CN107641715A - 一种处理锌浸出渣的系统和方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及处理锌浸出渣的系统和方法。所述系统中,进料装置具有锌浸出渣出口;预焙烧装置具有锌浸出渣入口、焙烧后物料出口,顶部设有第一烟道,锌浸出渣入口与进料装置的锌浸出渣出口连接,锌浸出渣入口处设有第一挡板;出料装置具有焙烧后物料入口、焙烧后物料出口,焙烧后物料入口与预焙烧装置的焙烧后物料出口连接,预焙烧装置的焙烧后物料出口处设有第二挡板;还原剂输送装置具有还原剂入口、还原剂出口;还原装置的进料口与出料装置的焙烧后物料出口和还原剂输送装置的还原剂出口连接,进料口处设有具有搅拌螺旋的加料器,还原装置的顶部设有第二烟道。本发明能够实现锌浸出渣中铅、锌、铁的分别分离回收,降低还原剂用量,能耗低。
Description
技术领域
本发明涉及冶金能源领域,具体涉及一种处理锌浸出渣的系统和方法。
背景技术
目前,锌浸渣的处理方法主要包括高温还原挥发法和水溶液浸出法。高温还原挥发法是在锌浸渣中配入焦粉作为还原剂,在回转窑或者烟化炉中进行高温焙烧或者熔炼,使有价金属铅、锌、银、铟等还原挥发。水溶液浸出法包括两种:直接将锌浸渣用酸或碱溶液浸出;锌浸渣在500~700℃预焙解,得到的渣再采用酸或碱溶液浸出其中的金属。
高温还原挥发法的优势是可以同时回收锌浸渣中的铅、锌、铟等,能够将这些元素全部收集至氧化锌烟尘中,但能耗高,且产出的含铁渣由于在挥发锌过程中呈熔体状态,熔体中混入大量硅酸盐,导致含铁渣中铁的收率较低。水溶液浸出法的优势是经浸出后的含铁渣中铁的含量达到55wt%(wt%为质量百分数)左右,但渣中锌含量较高,普遍在1wt%以上,且主要以铁酸锌形式存在,用作炼铁原料使用时,锌会对炼铁过程造成不利影响。
在利用湿法冶炼处理锌浸渣时,按浸出液除铁工艺的不同,可分为针铁矿法、赤铁矿法和黄钾铁矾法等。其中,黄钾铁矾法具有易沉淀析出、溶解度低、过滤性好、试剂消耗少、生产成本低的优点,应用广泛。黄钾铁矾法是使锌浸出液中的铁元素选择性地形成沉淀,从而达到铁、锌分离的目的。同时,还有一部分的锌、铅、银等有价金属以硅酸盐和硫酸盐的形式进入铁矾渣。目前,我国堆存铁矾渣的量超过3000万吨,而且以每年100万吨的速度增长,对环境产生巨大的潜在污染。并且,有价金属损失大,如果铁矾渣按平均含锌5wt%计算,则积存的锌金属量超过150万吨,利用价值很高。因此,对锌浸渣进行深入研究具有重大意义。
发明内容
鉴于现有技术存在的问题,本发明旨在提出一种处理锌浸出渣的系统和方法,能够实现锌浸出渣中铅、锌、铁的分离和回收,系统中还原工序的压力小,还原剂用量小,得到的氧化铅、氧化锌及金属铁的纯度较高。
本发明提出了一种处理锌浸出渣的系统,包括进料装置、预焙烧装置、出料装置、还原剂输送装置、还原装置。
所述进料装置具有锌浸出渣出口。
所述预焙烧装置具有锌浸出渣入口、焙烧后物料出口,在所述预焙烧装置的顶部设置有第一烟道。所述进料装置的锌浸出渣出口与所述预焙烧装置的锌浸出渣入口连接。在所述预焙烧装置的锌浸出渣入口处设置有第一挡板。
所述出料装置具有焙烧后物料入口、焙烧后物料出口。所述出料装置的焙烧后物料入口与所述预焙烧装置的焙烧后物料出口连接。在所述预焙烧装置的焙烧后物料出口处设置有第二挡板。
所述还原剂输送装置具有还原剂入口、还原剂出口。
所述还原装置具有进料口、出料口和第二烟道,所述进料口分别与所述出料装置的焙烧后物料出口和所述还原剂输送装置的还原剂出口连接。所述进料口处设置有加料器,所述加料器中设置有搅拌螺旋。所述第二烟道位于所述还原装置的顶部。
进一步地,所述第一挡板和所述第二挡板与垂直方向的夹角均为30~45°。
进一步地,所述出料装置向下倾斜,且与竖直方向的夹角为15~30°。
进一步地,所述加料器向下倾斜,且与水平方向的夹角为2~3°。
本发明还提出了一种利用上述系统处理锌浸出渣的方法,包括步骤:
A、将锌浸出渣经由所述进料装置送入所述预焙烧装置中,在1000~1200℃的温度下进行预焙烧,得到氧化铅粉尘和经除铅的焙烧后物料,其中,所述氧化铅粉尘经由所述第一烟道排出进行收集,所述焙烧后物料经由所述出料装置送入所述加料器中。
B、还原剂通过所述还原剂输送装置送入所述加料器中,所述还原剂与焙烧后物料在所述搅拌螺旋的搅拌作用下均匀混合,并经由进料口送入所述还原装置中进行还原反应。
C、所述焙烧后物料与所述还原剂在1000~1300℃的温度下发生还原反应,得到的氧化锌粉尘经由所述第二烟道排出收集,同时,得到富含金属铁的还原物料。
在本发明的一些实施例中,所述锌浸出渣的粒度≤3mm。
在本发明的一些实施例中,所述还原剂添加的质量占所述锌浸出渣质量的5~20%。
进一步地,所述还原剂的粒度≤1mm。
在本发明的一些实施例中,所述预焙烧的温度为1050~1150℃。
在本发明的一些实施例中,所述还原反应的温度为1150~1250℃。
本发明提出的处理锌浸出渣的系统和方法,首先对锌浸出渣进行预焙烧,实现其中铅的初步收集回收,与锌浸出渣中的其它物质进行分离,得到高纯度的氧化铅粉尘。经预焙烧得到的焙烧后物料与碳质还原剂在还原装置中发生还原反应,能够进一步分离并回收锌浸出渣中的锌、铁,得到高纯度的氧化锌粉尘和含铁的还原物料,还原物料经磨矿磁选或熔分分离后能够得到高品位的金属铁。因此,本发明能够实现锌浸出渣中铅、锌、铁的分别分离回收,且回收率高。
还原装置的加料器中设置有搅拌螺旋,能够实现物料的充分混合,然后直接进行还原,从而能够充分利用焙烧后物料的余热,降低还原过程的能耗。
并且,对锌浸出渣进行预焙烧后再进行还原反应,能够有效降低还原剂的用量,省去了铅还原挥发过程的耗碳量,减少了碳的排放量。
锌浸出渣经预焙烧后铅的挥发率达到96.5%以上,除铅后得到的焙烧后物料中,铅含量降低至0.5%以下。还原过程得到的氧化锌粉尘中氧化锌的含量达到98.68%以上,铅含量小于0.09%。
附图说明
图1为本发明实施例中处理锌浸出渣的系统示意图。
图2为本发明实施例中处理锌浸出渣的方法流程示意图。
附图中的附图标记如下:
1-进料装置;
2-预焙烧装置;21-第一挡板;22-第二挡板;23-第一烟道;
3-出料装置;
4-还原剂输送装置;
5-还原装置;51-加料器、510-搅拌螺旋;52-第二烟道。
具体实施方式
以下结合附图和实施例,对本发明的具体实施方式进行更加详细的说明,以便能够更好地理解本发明的方案以及其各个方面的优点。然而,以下描述的具体实施方式和实施例仅是说明的目的,而不是对本发明的限制。
常规锌浸出渣的主要成分是铁、铅和锌,还有少量微量元素。渣中锌含量较高,且锌主要以铁酸锌(ZnFe2O4)和硫酸锌(ZnSO4)的形式存在,渣中铅主要以铅矾(PbSO4)及铅铁矾的形式存在。其中,铁酸锌是一种稳定的化合物,在25~1530℃的温度范围内不发生分解。硫酸锌在930℃下分解为ZnO和SO3,氧化锌的挥发温度为1200℃。硫酸铅的分解温度为1000℃,在该温度下可分解为PbO,而氧化铅的挥发温度为750℃。因此,奠定了对锌浸出渣进行预焙烧,首先实现铅与锌、铁分离的理论基础。
如图1所示,为本发明实施例提出的一种处理锌浸出渣的系统示意图。本发明的系统中包括进料装置1、预焙烧装置2、出料装置3、还原剂输送装置4、还原装置5。
进料装置1用于向预焙烧装置2中送入锌浸出渣原料,具有锌浸出渣出口。
预焙烧装置2用于预焙烧锌浸出渣,其具有锌浸出渣入口、焙烧后物料出口。在预焙烧装置2的顶部设置有第一烟道23,用于收集回收锌浸出渣焙烧过程产生的氧化铅粉尘。
进料装置1的锌浸出渣出口与预焙烧装置2的锌浸出渣入口连接,并且,在预焙烧装置2的锌浸出渣入口处设置有第一挡板21。第一挡板21的一端固定在预焙烧装置2顶部的内壁上,另一端悬空。当锌浸出渣原料通过第一挡板21时,第一挡板21打开,而预焙烧过程中第一挡板21关闭。
在本发明的优选实施例中,第一挡板21与垂直方向的夹角为30~45°,该角度范围能够有效保证锌浸出渣原料自进料装置1顺次通过第一挡板21进入预焙烧装置2中,同时保证预焙烧装置2具有独立且封闭的焙烧空间。
出料装置3用于焙烧后物料的出料进而送入还原装置5中,具有焙烧后物料入口、焙烧后物料出口。
出料装置3的焙烧后物料入口与预焙烧装置2的焙烧后物料出口连接,并且,在预焙烧装置2的焙烧后物料出口处设置有第二挡板22。第二挡板22的一端固定在预焙烧装置2顶部的内壁上,另一端悬空。当焙烧后物料通过第二挡板22时,第二挡板22打开,预焙烧过程中第二挡板22关闭。
在本发明的优选实施例中,第二挡板22与垂直方向的夹角为30~45°。该角度范围能够有效保证焙烧后物料自预焙烧装置2顺次通过第二挡板22进入出料装置3中,同时保证中预焙烧装置2具有独立且封闭的焙烧空间。
出料装置3的焙烧后物料出口与还原装置5的进料口连接。出料装置3向下倾斜,且与垂直方向的夹角为15~30°,能够保证焙烧后物料顺利输送至加料器51中。
在进料装置1、预焙烧装置2、出料装置3之间物料的输送通过传送带实现。
还原剂输送装置4用于输送还原剂,其具有还原剂入口、还原剂出口。
还原装置5用于接收由预焙烧装置2送入的焙烧后物料和由还原剂输送装置4送入的还原剂,实现焙烧后物料的进一步还原。还原装置5具有进料口和出料口。在本发明优选的实施例中,还原装置5本体稍微向下倾斜,与水平方向的夹角为3~5°。进一步的,还原装置5优选回转窑。
其中,进料口与出料装置3的焙烧后物料出口和还原剂输送装置4的还原剂出口连接。
并且,在进料口处设置有加料器51,用于接收焙烧后物料和还原剂。本发明优选的实施例中,加料器51向下倾斜,且与水平方向的夹角为2~3°,使得其中的物料能够顺利经由进料口进入还原装置5中。
进一步地,加料器51中设置有搅拌螺旋510。搅拌螺旋510能够沿螺旋方向转动,具有混料功能,使得焙烧后物料和还原剂实现充分混合。
在还原装置5的顶端壁上设置有第二烟道52,用于收集还原过程挥发得到的单质锌,单质锌在第二烟道52中遇到冷风而被重新氧化成氧化锌粉尘,从而实现氧化锌粉尘的回收。
如图2所示,为本发明实施例中处理锌浸出渣的方法流程示意图。包括如下步骤:
A、锌浸出渣的预焙烧处理
锌浸出渣经烘干、破碎后经由进料装置1送入预焙烧装置2中,在1000~1200℃的温度下预焙烧15~35min,得到氧化铅粉尘和经除铅的焙烧后物料。该预焙烧反应的条件既有利于锌浸出渣中含铅物相的分解,又有利于预焙烧过程所生成的氧化铅粉尘的挥发。优选的,预焙烧的温度为1050~1150℃,预焙烧时间为25~30min。
预焙烧过程得到的氧化铅粉尘经由第一烟道23排出进行收集,得到的焙烧后物料经由出料装置3送入加料器51中。其中,锌浸出渣经预焙烧后铅的挥发率达到96.5%以上。除铅后得到的焙烧后物料中,铅含量降低至0.5%以下。
本发明选用的锌浸出渣的成分及质量含量为:全铁含量25~27%,锌含量15~22%,铅含量3~4%。还可选用锌浸出渣的成分及质量含量为:全铁含量22~25%,锌含量3~6%,铅含量2~6%。
作为本发明优选的实施例,将锌浸出渣破碎至粒度为3mm以下。将锌浸出渣破碎至该粒度范围再进行预焙烧反应时,既有利于氧化铅的挥发,达到第一步回收铅的目的,同时又能够增大还原过程中与还原剂的接触面积,促进还原反应的进行。更优选的,将锌浸出渣破碎至粒度为1~2mm。
B、还原剂输送
还原剂通过还原剂输送装置4送入加料器51中,其中,所加入的还原剂的质量占锌浸出渣质量的5~20%。优选的,还原剂的质量占锌浸出渣质量的10~20%。
本发明中,还原剂为碳质还原剂,选用无烟煤,优选兰炭。作为本发明优选的实施例,首先将还原剂破碎至粒度在1mm以下。该粒度范围内的还原剂能够与焙烧后物料进行充分接触,促进还原反应的进行。更优选的,将还原剂破碎至粒度为0.5~1mm。
还原剂与焙烧后物料在搅拌螺旋510的搅拌作用下均匀混合,并经由进料口送入还原装置5中。焙烧后物料本身含有的余热能够为还原反应的进行提供一部分热量,因此可以节省还原过程的能耗。
还原剂与焙烧后物料的混合时间为5~8min,能够保证物料的均匀混合,以及热量的充分传递。
C、锌浸出渣预焙烧后进行还原
焙烧后物料与还原剂在还原装置5中发生还原反应,并控制还原反应的温度为1000~1300℃,还原时间为30~60min。在该还原反应条件下,既能保证焙烧后物料中锌和铁物相的充分还原,分别实现锌和铁的分离回收,又能较好的避免能量的浪费。优选的,控制还原反应温度为1150~1250℃,还原时间为40~55min。
还原反应过程中,锌浸出渣中锌的氧化物被还原为单质锌,挥发进入第二烟道52,遇到冷风而被重新氧化成氧化锌粉尘,进而在第二烟道52中收集回收氧化锌粉尘。同时,还原反应过程还会得到富含金属铁的还原物料,经出料口排出后经磨矿磁选或熔分分离后得到金属铁和尾渣。
其中,经过还原反应使得焙烧后物料中锌的挥发率达到97%以上。氧化锌粉尘中氧化锌的含量达到98.68%以上,铅含量小于0.09%,有利于后续对氧化锌粉尘进行浸出提锌。并且,还原物料经磨矿磁选或熔分分离后得到的金属铁的铁品位和回收率均在95%以上。
实施例1
本实施例中,锌浸出渣的成分及质量含量为:全铁含量25.65%,锌含量20.02%,铅含量3.05%。将锌浸出渣破碎至粒度为1~2mm的占80wt%以上。在温度为1050℃的条件下将锌浸出渣预焙烧25min,得到氧化铅粉尘和焙烧后物料。氧化铅粉尘由第一烟道进行收集回收。其中,铅的挥发率达到96.80%。
选用兰炭作为还原剂,兰炭的成分及质量含量为:固定碳含量80.62%、挥发分含量6.82%、灰分含量9.65%、水分含量0.82%、硫含量0.48%。将兰炭破碎至粒度为0.5~1mm的质量比为80%以上。
将焙烧后物料和兰炭分别送入加料器中进行搅拌混合,兰炭的质量为锌浸出渣质量的12%。焙烧后物料和兰炭混合均匀后送入还原装置中,在1150℃的温度条件下还原40min,得到氧化锌粉尘和含金属铁的还原物料。氧化锌粉尘通过第二烟道进行收集回收。还原物料进行熔分分离,得到金属铁。
还原过程中,锌的挥发率为97.50%。氧化锌粉尘中氧化锌含量达到98.90%,铅含量小于0.085%。金属铁的全铁品位为95.25%,回收率为95.88%。
实施例2
本实施例中,锌浸出渣的成分及质量含量为:全铁含量26.28%,锌含量21.96%,铅含量3.86%。将锌浸出渣破碎至粒度为1~2mm的占80wt%以上。在温度为1100℃的条件下将锌浸出渣预焙烧30min,得到氧化铅粉尘和焙烧后物料。氧化铅粉尘由第一烟道进行收集回收。其中,铅的挥发率达到97.56%。
选用实施例1中使用的兰炭作为还原剂,将兰炭破碎至粒度为0.5~1mm的质量比为80%以上。
将焙烧后物料和兰炭分别送入加料器中进行搅拌混合,兰炭的质量为锌浸出渣质量的15%。焙烧后物料和兰炭混合均匀后送入还原装置中,在1250℃的温度条件下还原50min,得到氧化锌粉尘和含金属铁的还原物料。氧化锌粉尘通过第二烟道进行收集回收。还原物料进行熔分分离,得到金属铁。
还原过程中,锌的挥发率为98.22%。氧化锌粉尘中氧化锌含量达到98.98%,铅含量小于0.053%。金属铁的全铁品位为96.85%,回收率为96.62%。
实施例3
本实施例中,锌浸出渣的成分及质量含量为:全铁含量23.32%,锌含量3.28%,铅含量4.26%。将锌浸出渣破碎至粒度为1~2mm的占80wt%以上。在温度为1100℃的条件下将锌浸出渣预焙烧30min,得到氧化铅粉尘和焙烧后物料。氧化铅粉尘由第一烟道进行收集回收。其中,铅的挥发率达到98.02%。
选用实施例1中使用的兰炭作为还原剂,将兰炭破碎至粒度为0.5~1mm的质量比为80%以上。
将焙烧后物料和兰炭分别送入加料器中进行搅拌混合,兰炭的质量为锌浸出渣质量的15%。焙烧后物料和兰炭混合均匀后送入还原装置中,在1250℃的温度条件下还原50min,得到氧化锌粉尘和含金属铁的还原物料。氧化锌粉尘通过第二烟道进行收集回收。还原物料进行熔分分离,得到金属铁。
还原过程中,锌的挥发率为98.54%。氧化锌粉尘中氧化锌含量达到98.70%,铅含量小于0.06%。金属铁的全铁品位为96.56%,回收率为97.02%。
最后应说明的是:显然,上述实施例仅仅是为清楚地说明本发明所作的举例,而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说,在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引申出的显而易见的变化或变动仍处于本发明的保护范围之中。
Claims (10)
1.一种处理锌浸出渣的系统,其特征在于,所述系统包括进料装置、预焙烧装置、出料装置、还原剂输送装置、还原装置;
所述进料装置具有锌浸出渣出口;
所述预焙烧装置具有锌浸出渣入口、焙烧后物料出口,在所述预焙烧装置的顶部设置有第一烟道;所述进料装置的锌浸出渣出口与所述预焙烧装置的锌浸出渣入口连接;在所述预焙烧装置的锌浸出渣入口处设置有第一挡板;
所述出料装置具有焙烧后物料入口、焙烧后物料出口;所述出料装置的焙烧后物料入口与所述预焙烧装置的焙烧后物料出口连接;在所述预焙烧装置的焙烧后物料出口处设置有第二挡板;
所述还原剂输送装置具有还原剂入口、还原剂出口;
所述还原装置具有进料口、出料口和第二烟道,所述进料口分别与所述出料装置的焙烧后物料出口和所述还原剂输送装置的还原剂出口连接;所述进料口处设置有加料器,所述加料器中设置有搅拌螺旋;所述第二烟道位于所述还原装置的顶部。
2.根据权利要求1所述的系统,其特征在于,所述第一挡板和所述第二挡板与垂直方向的夹角均为30~45°。
3.根据权利要求1所述的系统,其特征在于,所述出料装置向下倾斜,且与竖直方向的夹角为15~30°。
4.根据权利要求1所述的系统,其特征在于,所述加料器向下倾斜,且与水平方向的夹角为2~3°。
5.一种利用权利要求1-4任一所述的系统处理锌浸出渣的方法,其特征在于,所述方法包括步骤:
A、将锌浸出渣经由所述进料装置送入所述预焙烧装置中,在1000~1200℃的温度下进行预焙烧,得到氧化铅粉尘和经除铅的焙烧后物料,其中,所述氧化铅粉尘经由所述第一烟道排出进行收集,所述焙烧后物料经由所述出料装置送入所述加料器中;
B、还原剂通过所述还原剂输送装置送入所述加料器中,所述还原剂与焙烧后物料在所述搅拌螺旋的搅拌作用下均匀混合,并经由进料口送入所述还原装置中进行还原反应;
C、所述焙烧后物料与所述还原剂在1000~1300℃的温度下发生还原反应,得到的氧化锌粉尘经由所述第二烟道排出收集,同时,得到富含金属铁的还原物料。
6.根据权利要求5所述的方法,其特征在于,所述锌浸出渣的粒度≤3mm。
7.根据权利要求5所述的方法,其特征在于,所述还原剂添加的质量占所述锌浸出渣质量的5~20%。
8.根据权利要求5所述的方法,其特征在于,所述还原剂的粒度≤1mm。
9.根据权利要求5所述的方法,其特征在于,所述预焙烧的温度为1050~1150℃。
10.根据权利要求5所述的方法,其特征在于,所述还原反应的温度为1150~1250℃。
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CN112746175A (zh) * | 2020-12-29 | 2021-05-04 | 浙江遂昌汇金有色金属有限公司 | 锡铅渣可循环高纯炼锡装置及其工艺 |
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- 2017-08-01 CN CN201710648669.5A patent/CN107641715A/zh active Pending
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