CN111118303A - 一种氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，将氧压浸出锌冶炼固废渣干燥至含水15％以下，再将固废渣利用造粒机造粒。然后与石灰石、石英石及还原煤混合后送往富氧侧吹炉。将物料融化，熔炼时向炉内鼓入富氧空气，完成造硫、造渣等化学反应。渣中的硫生成SO2，通过烟气管道进入制酸系统生产工业硫酸；熔融的炉渣采用烟化炉吹炼，烟尘产出次氧化锌产品，烟化炉渣无害化处理。本发明解决了锌氧压浸出过程中产出的冶炼固废堆存、运输困难、浸出渣中有价金属无法回收等问题，实现了锌氧压浸出冶炼固废无害化处理。具有可回收铅、锌、铟、锗、银等有价金属、能制备工业级次氧化锌产品、工艺流程简单且有价金属回收率高、能耗低等优点。
Description
技术领域
本发明涉及氧压浸出锌冶炼固废综合回收技术领域，具体涉及一种氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，属于氧压浸出锌冶炼固废处理技术领域。
背景技术
氧压浸出锌冶炼过程中产生大量固废，主要有净化渣、硫浮选尾矿渣、熔硫过滤渣，此类渣属于国家危险废物，废物类别为HW48有色金属冶炼废物。氧压浸出锌冶炼产生的冶炼固废量大约是锌锭产量的62％-75％，产生的冶炼固废物量很大，此类渣储存仓库需做“三防”处理，运输困难。常规的湿法锌冶炼固废渣处理有回转窑焙烧法、富氧低吹熔炼法、顶吹奥斯麦特熔炼法等。但是氧压浸出锌冶炼产出的固废渣中硫的物相主要是单质硫和硫酸盐，单质硫占总硫大约85％，熔炼法处理过程中要加入还原煤用以回收铅、铜等金属，大量的单质硫反应不彻底导致进入烟气中影响下一步处理。常规的锌金属渣和氧压浸出渣存在较大区别。如专利CN102321806A公开了一种富氧侧吹炉处理锌浸出渣的冶炼方法，该方法利用富氧侧吹炉实现了常规湿法锌冶炼产生的固废处理，但由于氧压浸出锌冶炼产生的固废中单质硫含量高，用该方法难以实现氧压浸出锌冶炼固废渣的处理及有价金属的综合回收。并且利用处理常规湿法锌冶炼方法处理氧压浸出锌冶炼固废渣存在问题有：炉体温度难以维持、固废渣中有价金属富集困难等。因此，目前处理氧压浸出锌冶炼固废渣常常和含铅物料进行配比后再熔炼，实现固废渣的处理，如专利CN101985695A公开了一种氧气底吹炉高比例处理锌浸出渣的方法，该方法采用铅精矿配入锌浸出渣；专利CN102321806B公开了一种氧压浸出尾矿渣的处理方法，该方法是利用锌氧压浸出尾矿渣代替硫金砂配入铅精矿中，利用侧吹炉熔炼。另外，利用回转窑处理氧压浸出锌冶炼固废渣存在能耗高、有价金属难以回收利用，产生的烟尘二氧化硫浓度低不能制酸，若采用脱硫装置却难以满足环保要求等缺点。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对现有技术的缺陷，提供一种不需要加入铅精矿、含高铅、锌等物料进行配比，能耗低、所应用的设备使用寿命长的氧压浸出锌冶炼(固废渣)制备次氧化锌的方法。
为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，其特征在于：按以下步骤进行，
1)、将氧压浸出锌冶炼固废渣干燥至含水wt15％以下，再利用造粒机造粒，粒径大小为10-15mm；
2)、将步骤1)中得到的固废渣同石英石、石灰石(石英石及石灰石作为熔剂)及还原煤混合，其中固废渣量：石英石量：石灰石量：还原煤量＝1：0.05-0.09：0.03-0.08：0.13-0.2，可根据渣型及烟尘含单质硫的量在范围内调整；熔炼渣中FeO与SiO2百分含量比达不到1.8时可补入黄铁矿调整渣型。
3)、将步骤2)中配好的物料输送至富氧侧吹炉，熔炼过程产生烟尘进入布袋收尘，将该部分烟尘返回至富氧侧吹炉，烟气二氧化硫浓度＞8％(体积浓度)，进入制酸系统产出工业硫酸，熔炼渣进入烟化炉；侧出炉工艺控制条件为：炉温1000-1300℃，富氧浓度65-85％；熔炼渣渣型为FeO-CaO-SiO2三元渣型，较优渣型为：熔炼渣中FeO/SiO2＝1.8-2.1，CaO/SiO2＝0.45-0.55(质量比或者百分含量比)；
4)、将步骤3)中的熔炼渣输送至烟化炉中进行吹炼还原，吹炼期间补充粉煤；烟化炉产出的烟尘通过布袋收尘后产出次氧化锌，烟气脱硫后排放；熔炼渣量：粉煤量＝1：0.2-0.4，粉煤粒径为-200目以下，含水1％以下；烟化炉控制条件为：炉温1150-1250℃。
在步骤1)中，氧压浸出锌冶炼固废渣包括：氧压浸出冶炼过程产出的硫浮选尾矿渣、熔硫过滤渣、净化铜镉渣、净化镍钴渣，其成分含量如表1：
表1.氧压浸出锌冶炼固废渣成分含量
在步骤2)中其中固废渣量：石英石量：石灰石量：还原煤量＝1：0.05-0.09：0.03-0.08：0.13-0.2，可根据渣型及烟尘含单质硫的量在范围内调整。熔炼渣中FeO与SiO2百分含量比达不到1.8时可补入黄铁矿调整渣型。
在步骤3)中，含硫烟气进入制酸系统采用两转两吸工艺技术制备工业硫酸。
在步骤3)中，侧吹炉烟气含二氧化硫体积浓度＞8％，烟浓不够时配入硫精矿或者黄铁矿以提高烟浓。
在步骤4)中，烟化炉烟气含二氧化硫体积浓度＜0.13％，以满足脱硫装置要求。
本发明可达到以下优点：第一，可解决由于氧压浸出锌冶炼产生的固废中单质硫含量高，大量的单质硫反应不彻底导致进入烟气中影响下一步处理，从而导致氧压浸出锌冶炼固废渣难以处理等问题；第二，本发明针对的原料只是氧压浸出锌冶炼固废渣，不需要加入铅精矿、含高铅、锌等物料进行配比；第三，本发明冶炼设备采用富氧侧吹炉，具有能耗低、使用寿命长等优点。能达到以上优点主要是因为：该工艺采用富氧侧吹炉+烟化+制酸工艺，氧压浸出渣在富氧侧吹炉内熔炼过程中，根据本发明的物料配比及渣型控制，使得硫的脱除率达到99.6％，该范围内的还原煤量既能保证氧压浸出锌冶炼固废渣中金属的还原，也能避免SO2还原为单质S。另外，采用富氧侧吹炉，氧气浓度高达65％-85％，能保证富氧侧吹炉中的控制温度，不需要加入铅精矿、高铅、高锌物料等进行配比。控制渣型为FeO/SiO2＝1.8-2.1，CaO/SiO2＝0.45-0.55(质量比或者百分含量比)，在该渣型范围内，能避免炉砖腐蚀严重而降低使用寿命。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图通过具体实施例对本发明做进一步说明：
实施例1，投入氧压浸出锌冶炼固废尾矿渣287t，其含量为：含Zn为4％，Cu0.为13％，Fe为26％，Pb为0.8％，S为14％。配入石英石17t，石灰石17t，还原煤57t。按以下步骤进行，
1)、将氧压浸出锌冶炼固废渣干燥至含水wt15％以下，再利用造粒机造粒，粒径大小为10-15mm；
2)、将步骤1)中完成的固废渣同石英石、石灰石、还原煤等混合，其中固废渣量：石英石量：石灰石量：还原煤量为1:0.059:0.059:0.2；
3)、将步骤2)中配好的物料输送至富氧侧吹炉，熔炼过程产生烟尘进入布袋收尘，将该部分烟尘返回至富氧侧吹炉，含硫烟气二氧化硫浓度＞8％(体积浓度)，进入制酸系统产出工业硫酸。熔炼渣进入烟化炉。侧出炉工艺控制条件为：炉温1165℃，富氧浓度为：80％；
4)、将步骤3)中的熔炼渣输送至烟化炉中进行吹炼还原，吹炼期间补充粉煤。烟化炉产出的烟尘通过布袋收尘后产出次氧化锌，烟气脱硫后排放。熔炼渣量：粉煤量＝1:0.2-0.4，粉煤粒径-200目以下，含水1％以下。烟化炉控制条件为：炉温：1150-1250℃。
结果：产出次氧化锌17.22t，含锌45％。
实施例2，投入氧压浸出锌冶炼固废熔硫过滤渣310t，其含量为：含Zn为8％，Cu为0.13％，Fe为6％，Pb为0.6％，S为53％。配入石英石17.9t，石灰石12.4t，还原煤42t。按以下步骤进行，
1)、将氧压浸出锌冶炼固废渣干燥至含水wt15％以下，再利用造粒机造粒，粒径大小为10-15mm；
2)、将步骤1)中完成的固废渣同石英石、石灰石、还原煤等混合，其中固废渣量：石英石量：石灰石量：还原煤量为1:0.057:0.04:0.135；
3)、将步骤2)中配好的物料输送至富氧侧吹炉，熔炼过程产生烟尘进入布袋收尘，将该部分烟尘返回至富氧侧吹炉，含硫烟气二氧化硫浓度＞8％(体积浓度)，进入制酸系统产出工业硫酸。熔炼渣进入烟化炉。侧出炉工艺控制条件为：炉温1200℃，富氧浓度为：80％；
4)、将3)中的熔炼渣输送至烟化炉中进行吹炼还原，吹炼期间补充粉煤。烟化炉产出的烟尘通过布袋收尘后产出次氧化锌，烟气脱硫后排放。熔炼渣量：粉煤量＝1:0.2-0.4，粉煤粒径-200目以下，含水1％以下。烟化炉控制条件为：炉温：1150℃-1250℃。
结果：产出次氧化锌49.82t，含锌44.8％。
实施例3，投入氧压浸出锌冶炼固废净化铜镉渣320t，其含量为：含Zn为16.2％，Cu为9.3％，Fe为0.56％，Pb为1.2％，S为0.54％。因铜镉渣中含Fe、S较少，因此需配入黄铁矿以确保熔炼炉渣渣型。配入石英石24t，石灰石20.8t，还原煤49.6t、黄铁矿100t，按以下步骤进行，
1)、将氧压浸出锌冶炼固废渣干燥至含水wt15％以下，再利用造粒机造粒，粒径大小为10-15mm；
2)、将步骤1)中完成的固废渣同石英石、石灰石、还原煤等混合，其中固废渣量：石英石量：石灰石量：还原煤量为1:0.075:0.065:0.155；
3)、将步骤2)中配好的物料输送至富氧侧吹炉，熔炼过程产生烟尘进入布袋收尘，将该部分烟尘返回至富氧侧吹炉，含硫烟气二氧化硫浓度＞8％(体积浓度)，进入制酸系统产出工业硫酸。熔炼渣进入烟化炉。侧出炉工艺控制条件为：炉温1300℃，富氧浓度为：65％；
4)、将步骤3)中的熔炼渣输送至烟化炉中进行吹炼还原，吹炼期间补充粉煤。烟化炉产出的烟尘通过布袋收尘后产出次氧化锌，烟气脱硫后排放。熔炼渣量：粉煤量＝1:0.2-0.4，粉煤粒径-200目以下，含水1％以下。烟化炉控制条件为：炉温：1150-1250℃。
结果：产出次氧化锌103.68t，含锌45％。
实施例4，投入氧压浸出锌冶炼固废净化镍钴渣290t，其含量为：含Zn为46.23％，Cu为3.4％，Fe为0.53％，Pb为1.44％，S为7.59％。因镍钴渣中含Fe、S较少，因此需配入黄铁矿以确保熔炼炉渣渣型。配入石英石26.1t，石灰石23.2t，还原煤52.2t，黄铁矿113t。按以下步骤进行，
1)、将氧压浸出锌冶炼固废渣干燥至含水wt15％以下，再利用造粒机造粒，粒径大小为10-15mm；
2)、将步骤1)中完成的固废渣同石英石、石灰石、还原煤等混合，其中固废渣量：石英石量：石灰石量：还原煤量为1:0.09:0.08:0.18；
3)、将步骤2)中配好的物料输送至富氧侧吹炉，熔炼过程产生烟尘进入布袋收尘，将该部分烟尘返回至富氧侧吹炉，含硫烟气二氧化硫浓度＞8％(体积浓度)，进入制酸系统产出工业硫酸。熔炼渣进入烟化炉。侧出炉工艺控制条件为：炉温1250℃，富氧浓度为：85％；
4)、将3)中的熔炼渣输送至烟化炉中进行吹炼还原，吹炼期间补充粉煤。烟化炉产出的烟尘通过布袋收尘后产出次氧化锌，烟气脱硫后排放。熔炼渣量：粉煤量＝1:0.2-0.4，粉煤粒径-200目以下，含水1％以下。烟化炉控制条件为：炉温：1150℃-1250℃。
结果：产出次氧化锌269.33t，含锌44.8％。
以上已将本发明做一详细说明，以上所述，仅为本发明之较佳实施例而已，当不能限定本发明实施范围，即凡依本申请范围所作均等变化与修饰，皆应仍属本发明涵盖范围内。
Claims (7)
1.一种氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，其特征在于：按以下步骤进行，
1)、将氧压浸出锌冶炼固废渣干燥至含水wt15％以下，再利用造粒机造粒，粒径大小为10-15mm；
2)、将步骤1)中得到的固废渣同石英石、石灰石及还原煤混合，其中固废渣量：石英石量：石灰石量：还原煤量＝1：0.05-0.09：0.03-0.08：0.13-0.2，根据渣型及烟尘含单质硫的量在范围内调整；熔炼渣中FeO与SiO2百分含量比达不到1.8时补入黄铁矿调整渣型；
3)、将步骤2)中配好的物料输送至富氧侧吹炉，熔炼过程产生烟尘进入布袋收尘，将该部分烟尘返回至富氧侧吹炉，烟气二氧化硫浓度＞8％(体积浓度)，进入制酸系统产出工业硫酸，熔炼渣进入烟化炉；
4)、将步骤3)中的熔炼渣输送至烟化炉中进行吹炼还原，吹炼期间补充粉煤；烟化炉产出的烟尘通过布袋收尘后产出次氧化锌，烟气脱硫后排放；熔炼渣量：粉煤量＝1：0.2-0.4，粉煤粒径为-200目以下，含水1％以下；烟化炉控制条件为：炉温1150-1250℃。
2.根据权利要求1所述的氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，其特征在于：在步骤1)中，氧压浸出锌冶炼固废渣包括：氧压浸出冶炼过程产出的硫浮选尾矿渣、熔硫过滤渣、净化铜镉渣、净化镍钴渣，其成分含量如表1：
表1.氧压浸出锌冶炼固废渣成分含量
3.根据权利要求1所述的氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，其特征在于：在步骤3)中，熔炼渣渣型为FeO-CaO-SiO2三元渣型，较优渣型为：熔炼渣中FeO/SiO2＝1.8-2.1，CaO/SiO2＝0.45-0.55，两者的比值为质量比或者百分含量比。
4.根据权利要求1所述的氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，其特征在于：在步骤3)中，含硫的烟气进入制酸系统采用两转两吸工艺技术制备工业硫酸。
5.根据权利要求1任一项所述的氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，其特征在于：侧出炉工艺控制条件为：炉温1000-1300℃，富氧浓度65-85％。
6.根据权利要求1任一项所述的氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，其特征在于：在步骤3)中侧吹炉烟气含二氧化硫体积浓度＞8％，烟浓不够时配入硫精矿或者黄铁矿以提高烟浓。
7.根据权利要求1任一项所述的氧压浸出锌冶炼固废渣制备次氧化锌的方法，其特征在于：在步骤4)中烟化炉烟气含二氧化硫体积浓度＜0.13％，以满足脱硫装置要求。
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