CN112981136A - 一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法 - Google Patents

一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其包括如下步骤:a、将锌精矿与熔剂混合,干燥得到混合物料;b、将所述步骤a干燥后的混合物料通过侧吹喷枪直接喷入射流熔炼区熔池内,与含氧气体反应氧化脱硫,得到高锌渣和熔炼烟气;c、将所述步骤b得到的高锌渣送入电热还原区进行还原得到锌蒸汽和炉渣。本发明的方法,通过改变物料的进料方式,混合物料干燥后采用侧吹喷枪直接喷射进入射流熔炼区的熔池中,使熔炼区的烟气中锌含量显著降低,大幅提高了锌的直收率,还原后得到的炉渣含锌可降至0.1%以下,炉渣产率低、渣量少,可作为一般固废直接外售,单系列锌产能可满足5‑50万吨/年等各种规模。

Description

一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法
技术领域
本发明属于锌冶炼技术领域,具体涉及一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法。
背景技术
金属锌是工业和农业重要的原材料。随着社会的进步和人类的发展,世界对锌资源的需求快速提高,锌原料消耗巨大。我国是世界产锌大国,我国以不到世界20%的锌资源储量生产了几乎50%的锌产品。
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、竖罐和电炉是目前常用的火法炼锌工艺,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,锌总直收率低。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。
因此,需要开发一种工艺简单、直收率高的锌精矿冶炼方法。
发明内容
本发明是基于发明人对以下事实和问题的发现和认识做出的:现有含锌物料处理工艺存在技术流程长、过程复杂、投资巨大、能耗偏高、难以工业化等问题。最重要的是,对于现有锌精矿处理过程,湿法过程产生大量的浸出渣、铁渣等,其产出率超过50%,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。现有火法处理含锌物料工艺能耗普遍偏高,备料过程复杂,锌的直收率低,渣含锌等其他有价金属高,单系列产能小,技术水平较低,无法满足现代工业化大生产的要求。
相关技术中,CN111424175A公开了一种冶炼锌精矿和含锌二次物料的系统及方法,该方法通过将锌精矿与含锌二次物料进行计算配料,在射流熔炼电热还原炉熔炼区将锌精矿氧化脱硫,同时将含锌二次物料熔化,熔炼区烟气制酸,ZnO参与造渣,形成高锌渣进电热区进行还原,实现锌快速和彻底的还原,同时可将铁、铅等还原,大部分铟、锗等随锌蒸气发挥得到富集,实现综合回收。该方法虽然解决了湿法炼锌存在的诸多问题,但存在的主要缺点在于:(1)在射流熔炼区氧化脱硫阶段,锌精矿是通过射流熔炼区的物料入口一次性大量加入熔炼区,硫化锌无法与含氧气体充分接触及时发生氧化反应,由于熔炼温度较高,硫化锌挥发较快,挥发后的硫化锌进入烟气,致使烟气中含有大量锌;(2)挥发后的硫化锌进入烟气中形成含锌烟尘,若将其返回熔炼区,则会增大熔炼区的热负荷,造成熔炼区必须补热,提高了炉子的能耗;(3)挥发后的硫化锌进入烟气中形成含锌烟尘,若直接返回电热区进行还原,一方面提高了电热还原区的电能消耗,另一方面会产生较高的含硫烟气不利于锌的回收,降低锌的直收率。
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,本发明的实施例提出一种全新的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,混合物料干燥后采用侧吹喷枪直接喷射进入射流熔炼区的熔池中,熔炼区的烟气中锌含量低,烟气收尘后所得烟尘中锌含量为10%~20%,与其他工艺相比,烟尘中锌含量降低60%~85%,显著提高了锌的直收率。射流熔炼阶段熔炼温度可达1400~1600℃,实现了高温熔炼,反应迅速,可以有效减少硫化锌的挥发,提高锌的直收率,电热还原区作业温度高达1500℃~1700℃,实现高温还原,提高了锌的生产效率。还原后得到的炉渣含锌可降至0.1%以下,炉渣产率低、渣量少,可作为一般固废直接外售,单系列锌产能可满足5-50万吨/年等各种规模。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,包括如下步骤:
a、将锌精矿与熔剂混合,干燥得到混合物料;
b、将所述步骤a干燥后的混合物料通过侧吹喷枪直接喷入射流熔炼区熔池内,与含氧气体反应氧化脱硫,得到高锌渣和熔炼烟气;
c、将所述步骤b得到的高锌渣送入电热还原区进行还原得到锌蒸汽和炉渣。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法带来的优点和技术效果,1、本发明实施例的方法中,通过改变锌精矿的加入方式,将锌精矿采用侧吹喷枪喷入射流熔炼区的熔池内,通过喷枪喷入的锌精矿在熔池内硫化锌精矿粉可以高度分散,能够与含氧气体充分接触,在上浮过程中被完全氧化脱硫,不会发生硫化锌的挥发现象,生成的ZnO全部在熔池中参与造渣,由于硫化锌的氧化反应为放热反应,富氧熔炼可以提供射流熔炼所需热量,无需补热,射流熔炼区熔炼过程可实现自热;2、本发明实施例的方法中,由于喷入进入射流熔炼区的熔池的锌精矿能够及时氧化脱硫,可以提高熔炼区的作业温度,得到的高锌渣中,锌含量可以达到40-65%,烟气中锌含量明显降低,仅为10-20%;3、本发明实施例的方法,含锌熔融炉渣(高锌渣)在电热还原区中进行还原,在高温作业下,锌等有价金属可以更加高效彻底挥发,实现深度还原,炉渣中含锌可降至0.1%以下,锌蒸气冷凝回收得到粗锌,进一步提高了锌的直收率,铅、铁等有价元素在还原过程中得到综合回收,并且炉渣产率低、渣量少,可作为一般固废直接外售;4、本发明实施例的方法,能够大幅提高锌的直收率,可以达到90%以上,同时可以使综合能耗降低20-30%,单系列锌产能可满足5~50万吨/年等各种规模。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤a中,所述锌精矿为硫化锌精矿,粒度为38μm~100μm。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤a中,所述熔剂选自硅质熔剂、钙质熔剂或铁质熔剂中的至少一种。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤a中,所述干燥后的混合物料中含水量为0.3%~3%。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤b中,所述混合物料和含氧气体采用同一只喷枪喷入,所述喷枪最内层通道喷入所述混合物料,所述喷枪次外层通道喷入所述含氧气体,所述喷枪最外层通道采用氮气和水对枪体进行冷却。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤b中,所述混合物料和含氧气体分别由不同的喷枪喷入,喷入所述混合物料的喷枪与喷入所述含氧气体的喷枪间隔布置。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述侧吹喷枪输送混合物料的气体为氮气、空气或者富氧空气,其中,所述富氧空气中氧气体积浓度23%~30%。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤b中,所述侧吹喷枪设置在射流熔炼区熔池侧壁上。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤b中,所述含氧气体中氧气体积浓度40%~90%。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤b中,所述射流熔炼区温度为1400-1600℃;所述步骤c中,所述电热还原区温度为1500-1700℃。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例,所述实施例是示例性的,旨在用于解释本发明,而不能理解为对本发明的限制。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,包括如下步骤:
a、将锌精矿与熔剂混合,干燥得到混合物料;
b、将所述步骤a干燥后的混合物料通过侧吹喷枪直接喷入射流熔炼区熔池内,与含氧气体反应氧化脱硫,得到高锌渣和熔炼烟气;
c、将所述步骤b得到的高锌渣送入电热还原区进行还原得到锌蒸汽和炉渣。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,通过改变锌精矿的加入方式,将锌精矿采用侧吹喷枪喷入射流熔炼区的熔池内,通过喷枪喷入的锌精矿在熔池内硫化锌精矿粉可以高度分散,能够与含氧气体充分接触,在上浮过程中被完全氧化脱硫,不会发生硫化锌的挥发现象,生成的ZnO全部在熔池中参与造渣,由于硫化锌的氧化反应为放热反应,富氧熔炼可以提供射流熔炼所需热量,无需补热,射流熔炼区熔炼过程可实现自热;本发明实施例的方法中,由于喷入进入射流熔炼区的熔池的锌精矿能够及时氧化脱硫,可以提高熔炼区的作业温度,得到的高锌渣中,锌含量可以达到40-65%,烟气中锌含量明显降低,仅为10-20%;本发明实施例的方法,含锌熔融炉渣(高锌渣)在电热还原区中进行还原,在高温作业下,锌等有价金属可以更加高效彻底挥发,实现深度还原,炉渣中含锌可降至0.1%以下,锌蒸气冷凝回收得到粗锌,进一步提高了锌的直收率,铅、铁等有价元素在还原过程中得到综合回收,并且炉渣产率低、渣量少,可作为一般固废直接外售;本发明实施例的方法,能够大幅提高锌的直收率,可以达到90%以上,同时可以使综合能耗降低20-30%,单系列锌产能可满足5~50万吨/年等各种规模。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤a中,所述锌精矿为硫化锌精矿,粒度优选为38μm~100μm;所述熔剂选自硅质熔剂、钙质熔剂或铁质熔剂中的至少一种。本发明实施例的方法中采用38μm~100μm的颗粒粒度,能够使硫化锌精矿粉喷射进入熔池后更容易与含氧气体充分接触,从而进行充分的氧化脱硫,形成高锌渣,进一步降低了烟气中的锌含量,提高了高锌渣中的锌含量,进一步地提高锌的直收率,降低了综合能耗。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤a中,所述干燥后的混合物料中含水量为0.3%~3%。本发明实施例方法中,优选了干燥后混合物料的含量水,混合物料中含水量为0.3%~3%,一方面使混合物料颗粒能够在喷射过程及喷入熔池后充分分散,使混合物颗粒在熔池中充分氧化脱硫,形成高锌渣,进一步降低烟气中的锌含量,提高高锌渣中锌含量,进一步地提高锌的直收率,降低了综合能耗。混合物料中如果含水量过高,会造成混合物料颗粒粘结,堵塞喷吹装置,另一方面不利于混合物料颗粒在喷入熔池后分散,导致其在上浮过程中无法充分氧化脱硫,挥发进入烟气,降低锌的直收率,提高综合能耗;如果含水量过低,会造成干燥系统成本增加,增加干燥系统的能源消耗,如煤、天然气等,导致生产成本提高,综合能耗增加。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤b中,所述混合物料和含氧气体可以分别由不同的喷枪喷入,喷入所述混合物料的喷枪与喷入所述含氧气体的喷枪间隔布置;优选地,所述混合物料和含氧气体采用同一只喷枪喷入,所述喷枪最内层通道喷入所述混合物料,所述喷枪次外层通道喷入所述含氧气体,所述喷枪最外层通道采用氮气和水对枪体进行冷却。本发明实施例中优选采用同一只喷枪喷入混合物料和含氧气体,混合物料与氧气接触更加充分,硫化锌精矿粉在富氧空气的包裹下直接喷入熔池,在上浮过程中被完全氧化脱硫,不会发生硫化锌的挥发现象,提高氧化脱硫效果,显著降低了烟气中的锌含量。本发明实施例中在喷枪最外层通道采用氮气和水对枪体进行冷却,可以增加喷枪寿命,提高工业生产的作业率。
根据本发明实施例的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述侧吹喷枪输送混合物料的气体为氮气、空气或者富氧空气,其中,所述富氧空气中氧气体积浓度23%~30%。
根据本发明实施例的一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤b中,所述侧吹喷枪设置在射流熔炼区熔池侧壁上。本发明实施例的方法中,对射流熔炼区侧吹喷枪的位置没有特别限制,只要能够将混合物料喷入熔池,使物料进入熔池后能够高度分散,实现与氧充分接触即可。
根据本发明实施例的一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤b中,所述含氧气体中氧气体积浓度为40%~90%。本发明实施例的方法中,采用氧气体积浓度为40%~90%的富氧气体对硫化锌精矿进行氧化脱硫,采用氧气浓度较高的富氧空气,可以提高熔炼温度,实现高温熔炼,能够使硫化锌精矿充分氧化,进一步降低烟尘中的锌含量,提高了锌直收率。
根据本发明实施例的一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其中,所述步骤b中,所述射流熔炼区温度为1400-1600℃;所述步骤c中,所述电热还原区温度为1500-1700℃,电热还原区采用的还原剂为焦炭、煤气或天然气等。本发明实施例的方法中,由于采用侧吹喷枪将混合物料喷入射流熔炼区熔池,硫化锌精矿能够及时与氧气反应,实现氧化脱硫,显著降低了硫化锌的挥发量,因此可以在射流熔炼区采用较高的作业温度,不需要担心高温会导致硫化锌挥发量增大,导致烟气中含锌量高,本发明实施例的射流熔炼区温度可以提高至1400-1600℃,提高射流熔炼区温度能够使硫化锌精矿的氧化反应更快更高效地进行,从而减少硫化锌精矿的挥发,提高高锌渣中锌的含量,降低烟气中锌的含量,进一步地,达到提高锌的直收率和降低综合能耗的目的。本发明实施例的方法中,在电热还原区采用作业温度为1500-1700℃,高温熔融高锌渣从射流熔炼区进入电热还原区进行高温深度还原,锌等有价金属可以进一步高效彻底挥发,实现深度还原,产出锌蒸气、生铁和粗铅,并高效富集回收了其他有价金属,炉渣含锌更低,更清洁,终渣含锌可降低至0.1%以下,可作为一般固废直接堆存或外卖。
本发明实施例方法采用的装置可以是CN111424175A中公开的一体式射流熔炼电热还原炉,也可以采用CN111411234A中公开的分体式射流熔炼电热还原炉,也可以采用任何具有射流熔炼区和电热还原区的装置,只要能够实现硫化锌精矿氧化脱硫和氧化锌高温还原的装置均可以采用。
下面结合实施例详细描述本发明。
实施例1
将粒度为100μm以下占90%的硫化锌精矿(含Zn:50.1%质量)和熔剂(FeO、SiO2和CaO)混合配料并干燥,混合物料干燥后含水3%(质量)。将该混合物料和含氧气体分别由射流熔炼电热还原炉的射流熔炼区设置的侧吹喷枪直接喷入射流熔炼区熔池内,射流熔炼区熔炼温度为1400℃,进行硫化锌精矿的氧化脱硫熔炼,得到烟气和高锌渣,其中,含氧气体中氧气体积浓度为40%,混合物料在喷枪中采用氧气体积浓度为25%的富氧气体输送。射流熔炼区产生的烟气经余热锅炉降温、电除尘器收尘后送烟气制酸。
高锌渣进入电热还原区,同时在电极的加热作用及还原剂的还原作用下进行还原,电热还原区操作温度为1500℃,得到含锌蒸汽、生铁熔体、少量粗铅和炉渣,将烟气进行冷凝得到粗锌、粗铅和煤气。
本实施例的方法射流熔炼区烟尘中含锌量、电热还原区炉渣含锌量和锌直收率见表1。
实施例2
与实施例1的方法相同,不同之处在于干燥后的混合物料和含氧气体由射流熔炼电热还原炉的射流熔炼区设置的同一侧吹喷枪直接喷入射流熔炼区熔池内,喷枪最内层通道喷入混合物料,喷枪次外层通道喷入含氧气体,喷枪最外层通道采用氮气和水对枪体进行冷却。
本实施例的方法射流熔炼区烟尘中含锌量、电热还原区炉渣含锌量和锌直收率见表1。
实施例3
与实施例2的方法相同,不同之处在于,硫化锌精矿粒度为75μm以下占90%,混合物料干燥后含水1%(质量),射流熔炼区含氧气体中氧气体积浓度为70%,射流熔炼区熔炼温度1500℃,电热还原区操作温度为1600℃。
本实施例的方法射流熔炼区烟尘中含锌量、电热还原区炉渣含锌量和锌直收率见表1。
实施例4
与实施例2的方法相同,不同之处在于,硫化锌精矿粒度为48μm以下占90%,混合物料干燥后含水0.5%(质量),射流熔炼区含氧气体中氧气体积浓度为90%,射流熔炼区熔炼温度1600℃,电热还原区操作温度为1700℃。
本实施例的方法射流熔炼区烟尘中含锌量、电热还原区炉渣含锌量和锌直收率见表1。
对比例1
与实施例1的方法相同,不同之处在于干燥后的混合物料不通过侧吹喷枪喷入,而是通过射流熔炼区的物料入口加入。
对比例1的方法射流熔炼区烟尘中含锌量、电热还原区炉渣含锌量和锌直收率见表1。
表1
Figure 225765DEST_PATH_IMAGE001
注:锌直收率的计算公式如下:
Z=(A-B-C)/A×100%
其中:Z—锌的直收率,%;
A—连续稳定生产后任意时间段内投入硫化锌精矿中的含锌量,t;
B—对应时间段内射流熔炼区产生烟气中的含锌量,t;
C—对应时间段内电热还原区产生炉渣中的含锌量,t。
在本发明中,术语“一个实施例”、“一些实施例”、 “示例”、“具体示例”、或“一些示例”等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)

1.一种熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,包括如下步骤:
a、将锌精矿与熔剂混合,干燥得到混合物料;
b、将所述步骤a干燥后的混合物料通过侧吹喷枪直接喷入射流熔炼区熔池内,与含氧气体反应氧化脱硫,得到高锌渣和熔炼烟气;
c、将所述步骤b得到的高锌渣送入电热还原区进行还原得到锌蒸汽和炉渣。
2.根据权利要求1所述的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,所述步骤a中,所述锌精矿为硫化锌精矿,粒度为38μm~100μm。
3.根据权利要求1所述的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,所述步骤a中,所述熔剂选自硅质熔剂、钙质熔剂或铁质熔剂中的至少一种。
4.根据权利要求1所述的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,所述步骤a中,所述干燥后的混合物料中含水量为0.3%~3%。
5.根据权利要求1所述的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,所述步骤b中,所述混合物料和含氧气体采用同一只喷枪喷入,所述喷枪最内层通道喷入所述混合物料,所述喷枪次外层通道喷入所述含氧气体,所述喷枪最外层通道采用氮气和水对枪体进行冷却。
6.根据权利要求1所述的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,所述步骤b中,所述混合物料和含氧气体分别由不同的喷枪喷入,喷入所述混合物料的喷枪与喷入所述含氧气体的喷枪间隔布置。
7.根据权利要求1、5或6任一项所述的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,所述侧吹喷枪输送混合物料的气体为氮气、空气或者富氧空气,其中,所述富氧空气中氧气体积浓度23%~30%。
8.根据权利要求1所述的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,所述步骤b中,所述侧吹喷枪设置在射流熔炼区熔池侧壁上。
9.根据权利要求1所述的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,所述步骤b中,所述含氧气体中氧气体积浓度40%~90%。
10.根据权利要求1所述的熔池喷射锌精矿的一步炼锌方法,其特征在于,所述步骤b中,所述射流熔炼区温度为1400-1600℃;所述步骤c中,所述电热还原区温度为1500-1700℃。
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