CN105925793A - 处理锌浸出渣的方法和系统 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种处理锌浸出渣的方法和系统，其中，方法包括：将锌浸出渣在900‑1050摄氏度进行氧化焙烧，并得到脱硫渣、含硫烟气和含有铅、锌和银的第一粉尘；将所述脱硫渣与还原煤进行混合和制球，以便得到球团；将所述球团进行还原焙烧，以便得到金属化球团和含有铅、锌和银的第二粉尘；以及将所述金属化球团进行磁选处理，以便得到金属铁粉和二次尾渣。采用该方法可高效回收锌浸出渣中铁、铅、锌、银、硫等主要元素。

Description

处理锌浸出渣的方法和系统

技术领域

本发明属于冶金技术领域，具体而言，本发明涉及处理锌浸出渣的方法和系统。

背景技术

锌的冶炼主要有火法和湿法两种方式。火法是用高温烟化挥发，以Zn0烟尘的形式，返回浸出回收其中的锌；湿法是高温高酸浸出，使锌进入溶液，同时大量的铁也随之进入溶液，随后使用黄钾铁矾法、针铁矿法或赤铁矿法除铁，使含锌液再返回到中性浸出，回收其中的锌。多年的实践证明，用中性浸出、高温高酸处理浸出渣、除铁、净化、电解的湿法炼锌，在锌的回收率、综合回收有价金属，节能及环保上较火法有一定的优点。至今湿法炼锌已成为生产锌的主要方法，在世界锌的总产量中，大约有80％是用湿法生产。然而湿法冶炼中浸出渣中锌含量3～22％较高，硫含量高(一般>10％)，除此之外还含有银和铅等，利用价值较高。它的主要特点是矿物粒度细、泥化现象严重、矿物组成较复杂、含有一定数量的重金属离子。由于缺乏适当的处理技术手段，大量渣的堆存不仅占用耕地，渣中含有大量重金属元素，严重污染，成为影响锌冶炼企业可持续发展的难题。

由于硫含量特别高，加上部分锌浸出渣中锌含量只有不到4％，因此该类渣利用难度很大，并且在处理低锌含量渣时经济性较差。回转窑挥发法是我国处理湿法锌浸出渣所用的典型工艺流程。该工艺是在浸锌渣中配入焦炭或煤粉后，在回转窑中焙烧，浸出渣中的镉、铟、锗很容易挥发，随烟气净化进入氧化锌粉中，在烟尘中得到富集，回收Pb、Cd、Zn等有价金属，Ag、Fe、Ga等金属元素进入窑渣。通过回转窑烟化挥发能回收92～94％锌和82～84％铅和10％左右的银，大部分银残留在挥发窑渣中被弃掉，造成矿产资源浪费。在成本上，处理一吨浸出渣需要添加500公斤的焦煤，处理成本高，因此，回转窑法仅当处理含锌高达10％～15％以上的锌浸出渣时才可能有可能盈利，对于含锌低于7％以下的浸出渣来说，利润率很低。在技术设备上，由于湿法锌浸出渣中硫含量高，物料熔点较低，因此在回转窑冶炼时，物料结圈现象更为突出，设备维护费较高。

发明内容

本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种能够高效回收锌浸出渣中铁、铅、锌、银、硫等主要元素的处理锌浸出渣的方法和系统。

为此，根据本发明的一个方面，本发明提出了一种处理锌浸出渣的方法，该方法包括：将锌浸出渣在900-1050摄氏度进行氧化焙烧，并得到脱硫渣、含硫烟气和含有铅、锌和银的第一粉尘；将所述脱硫渣与还原煤进行混合和制球，以便得到球团；将所述球团进行还原焙烧，以便得到金属化球团和含有铅、锌和银的第二粉尘；以及将所述金属化球团进行磁选处理，以便得到金属铁粉和二次尾渣。

由此采用该方法可高效回收锌浸出渣中铁、铅、锌、银、硫等主要元素，其中铁的回收率可达到85％以上，银的回收率在75％以上，硫的脱除率达到95％以上，重金属铅、锌含量低，实现了重金属浸出渣无害化处理，达到了良好的减排效果，并可得到多个高附加值产品，如硫酸或硫磺、含铅锌银的二次粉尘、金属铁粉，经济效益良好，便于推广应用。

另外，根据本发明上述实施例的处理锌浸出渣的方法还可以具有如下附加的技术特征：

在本发明的一些实施例中，所述氧化焙烧时间为40-70分钟。由此采用的氧化焙烧时间为40-70分钟有利于充分脱除锌浸出渣中的硫元素，生产含硫烟气，以及得到含有铅、锌和银的第一粉尘，避免了锌浸出渣还原焙烧时熔化粘接现象，更加有利于后续回收处理。

在本发明的一些实施例中，所述还原焙烧温度为1100-1300摄氏度。由此采用的还原焙烧温度为1100-1300摄氏度有利于铁元素的回收，铁的回收率从现有工艺80％以下效率提高到了85％以上，便于收集得到铁产品为含铁>90％金属铁粉。

在本发明的一些实施例中，所述还原焙烧时间为20-40分钟。由此还原焙烧时间为20-40分钟有利于还原反应充分进行，进而得到更高的金属化率。还原焙烧时间不大于20分钟，反应进行不充分，而还原时间过长造成不必要的能量损耗，增加成本，不利于工业化生产。

在本发明的一些实施例中，所述还原煤的用量为所述脱硫渣的20重量％。由此采用还原煤的用量为所述脱硫渣的20重量％可充分保证还原反应的进行，用量过低反应不充分，金属化率低，而过高易产生额外的生产成本。

在本发明的一些实施例中，所述锌浸出渣中85重量％以上的银进入所述第一粉尘和第二粉尘中。由此锌浸出渣中85重量％以上的银进入所述第一粉尘和第二粉尘中实现了银良好的回收，解决了火法工艺无法有效回收银的问题。

在本发明的一些实施例中，所述金属铁粉中铁含量大于90重量％，硫含量低于0.3重量％。由此得硫含量低，实现了重金属浸出渣无害化处理，达到了良好的减排效果，经济效益，便于推广应用。

在本发明的一些实施例中，在进行所述氧化焙烧处之前，将所述锌浸出渣进行粉碎，以便得到的平均粒径不大于4毫米的锌浸出渣颗粒。由此在进行所述氧化焙烧处之前，将所述锌浸出渣进行粉碎，以便得到的平均粒径不大于4毫米的锌浸出渣颗粒，进而有利于氧化焙烧反应充分进行，如果锌浸出渣颗粒多大，氧化焙烧反应要求时间长、温度高，进而增加了生产成本。

在本发明的一些实施例中，所述金属化球团的金属化率大于85重量％。由此到的金属化率高，经济效益，便于推广应用。

根据本发明的另一方面，本发明提出了一种处理锌浸出渣的系统，所述系统适于实施前面所述的处理锌浸出渣的方法，所述系统包括：

氧化焙烧装置，所述氧化焙烧装置具有锌浸出渣入口、脱硫渣出口、含硫烟气出口和第一粉尘出口；

混合装置，所述混合装置具有脱硫渣入口、还原煤入口和球团出口，所述脱硫渣入口与所述脱硫渣出口相连；

还原焙烧装置，所述还原焙烧装置具有球团入口、金属化球团出口和第二粉尘出口，所述球团入口与所述球团出口相连；

磁选装置，所述磁选装置具有金属化球团入口、金属铁粉出口和二次尾渣出口，所述金属化球团入口与所述金属化球团出口相连。

根据本发明的一些实施例，上述实施例的处理锌浸出渣的系统进一步包括：破碎装置，所述破碎装置设置与所述氧化焙烧装置相连。

根据本发明的一些实施例，所述氧化焙烧装置为回转窑或沸腾炉。

根据本发明的一些实施例，所述还原焙烧装置为转底炉、竖炉或者回转窑。

附图说明

图1是根据本发明一个实施例的处理锌浸出渣的方法的流程图。

图2是根据本发明一个实施例的处理锌浸出渣的系统的结构示意图。

具体实施方式

下面详细描述本发明的实施例，上述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理锌浸出渣的方法。下面参考图1描述本发明具体实施例的处理锌浸出渣的方法。

根据本发明具体实施例的处理锌浸出渣的方法包括：将锌浸出渣在900-1050摄氏度进行氧化焙烧，并得到脱硫渣、含硫烟气和含有铅、锌和银的第一粉尘；将上述脱硫渣与还原煤进行混合和制球，以便得到球团；将上述球团进行还原焙烧，以便得到金属化球团和含有铅、锌和银的第二粉尘；以及将上述金属化球团进行磁选处理，以便得到金属铁粉和二次尾渣。

由此采用该方法可高效回收锌浸出渣中铁、铅、锌、银、硫等主要元素，其中铁的回收率可达到85％以上，银的回收率在75％以上，硫的脱除率达到95％以上，重金属铅、锌含量低，实现了重金属浸出渣无害化处理，达到了良好的减排效果，一吨渣最终只剩200～300kg尾渣，其余均为可销售的产品进而得到多个高附加值产品，如硫酸或硫磺、含铅锌银的二次粉尘、金属铁粉，经济效益良好，便于推广应用。

根据本发明的具体实施例，在进行上述氧化焙烧处之前，将上述锌浸出渣进行粉碎，以便得到的平均粒径不大于4毫米的锌浸出渣颗粒。由此在进行所述氧化焙烧处之前，将所述锌浸出渣进行粉碎，以便得到的平均粒径不大于4毫米的锌浸出渣颗粒，进而有利于氧化焙烧反应充分进行，如果锌浸出渣颗粒多大，氧化焙烧反应要求时间长、温度高，进而增加了生产成本。

根据本发明的具体实施例，上述氧化焙烧时间为40-70分钟。由此采用的氧化焙烧时间为40-70分钟有利于充分脱除锌浸出渣中的硫元素，生产含硫烟气，以及得到含有铅、锌和银的第一粉尘，避免了锌浸出渣还原焙烧时熔化粘接现象，更加有利于后续回收处理。本发明人针对高硫含量的锌浸出渣直接还原易熔化、粘接的难题，提出了还原焙烧之前先进行低温氧化焙烧制度，通过将低熔点含硫物质分解，脱除95％左右的硫，进而解决了锌浸出渣还原焙烧时熔化粘接现象，这在工业上具有重要的意义。

根据本发明的具体实施例，上述还原焙烧温度为1100-1300摄氏度。由此采用的还原焙烧温度为1100-1300摄氏度有利于铁元素的回收，铁的回收率从现有工艺80％以下效率提高到了85％以上，便于收集得到铁产品为含铁>90％金属铁粉。通常，将锌浸出渣直接焙烧时温度在1100℃以下，本发明人有目的地提高还原焙烧温度可以实现更高的金属化率，非常有利于铁元素的回收，具有重要的实际价值和工业化意义。

根据本发明的具体实施例，上述还原焙烧时间为20-40分钟。由此还原焙烧时间为20-40分钟有利于还原反应充分进行，进而得到更高的金属化率。还原焙烧时间不大于20分钟，反应进行不充分，而还原时间过长造成不必要的能量损耗，增加成本，不利于工业化生产。

根据本发明的具体实施例，上述还原煤的用量为上述脱硫渣的20重量％。由此采用还原煤的用量为所述脱硫渣的20重量％可充分保证还原反应的进行，用量过低反应不充分，金属化率低，而过高易产生额外的生产成本。

根据本发明的具体实施例，上述金属化球团的金属化率大于85重量％。由此到的金属化率高，经济效益，便于推广应用。

根据本发明的具体实施例，上述锌浸出渣中85重量％以上的银进入上述第一粉尘和第二粉尘中。由此锌浸出渣中85重量％以上的银进入所述第一粉尘和第二粉尘中实现了银良好的回收，解决了火法工艺无法有效回收银的问题。现有火法工艺中Ag约有80％以上均进入窑渣中，无法回收利用。本发明人提出可以通过两步焙烧使银大部分进入二次粉尘中，银进入粉尘中的比例在75％以上，远高于现有火法工艺中银的回收率，解决了火法工艺无法有效回收Ag的问题，进而得到高附加值副产品，经济效益良好，具有重要的实际应用价值和工业化意义。

根据本发明的具体实施例，上述金属铁粉中铁含量大于90重量％，硫含量低于0.3重量％。由此得硫含量低，实现了重金属浸出渣无害化处理，达到了良好的减排效果，经济效益，便于推广应用。

根据本发明的另一方面，本发明提出了一种处理锌浸出渣的系统，所述系统适于实施前面所述的处理锌浸出渣的方法。下面参考图2详细描述本发明具体实施例的处理锌浸出渣的系统。

根据本发明具体实施例的处理锌浸出渣的系统包括：氧化焙烧装置10、混合装置20、还原焙烧装置30和磁选装置40。

其中，氧化焙烧装置10具有锌浸出渣入口11、脱硫渣出口12、含硫烟气出口13和第一粉尘出口14；

所述混合装置20具有脱硫渣入口21、还原煤入口22和球团出口23，所述脱硫渣入口21与所述脱硫渣出口12相连；

所述还原焙烧装置30具有球团入口31、金属化球团出口32和第二粉尘出口33，所述球团入口31与所述球团出口23相连；

所述磁选装置40具有金属化球团入口41、金属铁粉出口42和二次尾渣出口43，所述金属化球团入口41与所述金属化球团出口32相连。

由此采用该系统可高效回收锌浸出渣中铁、铅、锌、银、硫等主要元素，其中铁的回收率可达到85％以上，银的回收率在75％以上，硫的脱除率达到95％以上，重金属铅、锌含量低，实现了重金属浸出渣无害化处理，达到了良好的减排效果，一吨渣最终只剩200～300kg尾渣，其余均为可销售的产品进而得到多个高附加值产品，如硫酸或硫磺、含铅锌银的二次粉尘、金属铁粉，经济效益良好，便于推广应用。

根据本发明的一些实施例，上述实施例的处理锌浸出渣的系统进一步包括：破碎装置，所述破碎装置设置与所述氧化焙烧装置相连。由此，在进行上述氧化焙烧处之前，将上述锌浸出渣进行粉碎，以便得到的平均粒径不大于4毫米的锌浸出渣颗粒。由此在进行所述氧化焙烧处之前，将所述锌浸出渣进行粉碎，以便得到的平均粒径不大于4毫米的锌浸出渣颗粒，进而有利于氧化焙烧反应充分进行，如果锌浸出渣颗粒多大，氧化焙烧反应要求时间长、温度高，进而增加了生产成本。

根据本发明的一些实施例，所述氧化焙烧装置为回转窑或沸腾炉。根据本发明的具体实施例，由此可以进一步提高氧化焙烧效率，进而利于充分脱除锌浸出渣中的硫元素，生产含硫烟气，以及得到含有铅、锌和银的第一粉尘，避免了锌浸出渣还原焙烧时熔化粘接现象，更加有利于后续回收处理。本发明人针对高硫含量的锌浸出渣直接还原易熔化、粘接的难题，提出了还原焙烧之前先进行低温氧化焙烧制度，通过将低熔点含硫物质分解，脱除95％左右的硫，进而解决了锌浸出渣还原焙烧时熔化粘接现象，这在工业上具有重要的意义。

根据本发明的一些实施例，所述还原焙烧装置为转底炉、竖炉或者回转窑。由此便于收集得到铁产品为含铁>90％金属铁粉。通常，将锌浸出渣直接焙烧时温度在1100℃以下，本发明人有目的地提高还原焙烧温度可以实现更高的金属化率，非常有利于铁元素的回收，具有重要的实际价值和工业化意义。

下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。

实施例1

将锌浸出渣破碎到4mm以下，在900～1000℃进行氧化焙烧，焙烧时间为40～70min，将渣中硫脱除，得到脱硫渣，脱硫后渣中硫含量<2％。氧化焙烧过程中产生的含硫烟气经过脱硫制酸工序可得到硫酸，该硫酸可返回锌浸出工序。同时氧化焙烧过程中产生少量含铅锌银的二次粉尘，可通过布袋收尘器收得。并副产硫酸和少量含Zn、Pb、Ag的粉尘；将脱硫渣经冷却后配入还原煤，还原煤的配入量为脱硫渣重量的20％，再经制球工艺，制得的球团在1200℃进行还原焙烧，焙烧时间为40min，该阶段同样可通过烟气收尘系统得到大量含Zn、Pb、Ag的粉尘，两次焙烧获得的粉尘可以一同销售；另外得到金属化率在85％以上的金属化球团。经计算，经过两次焙烧银进入烟尘中比例为81％；金属化球团再经磨矿磁选可得到金属铁粉和二次尾渣，磁选后金属铁粉中TFe含量为89.28％，铁回收率为89.34％。

实施例2

将锌浸出渣破碎到4mm以下，在900～1050℃进行氧化焙烧，焙烧时间为40～70min，将渣中硫脱除，得到脱硫渣，脱硫后渣中硫含量<1％。氧化焙烧过程中产生的含硫烟气经过脱硫制酸工序可得到硫酸，该硫酸可返回锌浸出工序。同时氧化焙烧过程中产生少量含铅锌银的二次粉尘，可通过布袋收尘器收得。并副产硫酸和少量含Zn、Pb、Ag的粉尘；将脱硫渣经冷却后配入还原煤，还原煤的配入量为脱硫渣重量的27％，再经制球工艺，制得的球团在1250℃进行还原焙烧，焙烧时间为30min，该阶段同样可通过烟气收尘系统得到大量含Zn、Pb、Ag的粉尘，两次焙烧获得的粉尘可以一同销售；另外得到金属化率在92％以上的金属化球团。经计算，经过两次焙烧银进入烟尘中比例为83％；金属化球团再经磨矿磁选可得到金属铁粉和二次尾渣，磁选后金属铁粉中TFe含量为92.44％，铁回收率为89.59％。

实施例3

将锌浸出渣破碎到4mm以下，在900～1050℃进行氧化焙烧，焙烧时间为40～70min，将渣中硫脱除，得到脱硫渣，脱硫后渣中硫含量<1％。氧化焙烧过程中产生的含硫烟气经过脱硫制酸工序可得到硫酸，该硫酸可返回锌浸出工序。同时氧化焙烧过程中产生少量含铅锌银的二次粉尘，可通过布袋收尘器收得。并副产硫酸和少量含Zn、Pb、Ag的粉尘；将脱硫渣经冷却后配入还原煤，还原煤的配入量为脱硫渣重量的27％，再配入钙质添加剂2～5％，再经制球工艺，制得的球团在1250℃进行还原焙烧，焙烧时间为30min，该阶段同样可通过烟气收尘系统得到大量含Zn、Pb、Ag的粉尘，两次焙烧获得的粉尘可以一同销售；另外得到金属化率在91％以上的金属化球团。经计算，经过两次焙烧银进入烟尘中比例为86％；金属化球团再经磨矿磁选可得到金属铁粉和二次尾渣，磁选后金属铁粉中TFe含量为91.28％，铁回收率为88.56％。

在本发明的描述中，需要理解的是，术语“中心”、“纵向”、“横向”、“长度”、“宽度”、“厚度”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底”“内”、“外”、“顺时针”、“逆时针”、“轴向”、“径向”、“周向”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。

此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括一个或者更多个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是两个或两个以上，除非另有明确具体的限定。

在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体；可以是机械连接，也可以是电连接；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

在本发明中，除非另有明确的规定和限定，第一特征在第二特征“上”或“下”可以是第一和第二特征直接接触，或第一和第二特征通过中间媒介间接接触。而且，第一特征在第二特征“之上”、“上方”和“上面”可是第一特征在第二特征正上方或斜上方，或仅仅表示第一特征水平高度高于第二特征。第一特征在第二特征“之下”、“下方”和“下面”可以是第一特征在第二特征正下方或斜下方，或仅仅表示第一特征水平高度小于第二特征。

在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims (10)

1.一种处理锌浸出渣的方法，其特征在于，包括：

将锌浸出渣在900-1050摄氏度进行氧化焙烧，并得到脱硫渣、含硫烟气和含有铅、锌和银的第一粉尘；

将所述脱硫渣与还原煤进行混合和制球，以便得到球团；

将所述球团进行还原焙烧，以便得到金属化球团和含有铅、锌和银的第二粉尘；以及

将所述金属化球团进行磁选处理，以便得到金属铁粉和二次尾渣。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述氧化焙烧时间为40-70分钟。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述还原焙烧温度为1100-1300摄氏度，

任选地，所述还原焙烧时间为20-40分钟。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述还原煤的用量为所述脱硫渣的20重量％。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述锌浸出渣中85重量％以上的银进入所述第一粉尘和第二粉尘中，

任选地，所述金属铁粉中铁含量大于90重量％，硫含量低于0.3重量％。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，进一步包括：在进行所述氧化焙烧处之前，将所述锌浸出渣进行粉碎，以便得到的平均粒径不大于4毫米的锌浸出渣颗粒。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述金属化球团的金属化率大于85重量％。

8.一种处理锌浸出渣的系统，其特征在于，所述系统适于实施权利要求1-7任一项所述的处理锌浸出渣的方法，所述系统包括：

氧化焙烧装置，所述氧化焙烧装置具有锌浸出渣入口、脱硫渣出口、含硫烟气出口和第一粉尘出口；

混合装置，所述混合装置具有脱硫渣入口、还原煤入口和球团出口，所述脱硫渣入口与所述脱硫渣出口相连；

还原焙烧装置，所述还原焙烧装置具有球团入口、金属化球团出口和第二粉尘出口，所述球团入口与所述球团出口相连；

磁选装置，所述磁选装置具有金属化球团入口、金属铁粉出口和二次尾渣出口，所述金属化球团入口与所述金属化球团出口相连。

9.根据权利要求8所述的系统，其特征在于，进一步包括：破碎装置，所述破碎装置设置与所述氧化焙烧装置相连。

10.根据权利要求8所述的系统，其特征在于，所述氧化焙烧装置为回转窑或沸腾炉，

任选地，所述还原焙烧装置为转底炉、竖炉或者回转窑。