CN111440957A - 处理锌精矿和锌渣的系统及方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了处理锌精矿和锌渣的系统及方法,系统包括:混料单元、悬浮熔炼炉和电热还原炉,所述混料单元具有锌精矿入口、锌渣入口、熔剂入口和混合料出口,所述悬浮熔炼炉设有辅助燃烧器、物料喷嘴、含氧气体喷枪、熔炼烟气出口和高锌渣出口,所述物料喷嘴与所述混合料出口相连;所述电热还原炉设有高锌渣入口、电极、还原剂喷枪、含锌蒸汽出口、排渣口和金属熔体出口,所述高锌渣入口与所述高锌渣出口通过保温溜槽相连。由此,采用该系统可以实现锌精矿和锌渣的短流程和低能耗处理,并且铅、铁、银、铟、锗等有价金属均得到综合回收,而且锌元素具有较高的直收率。
Description
技术领域
本发明属于冶金领域,具体涉及一种处理锌精矿和锌渣的系统及方法。
背景技术
金属锌是国民经济建设中重要的基础金属原材料。锌消费主要在镀锌、锌合金、黄铜、化工等领域,其广泛应用于建筑、交通运输、机械制造和电子等行业。目前,锌冶炼以湿法流程为主,锌精矿经焙烧或其他手段处理后进行浸出,得到硫酸锌溶液经净液、电解沉积得到阴极锌片,经锌熔铸得到Zn99.995锌锭。该流程工序较多、过程复杂、投资巨大、能耗偏高,单电积工序的吨锌直流电耗就达到3000kWh。最重要的是,湿法过程产生大量的浸出渣、铁渣等,其产出率超过50%,这些渣均属于危险废物,需进行无害化处理,又造成了大量的能源消耗并带来了新的污染。
鼓风炉、竖罐和电炉是目前仅存的火法炼锌工艺,能耗普遍较高。鼓风炉、竖罐对原料成分要求较高、备料过程复杂;电炉需控制炉内气氛和温度,防止铁的大量还原;三种火法炼锌工艺锌直收率较低,鼓风炉、电炉渣含锌高,锌总回收率低。目前,除单台鼓风炉的产能可达10万吨锌/年以上,竖罐和电炉的单系列产能仅为几千吨/年,完全无法满足现代化大工业生产的要求。
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处理锌精矿和锌渣的系统及方法,采用该系统可以实现锌精矿和锌渣的短流程和低能耗处理,并且铅、铁、银、铟、锗等有价金属均得到综合回收,而且锌元素具有较高的直收率。
在本发明的一个方面,本发明提出了一种处理锌精矿和锌渣的系统。根据本发明的实施例,所述系统包括:
混料单元,所述混料单元具有锌精矿入口、锌渣入口、熔剂入口和混合料出口;
悬浮熔炼炉,所述悬浮熔炼炉设有辅助燃烧器、物料喷嘴、含氧气体喷枪、熔炼烟气出口和高锌渣出口,所述物料喷嘴与所述混合料出口相连;
电热还原炉,所述电热还原炉设有高锌渣入口、电极、还原剂喷枪、含锌蒸汽出口、排渣口和金属熔体出口,所述高锌渣入口与所述高锌渣出口通过保温溜槽相连。
根据本发明实施例的处理锌精矿和锌渣的系统,通过设置悬浮熔炼炉和电热还原炉,并且悬浮熔炼炉上的高锌渣出口与电热还原炉上的高锌渣入口通过保温溜槽相连,同时在悬浮熔炼炉设置辅助燃烧器和含氧气体喷枪,在电热还原炉设置电极、还原剂喷枪和含锌蒸汽出口,将锌精矿和锌渣与熔剂在混料单元中混合后的混合料供给至悬浮熔炼炉中,混合料发生脱硫以及熔化,得到含硫熔炼烟气,而混合料中的SiO2参与造渣,形成的熔融高锌渣直接通过保温溜槽进入电热还原炉进行还原,降低电热还原炉内的能耗,改善了作业环境,并且可以控制电热还原炉内还原空间在较高的温度,实现锌的高效彻底还原,提高锌的直收率和回收率,并且大部分铟、锗等随锌蒸汽挥发得到富集,得到锌蒸汽浓度高的含锌蒸汽,同时可将铁、铅等还原,得到含铅铁的金属熔体,实现含锌物料的综合利用。具体的,本申请的单台处理锌精矿和锌渣的系统的锌精矿的处理能力满足1~20万吨等各种规模。
另外,根据本发明上述实施例的处理锌精矿和锌渣的系统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,所述悬浮熔炼炉为竖式炉体。
在本发明的一些实施例中,上述系统进一步包括:碳质燃料喷枪,所述碳质燃料喷枪设在所述悬浮熔炼炉上。由此,可以提高悬浮熔炼炉内熔炼效率。
在本发明的一些实施例中,上述系统进一步包括:余热回收-除尘-制酸单元,所述余热回收-除尘-制酸单元设有熔炼烟气入口和酸液出口,所述熔炼烟气入口与所述熔炼烟气出口相连。由此,可以实现熔炼烟气的资源化利用。
在本发明的一些实施例中,上述系统进一步包括:冷凝单元,所述冷凝单元设有含锌蒸汽入口、粗锌出口、粗铅出口和烟气出口,所述含锌蒸汽入口与所述含锌蒸汽出口相连;净化单元,所述净化单元设有烟气入口和煤气出口,所述烟气入口与所述烟气出口相连,所述煤气出口与所述碳质燃料喷枪入口相连。由此,可以实现系统物料的资源化利用。
在本发明的再一个方面,本发明提出了一种采用上述所述的系统处理锌精矿和锌渣的方法。根据本发明的实施例,所述方法包括:
(1)将锌精矿、锌渣和熔剂供给至所述混料单元进行混合,以便得到混合料;
(2)将所述混合料通过所述物料喷嘴喷入到所述悬浮熔炼炉,使得所述混合料在所述悬浮熔炼炉与含氧气体进行氧化熔炼,得到熔炼烟气和高锌渣;
(3)将所述高锌渣供给至所述电热还原炉与还原剂接触进行还原处理,以便得到含锌蒸汽、金属熔体和炉渣。
根据本发明实施例的处理锌精矿和锌渣的方法,将锌精矿和锌渣与熔剂在混料单元中混合后的混合料供给至悬浮熔炼炉中,混合料发生脱硫以及熔化,得到含硫熔炼烟气,而混合料中的SiO2参与造渣,形成的熔融高锌渣直接通过保温溜槽进入电热还原炉进行还原,降低电热还原炉内的能耗,改善了作业环境,并且可以控制电热还原炉内还原空间在较高的温度,实现锌的高效彻底还原,提高锌的直收率和回收率,并且大部分铟、锗等随锌蒸汽挥发得到富集,得到锌蒸汽浓度高的含锌蒸汽,同时可将铁、铅等还原,得到含铅铁的金属熔体,实现含锌物料的综合利用。具体的,本申请的单台处理锌精矿和锌渣的系统的锌精矿的处理能力满足1~20万吨等各种规模。
另外,根据本发明上述实施例的处理锌精矿和锌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,在步骤(1)中,所述锌精矿为选自硫化锌精矿和铅锌复合矿中的至少之一。
在本发明的一些实施例中,在步骤(1)中,所述熔剂为硅质熔剂、钙质熔剂和铁质熔剂中的至少之一。
在本发明的一些实施例中,在步骤(1)中,所述混合料中铁硅质量比为1.0~1.5或钙硅质量比为0.3~0.5。
在本发明的一些实施例中,在步骤(2)中,所述氧化熔炼的温度为1150~1400℃。
在本发明的一些实施例中,在步骤(2)中,所述含氧气体中氧气体积浓度不低于80%。
在本发明的一些实施例中,在步骤(2)中,采用碳质燃料喷枪向所述悬浮熔炼炉供给碳质燃料进行补热。
在本发明的一些实施例中,在步骤(3)中,所述还原剂为选自焦炭、煤气和天然气中的至少之一。
在本发明的一些实施例中,在步骤(3)中,所述还原处理的温度为1200~1600℃。
在本发明的一些实施例中,上述方法进一步包括:(4)将所述熔炼烟气供给至余热回收-除尘-制酸单元经余热回收和除尘后进行制酸。由此,可以实现熔炼烟气的资源化利用。
在本发明的一些实施例中,上述方法进一步包括:(5)将所述含锌蒸汽供给至冷凝单元进行冷凝,以便得到粗锌、粗铅和烟气;(6)将所述烟气供给至净化单元进行净化,以便得到煤气,并将所述煤气供给至所述悬浮熔炼炉作为所述碳质燃料使用。由此,可以实现系统物料的资源化利用。
本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出,部分将从下面的描述中变得明显,或通过本发明的实践了解到。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解,其中:
图1是根据本发明一个实施例的处理锌精矿和锌渣的系统结构示意图;
图2是根据本发明一个实施例的处理锌精矿和锌渣的系统中悬浮熔炼炉的B-B图;
图3是根据本发明一个实施例的处理锌精矿和锌渣的系统中电热还原炉的A-A图;
图4是根据本发明再一个实施例的处理锌精矿和锌渣的系统结构示意图;
图5是根据本发明又一个实施例的处理锌精矿和锌渣的系统结构示意图;
图6是根据本发明一个实施例的处理锌精矿和锌渣的方法流程示意图;
图7是根据本发明再一个实施例的处理锌精矿和锌渣的方法流程示意图;
图8是根据本发明又一个实施例的处理锌精矿和锌渣的方法流程示意图;
图9是根据本发明又一个实施例的处理锌精矿和锌渣的方法流程示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例,所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至少一个该特征。在本发明的描述中,“多个”的含义是至少两个,例如两个,三个等,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,除非另有明确的限定。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。
在本发明的一个方面,本发明提出了一种处理锌精矿和锌渣的系统。参考图1,该系统包括混料单元100、悬浮熔炼炉200和电热还原炉300。
根据本发明的实施例,参考图1,混料单元100具有锌精矿入口101、锌渣102、熔剂入口103和混合料出口104,且适于将锌精矿、锌渣和熔剂进行混合,以便得到混合料。具体的,所述锌精矿为选自硫化锌精矿和铅锌复合矿中的至少之一;所述锌渣为湿法锌浸出渣;所述熔剂为硅质熔剂、钙质熔剂和铁质熔剂中的至少之一;优选的,所述混合料中铁硅质量比为1.0~1.5或钙硅质量比为0.3~0.5。
根据本发明的实施例,参考图1-2,悬浮熔炼炉200设有辅助燃烧器201、物料喷嘴202、含氧气体喷嘴203、熔炼烟气出口204和高锌渣出口205,优选的,辅助燃烧器201设在悬浮熔炼炉200的顶部(辅助燃烧器201仅在开炉烘炉和停炉保温时使用),物料喷嘴202也设在悬浮熔炼炉200的顶部,含氧气体喷枪203设在悬浮熔炼炉200的顶部,熔炼烟气出口204设在悬浮熔炼炉200的顶部和/侧壁。具体的,将上述混合后的混合料经物料喷嘴202供给至悬浮熔炼炉200中,同时通过含氧气体喷枪203仅向悬浮熔炼炉200喷吹含氧气体(含氧气体中氧气体积浓度不低于80%,维持悬浮熔炼炉200温度为1150~1400℃),使得含氧气体与锌精矿中部分组成燃烧进行供热进行氧化熔炼,混合料发生高效氧化脱硫,得到含硫的熔炼烟气(熔炼烟气中二氧化硫体积浓度不低于10%),而混合料中的SiO2参与造渣,形成的熔融高锌渣(高锌渣含锌25~60wt%,并且高锌渣的渣型为ZnO-FeO-SiO2型、ZnO-FeO-SiO2-CaO型、ZnO-FeO-SiO2-CaO-ZnO型)直接进入电热还原炉300。
进一步地,本领域技术人员可以根据实际需要对悬浮熔炼炉200的炉型进行选择,优选悬浮熔炼炉200采用竖式炉体。同时,可以根据实际需要在悬浮熔炼炉200上设置碳质燃料喷枪(未示出)向悬浮熔炼炉200喷吹碳质燃料参与燃烧为悬浮熔炼炉200补热,优选的碳质燃料可以是天然气、粉煤和高热值煤气中的至少之一,并且本领域技术人员可以根据实际需要对碳质燃料喷枪的具体布置位置进行选择,例如设置在悬浮熔炼炉200的顶部,同时在悬浮熔炼炉200顶部上可以设置多个含氧气体喷枪203,并且多个含氧气体喷枪203在悬浮熔炼炉200的顶部对称布置。优选的,物料喷嘴202和含氧气体喷枪203连通,即利用含氧气体为载气将物料喷吹至悬浮熔炼炉200内。
根据本发明的实施例,参考图1和3,电热还原炉300上设有高锌渣入口301、电极302、还原剂喷枪303、含锌蒸汽出口304、排渣口305和金属熔体出口306。优选的,高锌渣入口301设在电热还原炉300的侧壁的底部,并且高锌渣入口301与高锌渣出口205通过高温溜槽21相连,电极302从电热还原炉300顶部伸入到电热还原炉300内,还原剂喷枪303设在电热还原炉300的顶部;含锌蒸汽出口304设在电热还原炉300的顶部;排渣口305设在电热还原炉300底部;金属熔体出口306设在电热还原炉300底部。具体的,电热还原炉300在电极302的加热下维持温度为1200~1600℃(在温度为1200~1350℃,铅在电热还原炉还原得到粗铅,大部分铟、锗等随锌蒸汽挥发得到富集,而将作业温度提高至约1450~1600℃,可由炉内放出生铁,并且电热还原炉作业温度的增加,有利于锌、铟、锗等更高效的还原挥发),并且通过还原剂喷枪303向电热还原炉300内喷吹还原剂(焦炭和/或天然气),同时悬浮熔炼炉200内形成的熔融高锌渣直接进入电热还原炉300与还原剂接触进行还原,高锌渣中大部分铟、锗等随锌蒸汽挥发得到富集。得到的含锌蒸汽由设在电热还原炉300的含锌蒸汽出口304排出后进入冷凝系统生产粗锌,同时在电热还原炉300可将高锌渣中的铁、铅等还原得到含铁铅的金属熔体,而剩余炉渣(炉渣含锌0.1~1wt%)由位于电热还原炉300底部的排渣口305排出,水碎后外卖给建材企业生产水泥等建筑材料,而金属熔体从设在电热还原炉300底部的金属熔体出口306排出。需要说明的是,本申请电热还原炉300的排渣口305和金属熔体出口306可以是同一个口或单独两个口,本领域技术人员可以根据实际需要进行设置,此处不再赘述。
进一步地,电热还原炉300上设有多个电极302,并且多个电极302在电热还原炉300上均匀分布。由此,可以保证电热还原炉内温度均匀。并且电热还原炉300上根据锌挥发的工艺特点,设计良好的炉体密封结构,而悬浮熔炼炉200和电热还原炉300各部位根据需要采用不同的冷却方式,同时,采用整体弹性骨架炉型,以保证炉体寿命。
根据本发明实施例的处理锌精矿和锌渣的系统,通过设置悬浮熔炼炉和电热还原炉,并且悬浮熔炼炉上的高锌渣出口与电热还原炉上的高锌渣入口通过保温溜槽相连,同时在悬浮熔炼炉设置辅助燃烧器和含氧气体喷枪,在电热还原炉设置电极、还原剂喷枪和含锌蒸汽出口,将锌精矿和锌渣与熔剂在混料单元中混合后的混合料供给至悬浮熔炼炉中,混合料发生脱硫以及熔化,得到含硫熔炼烟气,而混合料中的SiO2参与造渣,形成的熔融高锌渣直接通过保温溜槽进入电热还原炉进行还原,降低电热还原炉内的能耗,改善了作业环境,并且可以控制电热还原炉内还原空间在较高的温度,实现锌的高效彻底还原,提高锌的直收率和回收率,并且大部分铟、锗等随锌蒸汽挥发得到富集,得到锌蒸汽浓度高的含锌蒸汽,同时可将铁、铅等还原,得到含铅铁的金属熔体,实现含锌物料的综合利用。具体的,本申请的单台处理锌精矿和锌渣的系统的锌精矿的处理能力满足1~20万吨等各种规模。
进一步地,参考图4,上述处理锌精矿和锌渣的系统还包括:余热回收-除尘-制酸单元400,该余热回收-除尘-制酸单元400设有熔炼烟气入口401和酸液出口402,熔炼烟气入口401与熔炼烟气出口204相连,且适于将上述悬浮熔炼炉200得到的含硫熔炼烟气进行余热回收和除尘,使得熔炼烟气余热得以回收利用,而剩余气体含有三氧化硫气体等进入到制酸体系进行制酸,从而实现熔炼烟气的资源化利用。具体的,余热回收-除尘-制酸单元300为依次相连的余热回收装置、除尘装置和制酸装置组成,例如余热回收装置可以采用余热锅炉,除尘过程采用电除尘。需要说明的是,该制酸过程为现有技术中的常规操作,此处不再赘述。
进一步地,参考图5,上述处理锌精矿和锌渣的系统还包括:冷凝单元500和净化单元600。
根据本发明的实施例,冷凝单元500设有含锌蒸汽入口501、粗锌出口502、粗铅出口503和烟气出口504,含锌蒸汽入口501与含锌蒸汽出口303相连,且适于将上述电热还原炉300得到的含锌蒸汽进行冷凝,以便得到粗锌、粗铅和烟气。需要说明的是,本领域技术人员可以根据实际需要对冷凝过程的具体操作条件进行选择,只要能够实现锌和铅的分离即可,此处不再赘述。
根据本发明的实施例,净化单元600设有烟气入口601和煤气出口602,烟气入口601与烟气出口504相连,煤气出口602与碳质燃料喷枪入口(未示出)相连,且适于将上述冷凝后得到的烟气进行净化,得到煤气,并将该煤气供给至悬浮熔炼炉200上的碳质燃料喷枪作为碳质燃料使用。由此,实现烟气的资源化利用。需要说明的是,本领域技术人员可以根据实际需要对烟气净化过程的具体操作进行选择,此处不再赘述。
在本发明的再一个方面,本发明提出了一种利用上述系统实施处理锌精矿和锌渣的方法。根据本发明的实施例,参考图6,该方法包括:
S100:将锌精矿、锌渣和熔剂供给至混料单元进行混合
该步骤中,将锌精矿、锌渣和熔剂供给至混料单元进行混合,以便得到混合料。具体的,所述锌精矿为选自硫化锌精矿和铅锌复合矿中的至少之一;所述锌渣为湿法锌浸出渣;所述熔剂为硅质熔剂、钙质熔剂和铁质熔剂中的至少之一;优选的,所述混合料中铁硅质量比为1.0~1.5或钙硅质量比为0.3~0.5。
S200:将步骤S100得到的混合料通过物料喷嘴供给至悬浮熔炼炉
该步骤中,将上述锌精矿与锌渣和熔剂混合后的混合料经物料喷嘴201供给至悬浮熔炼炉200,同时通过含氧气体喷枪203仅向悬浮熔炼炉200喷吹含氧气体(含氧气体中氧气体积浓度不低于80%,维持悬浮熔炼炉200温度为1150~1400℃),使得含氧气体与锌精矿中部分组成燃烧进行供热进行氧化熔炼,混合料发生高效氧化脱硫,得到含硫的熔炼烟气(熔炼烟气中二氧化硫体积浓度不低于10%),而混合料中的SiO2参与造渣,形成的熔融高锌渣(高锌渣含锌25~60wt%,并且高锌渣的渣型为ZnO-FeO-SiO2型、ZnO-FeO-SiO2-CaO型、ZnO-FeO-SiO2-CaO-ZnO型)直接进入电热还原炉300。
进一步地,可以根据实际需要通过设置在悬浮熔炼炉200上的碳质燃料喷枪向悬浮熔炼炉200喷吹碳质燃料参与燃烧为悬浮熔炼炉200补热,优选的碳质燃料可以是天然气、粉煤和高热值煤气中的至少之一。
S300:将高锌渣供给至电热还原炉与还原剂接触进行还原处理
该步骤中,将射流熔炼炉200内形成的熔融高锌渣通过高温溜槽21直接供给至电热还原炉300内,在电极302的加热下维持温度为1200~1600℃(在温度为1200~1350℃,铅在电热还原炉还原得到粗铅,大部分铟、锗等随锌蒸汽挥发得到富集,而将作业温度提高至约1450~1600℃,可由炉内放出生铁,并且电热还原炉作业温度的增加,有利于锌、铟、锗等更高效的还原挥发),并且通过还原剂喷枪303向电热还原炉300内喷吹还原剂(焦炭和/或天然气),使得悬浮熔炼炉200内形成的熔融高锌渣直接进入电热还原炉300与还原剂接触进行还原,高锌渣中大部分铟、锗等随锌蒸汽挥发得到富集。得到的含锌蒸汽由设在电热还原炉300的含锌蒸汽出口304排出后进入冷凝系统生产粗锌,同时在电热还原炉300可将高锌渣中的铁、铅等还原得到含铁铅的金属熔体,而剩余炉渣(炉渣含锌0.1~1wt%)由位于电热还原炉300底部的排渣口305排出,水碎后外卖给建材企业生产水泥等建筑材料,而金属熔体从设在电热还原炉300底部的金属熔体出口306排出。
根据本发明实施例的处理锌精矿和锌渣的方法,将锌精矿和锌渣与熔剂在混料单元中混合后的混合料供给至悬浮熔炼炉中,混合料发生脱硫以及熔化,得到含硫熔炼烟气,而混合料中的SiO2参与造渣,形成的熔融高锌渣直接通过保温溜槽进入电热还原炉进行还原,降低电热还原炉内的能耗,改善了作业环境,并且可以控制电热还原炉内还原空间在较高的温度,实现锌的高效彻底还原,提高锌的直收率和回收率,并且大部分铟、锗等随锌蒸汽挥发得到富集,得到锌蒸汽浓度高的含锌蒸汽,同时可将铁、铅等还原,得到含铅铁的金属熔体,实现含锌物料的综合利用。具体的,本申请的单台处理锌精矿和锌渣的系统的锌精矿的处理能力满足1~20万吨等各种规模。
进一步地,参考图7,上述处理锌精矿和锌渣的方法还包括:
S400:将熔炼烟气供给至余热回收-除尘-制酸单元经余热回收和除尘后进行制酸
该步骤中,将上述步骤S200的悬浮熔炼炉200得到的含硫熔炼烟气供给至余热回收-除尘-制酸单元经余热回收和除尘后进行制酸,使得含硫熔炼烟气余热得以回收利用,而剩余气体含有三氧化硫气体等进入到制酸体系进行制酸,从而实现熔炼烟气的资源化利用。具体的,余热回收-除尘-制酸单元400为依次相连的余热回收装置、除尘装置和制酸装置组成,例如余热回收装置可以采用余热锅炉,除尘过程采用电除尘。需要说明的是,该制酸过程为现有技术中的常规操作,此处不再赘述。
进一步地,参考图8,上述处理锌精矿和锌渣的方法还包括:
S500:将含锌蒸汽供给至冷凝单元进行冷凝
该步骤中,将上述电热还原炉300得到的含锌蒸汽供给至冷凝单元进行冷凝,以便得到粗锌、粗铅和烟气。需要说明的是,本领域技术人员可以根据实际需要对冷凝过程的具体操作条件进行选择,只要能够实现锌和铅的分离即可,此处不再赘述。
S600:将烟气供给至净化单元进行净化,并将煤气供给至悬浮熔炼炉
该步骤中,将上述冷凝后得到的烟气进行净化,得到煤气,并将该煤气供给至悬浮熔炼炉200上的碳质燃料喷枪作为碳质燃料使用。由此,实现烟气的资源化利用。需要说明的是,本领域技术人员可以根据实际需要对烟气净化过程的具体操作进行选择,此处不再赘述。
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
参考图9,将锌精矿(含Zn:50.3wt%)、熔剂(FeO、SiO2和CaO)和锌渣(含Zn:17.7wt%)按照质量比为7:2:1配料后干燥筛分,得到的混合料与工业纯氧一起由悬浮熔炼炉的顶部的物料喷嘴喷入悬浮熔炼炉内,然后使混合料与氧气进行氧化熔炼(温度为1200℃),得到含硫熔炼烟气和高锌渣,得到的含硫熔炼烟气经余热锅炉降温、电除尘器收尘后送烟气制酸,得到的高锌渣的渣型为ZnO-FeO-SiO2型、ZnO-FeO-SiO2-CaO型、ZnO-FeO-SiO2-CaO-ZnO型,然后将上述熔融的高锌渣通过保温溜槽放入电热还原炉,同时在加热电极的加热作用及还原剂焦炭的还原作用下进行电热还原(温度为1250℃),得到含锌蒸汽和炉渣,含锌蒸汽包括锌蒸汽、铅蒸汽和CO,该含锌蒸汽进行冷凝得到粗锌、粗铅和煤气。
实施例2
与实施例1的区别在于:电热还原炉的熔炼温度为1350℃。
实施例3
与实施例1的区别在于:电热还原炉的熔炼温度为1450℃,电热还原炉内得到含锌蒸汽、炉渣和含铁熔体。
实施例4
与实施例3的区别在于:电热还原炉的熔炼温度为1550℃。
实施例5
与实施例3的区别在于:电热还原炉的熔炼温度为1600℃。
实施例6
与实施例1的区别在于:锌精矿改为铅锌复合矿(含Zn:28.3wt%,含Pb:25.3wt%),电热还原炉得到含锌蒸汽、炉渣和含铅熔体。
实施例7
与实施例6的区别在于:电热还原炉的熔炼温度为1350℃。
实施例8
与实施例6的区别在于:电热还原炉的熔炼温度1450℃,电热还原炉得到含锌蒸汽、炉渣和含铅铁熔体。
实施例9
与实施例8的区别在于:电热还原炉的熔炼温度为1550℃。
实施例10
与实施例8的区别在于:电热还原炉的熔炼温度为1600℃。
实施例1至5中锌精矿的熔炼方法中锌元素和铁元素的回收率见表1。
表1
比较实施例1-5可知,将电热还原炉的温度限定在本申请范围内有利于进一步提高金属锌和铁的回收率。
实施例6至10铅锌复合矿的熔炼方法中锌元素、铅元素和铁元素的回收率见表2。
表2
比较实施例6-10可知,将电热还原炉的温度限定在本申请范围内有利于进一步提高金属锌、铅和铁的回收率。
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须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)
1.一种处理锌精矿和锌渣的系统,其特征在于,包括:
混料单元,所述混料单元具有锌精矿入口、锌渣入口、熔剂入口和混合料出口;
悬浮熔炼炉,所述悬浮熔炼炉设有辅助燃烧器、物料喷嘴、含氧气体喷枪、熔炼烟气出口和高锌渣出口,所述物料喷嘴与所述混合料出口相连;
电热还原炉,所述电热还原炉设有高锌渣入口、电极、还原剂喷枪、含锌蒸汽出口、排渣口和金属熔体出口,所述高锌渣入口与所述高锌渣出口通过保温溜槽相连。
2.根据权利要求1所述的处理锌精矿和锌渣的系统,其特征在于,所述悬浮熔炼炉为竖式炉体。
3.根据权利要求1或2所述的处理锌精矿和锌渣的系统,其特征在于,进一步包括:
碳质燃料喷枪,所述碳质燃料喷枪设在所述悬浮熔炼炉上。
4.根据权利要求1所述的处理锌精矿和锌渣的系统,其特征在于,进一步包括:
余热回收-除尘-制酸单元,所述余热回收-除尘-制酸单元设有熔炼烟气入口和酸液出口,所述熔炼烟气入口与所述熔炼烟气出口相连。
5.根据权利要求3所述的处理锌精矿和锌渣的系统,其特征在于,进一步包括:
冷凝单元,所述冷凝单元设有含锌蒸汽入口、粗锌出口、粗铅出口和烟气出口,所述含锌蒸汽入口与所述含锌蒸汽出口相连;
净化单元,所述净化单元设有烟气入口和煤气出口,所述烟气入口与所述烟气出口相连,所述煤气出口与所述碳质燃料喷枪入口相连。
6.一种采用权利要求1-5中任一项所述的系统,其特征在于,包括:
(1)将锌精矿、锌渣和熔剂供给至所述混料单元进行混合,以便得到混合料;
(2)将所述混合料通过所述物料喷嘴喷入到所述悬浮熔炼炉,使得所述混合料在所述悬浮熔炼炉与含氧气体进行氧化熔炼,得到熔炼烟气和高锌渣;
(3)将所述高锌渣供给至所述电热还原炉与还原剂接触进行还原处理,以便得到含锌蒸汽、金属熔体和炉渣。
7.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,在步骤(1)中,所述锌精矿为选自硫化锌精矿和铅锌复合矿中的至少之一;
任选的,在步骤(1)中,所述熔剂为硅质熔剂、钙质熔剂和铁质熔剂中的至少之一;
任选的,在步骤(1)中,所述混合料中铁硅质量比为1.0~1.5或钙硅质量比为0.3~0.5。
8.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,在步骤(2)中,所述氧化熔炼的温度为1150~1400℃;
任选的,在步骤(2)中,所述含氧气体中氧气体积浓度不低于80%;
任选的,在步骤(2)中,采用碳质燃料喷枪向所述悬浮熔炼炉供给碳质燃料进行补热;
任选的,在步骤(3)中,所述还原剂为选自焦炭、煤气和天然气中的至少之一;
任选的,在步骤(3)中,所述还原处理的温度为1200~1600℃。
9.根据权利要求8所述的方法,其特征在于,进一步包括:
(4)将所述熔炼烟气供给至余热回收-除尘-制酸单元经余热回收和除尘后进行制酸。
10.根据权利要求9所述的方法,其特征在于,进一步包括:
(5)将所述含锌蒸汽供给至冷凝单元进行冷凝,以便得到粗锌、粗铅和烟气;
(6)将所述烟气供给至净化单元进行净化,以便得到煤气,并将所述煤气供给至所述悬浮熔炼炉作为所述碳质燃料使用。
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