CN111621646A - 一种锌浮渣回收利用方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种锌浮渣回收利用方法，包括以下步骤：将锌浮渣球磨后筛分，得到包含单质锌的筛下物；将筛下物在400℃~500℃温度下焙烧，得到焙烧物料；将焙烧物料冷却后浸出，得到含锌浸出液；对含锌浸出液电解，得到含锌阴极产物；将含锌阴极产物中的锌剥离，得到高纯锌。本发明的锌浮渣回收利用方法通过将含锌筛下物焙烧后，将含锌筛下物中的单质锌氧化为氧化锌，氧化锌与浸出液的反应容易程度显著高于单质锌与浸出液的反应容易程度，能够大幅度提高筛下物中锌的浸出率，浸出率可以达到99%以上。

Description

一种锌浮渣回收利用方法
技术领域
本发明属于资源回收技术领域，更具体地讲，涉及一种锌浮渣回收利用方法。
背景技术
现有的炼锌厂，每生产1吨锌锭会产出大约38kg锌浮渣。对于每年产十万吨锌锭的冶炼厂，每年要产出大约3800t的锌浮渣，回收利用价值巨大。
目前，现有处理锌浮渣的主要工序是：对锌浮渣球磨筛分后，将筛分后粒径较大的粗锌直接进行熔铸，将粒径较小的锌灰脱氯后直接酸法浸出。对于现有处理锌浮渣的工序，主要存在以下技术问题：
(1)锌灰中主要含有的物质为氧化锌、单质锌和氯化锌，在氨法电锌工艺中，由于单质锌与浸出液中氨反应不够彻底，会影响锌的浸出，造成锌的回收率低；
(2)锌浮渣中含有约1-3％的氯，经球磨筛分后，氯基本存在于锌灰中，在酸法电锌工艺中，含氯过高会影响湿法系统的持续稳定；
(3)在锌灰浸出过程中出现了大量的副产物，现有技术中并没有实现对副产物的回收再利用；
(4)由于锌浮渣中杂质的存在，回收制备得到的锌锭纯度较低。
发明内容
针对现有技术中存在的不足，本发明的目的之一在于解决上述现有技术中存在的一个或多个问题。例如，本发明的目的之一在于提供一种可大幅度提高锌浮渣中锌回收率的方法。
本发明的一方面提供了一种锌浮渣回收利用方法，可以包括以下步骤：将锌浮渣球磨后筛分，得到包含单质锌的筛下物；对筛下物焙烧处理，得到焙烧物料；将焙烧物料冷却后浸出，得到含锌浸出液；对含锌浸出液电解，得到含锌阴极产物；将含锌阴极产物中的锌剥离，得到高纯锌。
本发明的另一方面提供了一种锌浮渣连续循环回收利用方法，可以包括以下步骤：将锌浮渣球磨后筛分，得到包含单质锌的筛下物以及大粒径筛上物；将筛下物焙烧处理得到焙烧物料；将焙烧物料冷却后浸出，压滤，得到第一含锌浸出液以及第一浸出渣；对第一含锌浸出液电解，得到含锌阴极产物；将含锌阴极产物中的锌剥离，熔锌处理，得到锌锭和副产物锌浮渣；以副产物锌浮渣为原料重复球磨后筛分至将含锌阴极产物中的锌剥离的步骤，实现锌浮渣的连续循环回收利用。
具体来讲，本发明对锌浮渣的回收主要包括将锌浮渣筛分后分为筛上物和筛下物。筛上物直接用于熔锌工序进行熔铸。筛下物主要包括单质锌、氯化锌、氧化锌以及少量的杂质金属。筛下物经过焙烧后，氯化锌挥发，减少浸出过程中的氯元素；单质锌变为氧化锌，单质锌变为氧化锌后，锌浸出变得更为容易，浸出效率更高，浸出率得到有效提升；杂质金属变为了氧化物，杂质金属氧化后能够在浸出渣中进行富集后回收利用。
本发明对锌浮渣进行焙烧后再进行浸出、电解的原理包括：
首先，锌浮渣中主要包含的物质是单质锌和氧化锌，还包含有少量的氯化锌。对于单质锌和氧化锌在浸出液中的浸出反应式为：
ZnO+2NH4 ++2NH3·H2O＝Zn(NH3)4 2++4H2O (1)
在50℃时，反应(1)的标准吉普斯自由能ΔrGm θ＝-69.265kJ·mol-1。
Zn+2NH4 ++2NH3·H2O＝Zn(NH3)4 2++H2+2H2O (2)
在50℃时，反应(2)的标准吉普斯自由能ΔrGm θ＝-18.517kJ·mol-1。
对比反应(1)和反应(2)的标准吉普斯自由能，反应(1)的标准吉普斯自由能明显小于反应(2)的标准吉普斯自由能，表明反应(1)的反应更容易进行。将单质锌氧化为氧化锌后再浸出，能够提高锌元素的浸出率。
其次，氯化锌的熔点在290℃左右。锌浮渣中含有少量的氯化铵，在焙烧温度下，氯化铵会分解为气体，氯化锌会熔化。氯化铵生成的气体以及筛下物焙烧过程中产生的烟气会夹带熔化的氯化锌从锌浮渣中分离出去，可以实现筛下物中的氯元素的去除。
最后，锌浮渣中含有少量的杂质，例如，铁、铅以及镉等。焙烧过程能够将铁、铅以及镉等氧化成氧化物。铁、铅以及镉等氧化物能够在浸出过程中被浸出液中残留的单质锌置换，变成单质铁、铅以及镉后进入到浸出渣，再浸出渣中富集后回收利用，可以减少浸出液中的杂质含量，提高锌锭的纯度，实现杂质金属的回收。
与现有技术相比，本发明的有益效果至少包括以下中的至少一项：
(1)本发明的锌浮渣回收利用方法以及锌浮渣连续循环回收利用方法通过将含锌筛下物焙烧后，将含锌筛下物中的单质锌氧化为氧化锌，氧化锌与浸出液的反应容易程度显著高于单质锌与浸出液的反应容易程度，能够大幅度提高筛下物中锌的浸出率，浸出率可以达到99％以上；
(2)本发明的锌浮渣回收利用方法以及锌浮渣连续循环回收利用方法通过将含锌筛下物焙烧后，由于氯化锌的熔点较低，很大部分在焙烧过程中被除去，能够减少浸出液中的氯元素，提高浸出过程的稳定性；
(3)本发明的锌浮渣连续循环回收利用方法能够实现对回收过程中产生的副产物再次利用，实现锌浮渣回收的绿色环保循环产业链；
(4)本发明的锌浮渣回收利用方法以及锌浮渣连续循环回收利用方法制备得到的产品锌纯度高，可以达到99.99％以上。
附图说明
通过下面结合附图进行的描述，本发明的上述和其他目的和特点将会变得更加清楚，其中：
图1示出了本发明一个示例性实施例的锌浮渣连续循环回收利用方法流程框图。
具体实施方式
在下文中，将结合附图和示例性实施例详细地描述根据本发明的一种锌浮渣回收利用方法。
本发明的一方面提供了一种锌浮渣回收利用方法。在本发明的锌浮渣回收利用方法的一个示例性实施例中，回收利用方法可以包括：
S100，将锌浮渣球磨后筛分，得到包含单质锌的筛下物。
以上，锌浮渣中主要包括单质锌、氧化锌和氯化锌。例如，锌浮渣中可以包含40％～48％的单质锌、45％～49％的氧化锌以及2％～3％的氯化锌。具体地，锌浮渣中可以包括47％的单质锌、48％的氧化锌以及2.5％的氯化锌，其它为不可避免的杂质以及少量氯化铵，例如，杂质可以为铁、铅以及镉等。
对锌浮渣进行球磨的目的在于将大块的锌浮渣打散以及使表面的氧化锌分离，便于后续的筛分处理。
球磨后的锌浮渣经筛分后可以得到粒径较大的筛上物以及粒径较小的筛下物。粒径较大的筛上物锌颗粒纯度较高，可以直接用于熔锌工序后进行铸锭或者将筛上物堆积后再单独熔铸。由于筛下物含有的氯元素较高，并且筛下物主要含有的物质是单质锌，在氨法电解制锌工艺中，单质锌的浸出率较低，需要对筛下物做进一步处理。筛下物中含有的单质锌可以占锌浮渣总锌质量的10％～15％。例如，筛下物中单质锌的可以占锌浮渣总锌质量的12％。
球磨的参数可以设置为球料比为(9～11):1，球磨的时间可以为2～5小时，球磨的转速可以为20～30r/min。在球磨过程中，可以使用直径为1cm、3cm以及5cm的钢球在3:4:3的配比条件下进行球磨。例如，球磨的参数可以设置为球料比为10:1，球磨的时间可以为3小时，球磨的转速可以为23r/min。筛分可以使用50～70目的筛网进行筛分。例如，可以使用目数为60目的筛网进行筛分。通过设置上述的球磨参数与筛分目数相互配合，一方面，球磨使锌浮渣的粒径更细的同时被筛分后作为筛下物浸出，颗粒直径更细，与浸出液接触的面积更大，使锌的回收率得到进一步的提升，可以使锌的浸出率提高5～8％百分点；另一方面，不会使锌浮渣含有的大块的锌粒被完全球磨为细小物料后进入筛下物，在筛上物和筛下物的区分之间获得一个较好的平衡
S200，将筛下物在400℃～500℃温度下焙烧，得到焙烧物料。
由于筛下物中含有大量的氯元素和单质锌。氯元素主要是与锌元素结合生成氯化锌。在焙烧过程中，一方面，由于氯化锌的沸点低于单质锌的熔点和沸点，在焙烧下，氯化锌会随着烟气挥发后脱离焙烧物料中。经过焙烧后可以大量减少焙烧物料中氯元素含量。挥发后的氯化锌可以使用布袋除尘器收集。另一方面，焙烧后，筛下物中的单质锌会氧化为氧化锌，在后续的浸出过程中，氧化锌的浸出效率明显高于单质锌的浸出效率，将筛下物焙烧后能够很大程度的提高锌的浸出率。
进一步的，在S400对锌浸出液进行电解的工程中，当电解液中的氯元素浓度过低时，可以将挥发后的氯化锌作为原料加入电解液中以维持电解液系统的稳定性。
S300，将焙烧物料冷却后浸出，压滤，得到含锌浸出液。
焙烧物料可以使用氨浸法浸出。
S400，对含锌浸出液电解，得到含锌阴极产物。
S500，将含锌阴极产物中的锌剥离，得到高纯锌。
进一步地，对于S200，对筛下物焙烧处理可以在鼓风的条件下焙烧，例如，鼓入空气的条件下焙烧。焙烧可以包括：将筛下物在400℃～500℃温度下焙烧0.5小时以上，得到焙烧物料。对于设置焙烧温度在400℃～500℃，可以快速的促进单质锌的氧化。若焙烧的温度超过500℃，单质锌氧化的速度变化并不明显，还会进一步增加能耗；若焙烧的温度低于400℃，单质锌氧化的速度太低，单质锌的氧化不够充分，导致生成效率低。更进一步地，将筛下物在420℃～480℃且持续搅拌的条件下焙烧0.5小时～1小时，得到焙烧物料，能够在节约焙烧时间的同时使单质锌充分氧化。为了使焙烧更加充分，单质锌的氧化更加彻底，可以在焙烧的同时对筛下物进行搅拌。例如，可以将筛下物加入焙烧炉中，升温到450℃下，鼓风搅拌焙烧0.5～1小时，搅拌的转速可以控制在5r/min～20r/min。例如，搅拌的转速可以为15r/min。
上述焙烧过程可以在配置有布袋除尘器的焙烧炉中进行，在焙烧过程中，氯化锌和少量的氧化锌会挥发后收集在布袋除尘器中。对于布袋除尘器收集的氯化锌和少量的氧化锌可以再加入浸出液中进行浸出。
进一步地，对于S300，在焙烧后，焙烧物料可以连续进入冷却机中进行冷却。冷却后的焙烧物料温度可以是30～50℃。冷却后焙烧物料的浸出可以在浸出罐内进行。可以通过螺旋给料机连续补入冷却后的焙烧物料到浸出罐内。连续补料的速度可以为0.1～1t/h，例如，补料速度可以为0.5t/h。
浸出焙烧物料的浸出液可以为包含浓度3.5mol/L～5mol/L氯化铵与0.1mol/L～1mol/L液态氨的浸出液。此时，可以形成Zn(Ⅱ)-NH3-NH4Cl-H2O体系。在上述设置的氯化铵和液态氨浓度下，能够保证浸出速率较快，并且此时锌离子饱和浓度在30g/l～50g/l，能够保证第一含锌浸出液制液量较低，提升生产效率。氯化铵超过设置范围的上限，容易形成锌氨络合物结晶，堵塞管道，影响生产生产。浸出液总的氨浓度太高，容易导致氨气逸散，恶化操作环境，浸出液中的PH升高后，氨气挥发速度过快，增加液氨消耗。浸出液总的氨浓度太低，会影响浸出率，降低浸出速度。例如，浸出液可以为浓度4.0mol/L的氯化铵与0.6mol/L液态氨浸出液。浸出的温度可以是30～70℃，浸出的时间可以是1～3小时。再例如，浸出的温度可以是48℃，浸出的时间可以是2小时。在浸出过程中，可以连续在浸出罐中补充浸出液。浸出液补充的流量可以为35m3/h～200m3/h，在此补充流量下可以确保浸出过程连续不间断进行。在传统的浸出过程中，采用间断式生产方法，原辅料投入浸出罐后，开始计时搅拌，反应时间达到后，开始压滤，中间停顿时间较长。本发明在浸出过程中连续补入浸出液，能够实现连续浸出过程，并且在连续浸出过程中，避免了投料、压滤中断时间，极大的提高生产效率，效率提升了30％～50％。例如，浸出液补充的流量可以为120m3/h。在浸出完成后，浸出液中的含锌浓度可以是45～55g/l，例如，浸出液含锌浓度可以为50g/l。
进一步地，压滤可以在压力为0.8～1.2MPa以及1600～2000目的滤网下进行。例如，可以在压力为1.1MPa以及1800目的滤网下进行压滤。一方面，在电解锌过程中，需要加入有机物添加剂，有机物的分子颗粒大，设置上述的压滤条件可以进一步过滤净化浸出液中的有机物和悬浮液，使浸出后的液体干净，有助于电解过程电流效率，提升阴极锌片质量；另一方面，筛下物的颗粒细，压滤过程可彻底过滤固体颗粒物，设置0.8～1.2MPa的压力可以保证压滤速度
进一步地，对于S400，对于含锌浸出液的电解，可以以惰性材料为阳极，金属板为阴极进行电解。例如，可以以石墨板为阳极板，铝板(压延铝板)作为阴极板进行电解。阳极板与阴极板之间的间距可以设置在8～12cm之间，例如，可以设置在10cm。电解的电流密度可以设置为200～500A/m2，电积时间24～48h，直流电耗为2500-2800kW·h/t，含锌浸出液的PH控制在4.5-6.5。例如，电解的电流密度可以设置为350A/m2，电积时间35h，直流电耗为2700kW·h/t，含锌浸液的PH控制在5.2。
为了使浸出和电解形成一个连续不间断过程，浸出过程中，可以持续补充浸出液。持续补充浸出液的流量可以为35-200m3/h，浸出完成后的含锌浸出液持续注入电解液中的流量可以为35-200m3/h。
进一步地，对于S500，在阴极片上将电解得到锌片剥离后可以得到高纯锌。高纯锌的纯度可以达到99.99％以上。例如，可以将锌片剥离后进入熔锌工序，熔锌工序中产生的锌浮渣可以再次作为球磨筛分的原料进行循环再利用。
本发明的另一方面提供了一种锌浮渣连续循环回收利用方法。在锌浮渣连续循环回收利用方法的一个示例性实施例中，如图1所示，循环回收利用方法可以包括：
S01，将锌浮渣球磨后筛分，得到包含单质锌的筛下物以及大粒径筛上物。
对于大粒径筛上物可以直接加入到正在进行熔锌的阴极产物锌中，大粒径筛上物直接熔锌处理后可以得到锌锭，可以实现对于大粒径筛上物的循环利用。
S02，对筛下物焙烧处理，得到焙烧物料。该S02与以上所述的S200焙烧工艺参数可以一样。
S03，将焙烧物料冷却后浸出，压滤，得到第一含锌浸出液以及第一浸出渣。
S04，对第一浸出渣洗渣处理，得到第二浸出渣和第二含锌浸出液。
S05，对第一含锌浸出液和第二含锌浸出液混合物电解，得到含锌阴极产物。
S06，将含锌阴极产物中的锌剥离，熔锌处理后，得到锌锭和副产物锌浮渣。
S07，将副产物锌浮渣重复进行S01至S06，完成锌浮渣的连续循环回收利用。
进步一地，循环回收利用方法还包括在得到第一浸出渣后，对第一浸出渣进行洗渣处理，得到第二浸出渣和第二含锌浸出液。第二含锌浸出液可以加入到第一含锌浸出液中，混合后再进行电解处理，可以实现对第二含锌浸出液的回收利用。
进一步地，筛下物中含有的杂质金属，例如铁、铅以及镉在焙烧过程中氧化为氧化物。筛下物中的单质锌在焙烧过程中是不可能被完全氧化的，残余有少量的单质锌。氧化物杂质在浸出过程中被还原后进入第一浸出渣中。第一浸出渣洗渣后，金属杂质进入第二浸出渣。将第一浸出渣重新焙烧、浸出后进行富集，例如，按质量百分比计，直到第二浸出渣中含铁高于0.5％，含铅高于0.1％，镉高于0.15％后，将第二浸出渣作为原料对金属单质进行回收。
需要说明的是，本发明的锌浮渣连续循环回收利用方法与锌浮渣回收利用方法中涉及对相同工序和产品的处理是相同的。例如，S01与S100球磨筛分的方法及实施参数可以是一样的，S02与的S200焙烧工艺参数设置的可以是一样，后续的浸出、电解涉及的参数以及工序也可以是一样的。
为了更好地理解本发明的上述示例性实施例，下面结合具体示例对其进行进一步说明。
示例1
步骤1，取锌浮渣300kg，球磨，经60目筛网筛分，得到筛上物块状明锌60kg，筛下物锌灰240kg。并对筛下物的含量进行检测。
步骤2，将筛下物锌灰放入焙烧炉，升温至400℃，在5r/min的转速下鼓风焙烧1h，得到焙烧物料，并对焙烧物料中的氧化锌含量以及氯元素含量进行检测。
步骤3，配置含氯化铵4mol/l和氨0.8mol/l的浸出液，将焙烧物料冷却到30℃后，以50kg/h速度将焙烧物料连续补入浸出罐，并以流速35m3/h连续补入浸出液至浸出罐中进行筛下物锌灰连续浸出，浸出时间2h，过滤，得到含锌浸出液。
步骤4，将含锌浸出液以流速35m3/h补进电解液循环池中进行电解。以石墨板作为阳极，铝板作为阴极，阳极板与阴极板之间的距离为8cm，电流密度为400A/m2，电解时间为43h，控制电解液的pH在6.4的条件下进行电解。阴极上的锌片剥离后熔锌，得到锌锭。
对比例1
步骤1，取锌浮渣300kg，球磨，经60目筛网筛分，得到筛上物块状明锌60kg，筛下物锌灰240kg。
步骤2，配置含氯化铵4mol/l和氨0.8mol/l的浸出液，将筛下物锌灰以50kg/h速度连续补入浸出罐，并以流速35m3/h连续补入浸出液至浸出罐中进行筛下物锌灰连续浸出，浸出时间2h，过滤，得到含锌浸出液。
步骤3，将含锌浸出液以流速35m3/h补进电解液循环池中进行电解。以石墨板作为阳极，铝板作为阴极，阳极板与阴极板之间的距离为8cm，电流密度为400A/m2，电解时间为43h，控制电解液的pH在6.4的条件下进行电解。阴极上的锌片剥离后熔锌，得到锌锭。
示例2
步骤1，取锌浮渣300kg，球磨，经55目筛网筛分，得到筛上物块状明锌63kg，筛下物锌灰237kg。并对筛下物的含量进行检测。
步骤2，将筛下物锌灰放入焙烧炉，升温至450℃，在20r/min的转速下鼓风焙烧0.75h，得到焙烧物料，并对焙烧物料中的氧化锌含量以及氯元素含量进行检测。
步骤3，配置含氯化铵3.1mol/l和氨0.15mol/l的浸出液，将焙烧物料冷却到45℃后，以50kg/h速度将焙烧物料连续补入浸出罐，并以流速102m3/h连续补入浸出液至浸出罐中进行筛下物锌灰连续浸出，浸出时间3h，过滤，得到含锌浸出液。
步骤4，将含锌浸出液以流速102m3/h补进电解液循环池中进行电解。以石墨板作为阳极，铝板作为阴极，阳极板与阴极板之间的距离为12cm，电流密度为498A/m2，电解时间为27h，控制电解液的pH在6.4的条件下进行电解。阴极上的锌片剥离后熔锌，得到锌锭。
对比例2
步骤1，取锌浮渣300kg，球磨，经55目筛网筛分，得到筛上物块状明锌63kg，筛下物锌灰237kg。
步骤2，配置含氯化铵3.1mol/l和氨0.15mol/l的浸出液，将筛下物以50kg/h速度连续补入浸出罐，并以流速102m3/h连续补入浸出液至浸出罐中进行筛下物锌灰连续浸出，浸出时间3h，过滤，得到含锌浸出液。
步骤3，将含锌浸出液以流速102m3/h补进电解液循环池中进行电解。以石墨板作为阳极，铝板作为阴极，阳极板与阴极板之间的距离为12cm，电流密度为498A/m2，电解时间为27h，控制电解液的pH在6.4的条件下进行电解。阴极上的锌片剥离后熔锌，得到锌锭。
示例3
步骤1，取锌浮渣300kg，球磨，经70目筛网筛分，得到筛上物块状明锌55kg，筛下物锌灰245kg。并对筛下物的含量进行检测。
步骤2，将筛下物锌灰放入焙烧炉，升温至500℃，在12r/min的转速下鼓风焙烧0.5h，得到焙烧物料，并对焙烧物料中的氧化锌含量以及氯元素含量进行检测。
步骤3，配置含氯化铵4mol/l和氨0.8mol/l的浸出液，将焙烧物料冷却到30℃后，以50kg/h速度将焙烧物料连续补入浸出罐，并以流速35m3/h连续补入浸出液至浸出罐中进行筛下物锌灰连续浸出，浸出时间2h，过滤，得到含锌浸出液。
步骤4，将含锌浸出液以流速35m3/h补进电解液循环池中进行电解。以石墨板作为阳极，铝板作为阴极，阳极板与阴极板之间的距离为10cm，电流密度为400A/m2，电解时间为38h，控制电解液的pH在5.2的条件下进行电解。阴极上的锌片剥离后熔锌，得到锌锭。
对比例3
步骤1，取锌浮渣300kg，球磨，经70目筛网筛分，得到筛上物块状明锌55kg，筛下物锌灰245kg。
步骤2，配置含氯化铵4mol/l和氨0.8mol/l的浸出液，将筛下物以50kg/h速度连续补入浸出罐，并以流速35m3/h连续补入浸出液至浸出罐中进行筛下物锌灰连续浸出，浸出时间2h，过滤，得到含锌浸出液。
步骤3，将含锌浸出液以流速35m3/h补进电解液循环池中进行电解。以石墨板作为阳极，铝板作为阴极，阳极板与阴极板之间的距离为10cm，电流密度为400A/m2，电解时间为38h，控制电解液的pH在5.2的条件下进行电解。阴极上的锌片剥离后熔锌，得到锌锭。
上述示例与对比例得到的结果对比如下表1所示：
表1
Figure BDA0002555642400000101
上表中，锌直收氯＝阴极片剥离后的锌中/锌浮渣原料含锌量。从表1可以看出，锌浮渣经过焙烧后，氧化锌的含量显著提高，氯元素显著减少。将筛下物焙烧后与焙烧前相比，得到的锌(阴极片剥离后的锌)的质量显著提升，锌的直收率可以达到97％以上，锌锭的质量可以在99.99％以上。
尽管上面已经通过结合示例性实施例描述了本发明，但是本领域技术人员应该清楚，在不脱离权利要求所限定的精神和范围的情况下，可对本发明的示例性实施例进行各种修改和改变。

Claims (10)

1.一种锌浮渣回收利用方法，其特征在于，方法包括以下步骤：
将锌浮渣球磨后筛分，得到包含单质锌的筛下物；
将筛下物在400℃~500℃温度下焙烧，得到焙烧物料；
将焙烧物料冷却后浸出，压滤，得到含锌浸出液；
对含锌浸出液电解，得到含锌阴极产物；
将含锌阴极产物中的锌剥离，得到高纯锌。
2.根据权利要求1所述的锌浮渣回收利用方法，其特征在于，得到焙烧物料的步骤包括：
将筛下物在420℃~480℃且持续搅拌的条件下焙烧0.5小时~1小时，得到焙烧物料。
3.根据权利要求2所述的锌浮渣回收利用方法，其特征在于，搅拌的转速为5r/min -20r/min。
4.根据权利要求1、2或3所述的锌浮渣回收利用方法，其特征在于，得到含锌浸出液的步骤包括：
配制含浓度3.5mol/L~5mol/L氯化铵与0.1mol/L~1mol/L液态氨的浸出液；
将焙烧物料加入浸出液中，在温度30℃~70℃的条件下浸出1小时~3小时，得到含锌浸出液。
5.根据权利要求4所述的锌浮渣回收利用方法，其特征在于，得到含锌浸出液的步骤还包括：
在浸出过程中持续向浸出液中以35m3/h~200m3/h的流量速度补充浸出液。
6.根据权利要求1、2、3或5所述的锌浮渣回收利用方法，其特征在于，得到含锌阴极产物的步骤包括：
控制含锌浸出液的pH在4.5~6.5，电流密度在200A/m2~500A/m2之间进行电解，得到含锌阴极产物。
7.一种锌浮渣连续循环回收利用方法，其特征在于，方法包括以下步骤：
将锌浮渣球磨后筛分，得到包含单质锌的筛下物以及大粒径筛上物；
将筛下物在400℃~500℃温度下焙烧处理，得到焙烧物料；
将焙烧物料冷却后浸出，压滤，得到第一含锌浸出液以及第一浸出渣；
对第一浸出渣洗渣处理，得到第二浸出渣和第二含锌浸出液；
对第一含锌浸出液和第二含锌浸出液混合物电解，得到含锌阴极产物；
将含锌阴极产物中的锌剥离，熔锌处理，得到锌锭和副产物锌浮渣；
以副产物锌浮渣为原料重复球磨后筛分至将含锌阴极产物中的锌剥离的步骤，实现锌浮渣的连续循环回收利用。
8.根据权利要求7所述锌浮渣连续循环回收利用方法，其特征在于，方法还包括：
在得到第二浸出渣后，将第二浸出渣再次焙烧、浸出以富集第二浸出渣中的杂质金属，当检测第二浸出渣中的杂质金属浓度达到预定含量后，对第二浸出渣中的杂质金属进行回收处理。
9.根据权利要求7或8所述锌浮渣连续循环回收利用方法，其特征在于，得到焙烧物料的步骤包括：
将筛下物在420℃~480℃且持续搅拌的条件下焙烧0.5小时~1小时，得到焙烧物料。
10.根据权利要求7或8所述锌浮渣连续循环回收利用方法，其特征在于，方法还包括：
将大粒径筛上物与阴极产物剥离的锌混合后熔锌处理。
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Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114032402A (zh) * 2021-12-06 2022-02-11 昆明同越科技开发有限公司 镀锌钢板回收锌的方法
CN114150163A (zh) * 2021-12-17 2022-03-08 扬州新达再生资源科技有限公司 一种锌浮渣再生工艺
CN116411169A (zh) * 2023-04-13 2023-07-11 潍坊龙达新材料股份有限公司 无铅热镀锌浮渣的综合利用方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102220480A (zh) * 2011-05-20 2011-10-19 昆明理工大学 一种微波焙烧氧化锌烟尘脱除氟氯的方法
CN104005051A (zh) * 2014-04-29 2014-08-27 戴兴征 一种在氯化铵溶液体系中从氧化锌粉提取电积锌的方法
CN107557590A (zh) * 2017-09-07 2018-01-09 湖南三立集团股份有限公司 锌浮渣回收利用方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102220480A (zh) * 2011-05-20 2011-10-19 昆明理工大学 一种微波焙烧氧化锌烟尘脱除氟氯的方法
CN104005051A (zh) * 2014-04-29 2014-08-27 戴兴征 一种在氯化铵溶液体系中从氧化锌粉提取电积锌的方法
CN107557590A (zh) * 2017-09-07 2018-01-09 湖南三立集团股份有限公司 锌浮渣回收利用方法

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114032402A (zh) * 2021-12-06 2022-02-11 昆明同越科技开发有限公司 镀锌钢板回收锌的方法
CN114150163A (zh) * 2021-12-17 2022-03-08 扬州新达再生资源科技有限公司 一种锌浮渣再生工艺
CN116411169A (zh) * 2023-04-13 2023-07-11 潍坊龙达新材料股份有限公司 无铅热镀锌浮渣的综合利用方法
CN116411169B (zh) * 2023-04-13 2024-03-19 潍坊龙达新材料股份有限公司 无铅热镀锌浮渣的综合利用方法

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