎或者压碎，使得留在回路中的矿渣具有的粒子尺寸分配使得P80约65μm。
在离开磨矿回路A之后，将水和磨细矿渣3构成的浆料经由环路传送至洗涤系统容器。洗涤处理示出了两个阶段，即B以及C，目的是最大化洗涤效率，但是其也能够操作在一个阶段中。
一个可能实施例示出为，在浸滤阶段B以及C中，浸滤处理在两个分离的处理容器中执行。包含SO2的气体流40进入洗涤阶段B，在该阶段，其接触矿渣浆料，一部分SO2被移除。流出气体41从阶段B进入洗涤阶段C，用于进一步洗涤，此处，来自阶段C的流出气体42是最终的清洁气体并且典型地发射至大气。根据需要将来自磨矿回路A的浆料3供给至洗涤容器B以及C。能够将来自阶段B的洗涤浆料泵送至阶段C，反之亦然，这取决于每个洗涤阶段中的操作pH设定点。将负载有SO2的气体40仅添加至第一洗涤阶段。将新鲜矿渣浆料添加至洗涤阶段B以及C以将pH调整至预设定值。
可以将空气27添加至洗涤阶段B以及C以将亚硫酸盐氧化为硫酸盐以及确保有效的洗涤系统的操作。
在该例子中，两个洗涤阶段在pH4.0下操作，但两个阶段也能够在不同的pH设定下操作以优化矿渣消耗以及锌提取。洗涤处理的第一阶段在落入3.0至4.0之间的pH下操作。这导致浸滤了包含在矿渣中的约50至60％锌。酸还溶解矿渣中的一些铁，在第一洗涤阶段中，发射了典型地大约40％铁提取。此外，矿渣中的一些镁、铝以及锰也溶解在浸滤处理的第一阶段中。在第一阶段中溶解的Fe3+原子团也沉淀在第一阶段中。Fe2+及Zn2+也在第一阶段中溶解以及仍是可溶的。pH3.0至4.0的操作范围导致通过引入空气使得铁易于氧化并且沉淀为铁氧化物/氢氧化物。第一阶段中的溶质可以具有约38g/L的溶解锌含量以及约0.5g/L的溶解铁含量。
洗涤处理中发生的反应是高放热的，但是该处理将自调温地在大约60℃下运行。
在第一洗涤阶段中，取决于装备尺寸以及液气比，SO2洗涤率将为大约85％。
第一洗涤阶段中的停留时间典型地为大约10至24小时，这是基于洗涤容器中洗涤浆料的高循环负荷。
然后将来自浸滤处理的第一阶段的浆料在浸滤处理的第二阶段中处置，或者可替换地排至增稠器D。在洗涤处理的第二阶段，来自洗涤阶段B的流出气体被处置以从气体流进一步移除SO2。在该例子中，洗涤处理的第二阶段中的pH典型地为大约4.0，但能够更低以优化锌提取以及矿渣消耗，像第一洗涤阶段那样。洗涤处理的第二阶段中的温度和停留时间大致类似于洗涤处理的第一阶段中使用的(即90℃以及停留时间为至少6小时)。
基于最大化处理的产量的原因，期望的是，使用的具体硅添加率兼容处理稳定性以及鲁棒性。应认识的是，高达10gSi/L.h、更适当的高达5gSi/L.h的具体硅添加率将产生可接受的处理。但是，高达3.3gSi/L.h的具体硅添加率被认为是产生进一步增强处理稳定性以及鲁棒性，同时仍保持处理报告显著高于发明人知道的现有技术的铅矿渣浸滤处理。处理停留时间以及矿渣供给率能够调节以实现可接受范围的硅添加率。期望的是，由于处理设计，每个洗涤阶段中的停留时间将在10至24小时之间，并且导致两个洗涤阶段中可接受的硅添加率。
大量的铜主要以硫化物存在，其也将从矿渣被浸滤，以充当用于铁原子团的氧化的催化剂。
从洗涤阶段排放的排出浆料7可以具有以下成分：
固体：
液体：
将来自洗涤的浆料7随后供给至增稠器D，在增稠器D中发生固液分离的第一阶段。增稠器被供给到凝絮装置以辅助粒子沉降。将增稠器底流9引导至过滤器，用于固液分离步骤E。在固/液分离之前可以添加絮凝剂A。在图3示出的流程图中，固/液分离步骤E利用过滤器以从液体分离出固体。絮凝剂10可以添加以辅助过滤步骤。洗矿水11还用以清洗滤饼。需要约1-1.5吨洗矿水用于每吨固体以确保99％溶液回收。
来自过滤步骤E的固体残留物12被回收并且用作矿充填。已经发现，固体残留物12具有能够用作矿充填的良好质量。事实上，固体残留物12具有的结构属性等同于大约一半胶合剂的结构属性。因此，应认识的是，固体残留物具有潜力以提供对矿充填操作中当前使用的约三分之一胶合剂的替换。
有利地，在本发明的处理中，该处理中利用的浸滤步骤导致形成了沉淀的硅化合物，硅化合物具有期望的过滤质量，因此不会不利地影响过滤操作。这与先前试图从铅熔炼矿渣回收锌的尝试是截然不同的，在先前的尝试中，在沉淀步骤中形成了包含凝胶的硅或者包含粒子的硅胶并且证明是非常难以从液剂分离的。
将初级滤出物和第一清洗循环回增稠器D，将增稠器溢流作为含贵金属的浸滤溶液(PLS)17以供给锌沉淀阶段I。后续过滤器清洗被收集以及用作洗涤和矿渣碾磨处理中的补偿水，以实现总体更高的锌PLS进程并且降低锌沉淀的下游成本。
该PLS液剂随后被处置以从其回收锌。可以使用本领域技术人员公知的适合的任何处理来回收锌。在该例子中提供两个选择。一个是氧化锌沉淀方法，另一个是碳酸锌沉淀方法。将理解的是，本发明不应视为仅使用这两个处理来回收锌，本发明包含了从溶液回收锌公知的任何其他合适的处理。
图3示出了使用氧化锌沉淀进行锌回收。在图3，随后可以将液体17供给至氧化锌沉淀I，如美国专利6726889描述的，其整个内容此处通过交叉引用并入。但是应该注意的是，与US专利6726889描述的不同的处理条件被采用以防止镁沉淀以及镁发传送至精矿。优选的处理条件是在70-90℃下pH为6.5。在该步骤中，将石灰19添加至液体。石灰可以是熟石灰(Ca(OH)2)或者石灰(CaO)。气流也可以需要以用于加热，但是如果添加了CaO，形成Ca(OH)2的放热水化反应所释放的热可以足以将溶液加热至期望温度。添加石灰可引起氧化锌的沉淀。还将形成石膏。仔细控制沉淀参数可导致形成有晶体结构的氧化锌，这允许通过氧化锌粒子和石膏粒子的尺寸差从沉淀的石膏容易分离氧化锌。氧化锌沉淀处理的该方案(产生氧化锌沉淀，其物理属性允许从石膏容易分离)是本领域技术人员公知的，但应认识的是，防止沉淀镁的操作条件是独特的。
将来自氧化锌沉淀步骤I的由液体及沉淀固体构成的浆料20传送至氧化锌分离器J，氧化锌分离器J适当地可以呈旋风分离器的形式。在该分离器J中，固体被分离成精细溢流气流(例如30μm以下)21(其包含约50％至70％锌以及约2％钙，等同于95至99％回收氧化锌)和粗底流气流(例如超过30μm的气流)(其包含约2％锌，剩余为石膏)。
将氧化锌气流21传送至氧化锌增稠器K。可以添加絮凝剂。将从其获得的经增稠的氧化锌气流22传送至氧化锌过滤器L。洗矿水用来清洗滤饼以移除任何可溶的致污物，诸如氯。随后将滤出物23返回至氧化锌增稠器K，或者一部分流可以流出以控制有害微量元素的积聚。然后将包含滤饼的氧化锌24传送至储备。氧化锌滤饼可以被销售作为精矿，适合于从该精矿回收锌。
现在转到氧化锌分离器J，底流被分成循环气流15和25。将气流15返回至洗涤阶段B，但是如果需要的话，这也可以用在洗涤容器外部的铁及铝抛光阶段。将气流25循环以允许生长石膏晶体，从而利于改善氧化锌以及石膏在氧化锌分离器中的分离。如果使用的是熟石灰浆料，则将气流25循环至熟石灰存储罐。如果使用的是CaO，则将气流25循环至氧化锌沉淀器。
还可以利用上述的碳酸锌沉淀处理来从溶液回收锌。
该本发明的实施例的处理还可以提供以下额外优势：
a)当气体流经过洗涤处理时还可以移除气体流中的灰尘；
b)灰尘中的元素也可以被回收至溶液中，用于后续回收。这些元素可以包括铊以及镉；
c)处理能够解决处理激增和紊乱，包括浓度的改变以及供给气体流；
d)为了平衡，洗涤器能够使用在鼓风熔炉中生成的矿渣的量，或者如果需要消耗储备的话能够消耗比产生的量多的量的矿渣。
本领域的技术人员将认识到的是，除了具体描述的这些之外，本发明可以易于变化及修改。应理解的是，本发明包含所有这种变化及修改，它们落入本发明的精神和范围内。

Claims (31)

1.一种用于从源自铅熔炼的矿渣回收锌的方法，包括：将矿渣在一条件下经历浸滤步骤，在所述条件中，锌溶解于溶液中，将硅以10gSi/L.h或者更少的具体硅添加率添加至浸滤步骤，将所述溶液从固体残留物分离；以及从所述溶液回收锌。
2.根据权利要求中1的方法，其中，矿渣被磨细或碾磨以降低矿渣的粒子尺寸使得粒子尺寸降低，使得P80为30至300μm。
3.根据权利要求1的方法，其中矿渣被磨细或碾磨以降低矿渣的粒子尺寸使得粒子尺寸降低，使得P80为30至150μm。
4.根据权利要求1的方法，其中矿渣被磨细或碾磨以降低矿渣的粒子尺寸使得粒子尺寸降低，使得P80为65μm。
5.根据权利要求1的方法，其中，使用包括硫酸的浸滤剂将矿渣经历酸浸滤。
6.根据权利要求1的方法，其中，浸滤步骤包括单个阶段浸滤处理。
7.根据权利要求1的方法，其中，执行浸滤步骤，在第一阶段从矿渣移除部分锌，在第二阶段进一步移除锌，浸滤处理的第一阶段包括添加浸滤溶剂，添加量为提供了仅部分过酸需求。
8.根据权利要求7的方法，其中，浸滤溶剂包括酸，添加酸的量使得在浸滤处理的第一阶段中从矿渣提取40％至70％重量百分比的锌。
9.根据权利要求7的方法，其中，浸滤溶剂包括酸，添加酸的量使得在浸滤处理的第一阶段中从矿渣提取50％至65％重量百分比的锌。
10.根据权利要求7的方法，其中，浸滤溶剂包括酸，添加酸的量使得在浸滤处理的第一阶段中从矿渣提取60％重量百分比的锌。
11.根据权利要求7的方法，其中，控制浸滤步骤的第一阶段中的pH，使得pH落入2.0至5.0的范围内。
12.根据权利要求11所述的方法，其中，控制浸滤步骤的第一阶段的pH，使得pH落入3.0到4.0之间。
13.根据权利要求7的方法，其中，浸滤处理的第一阶段在低于液剂的沸点的温度下操作。
14.根据权利要求13所述的方法，其中，浸滤处理的第一阶段在落入以下范围的温度下操作：50℃至100℃。
15.根据权利要求13所述的方法，其中，浸滤处理的第一阶段在落入以下范围的温度下操作：70℃至95℃。
16.根据权利要求13所述的方法，其中，浸滤处理的第一阶段在温度为90°C下操作。
17.根据权利要求7的方法，其中，浸滤处理的第一阶段中的停留时间为至少4小时。
18.根据权利要求7的方法，其中，浸滤处理的第一阶段中的停留时间为至少6小时。
19.根据权利要求7的方法，其中，在浸滤处理的第二阶段中，用另外的浸滤溶剂进一步浸滤固体。
20.根据权利要求19的方法，其中，所述另外的浸滤溶剂包括酸。
21.根据权利要求20的方法，其中，从浸滤处理的第一阶段另外的酸添加至浆料，使得使用超过固体的酸需求的过量酸。
22.根据权利要求21的方法，其中，浸滤处理的第二阶段中的pH小于2。
23.根据权利要求21的方法，其中，浸滤处理的第二阶段中的pH为0.5至2.0。
24.根据权利要求21的方法，其中，浸滤处理的第二阶段中的pH为0.5至1.5。
25.根据权利要求21的方法，其中，浸滤处理的第二阶段中的pH为1.0，等同于15g/L自由硫酸。
26.根据权利要求7的方法，其中，在第二浸滤阶段中引入氧气以将Fe++氧化为Fe+++，从而允许一些铁沉淀为黄钾铁矾。
27.根据权利要求1的方法，其中，在所有浸滤阶段计算出的具体硅添加率为5gSi/L.h或者更少。
28.根据权利要求1所述的方法，其中在所有浸滤阶段计算出的具体硅添加率为3.3gSi/L.h或者更少。
29.根据权利要求7的方法，其中，浸滤处理的第一阶段和第二阶段在不同的容器中执行，或者浸滤处理的浸滤处理的第一阶段和第二阶段在相同容器中执行。
30.根据权利要求1的方法，其中，浸滤处理留下的浸滤溶液经历处置步骤以从液剂沉淀溶解的铁。
31.根据权利要求1的方法，其中，从浸滤溶液回收锌。
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