CN114592130B - 铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法及系统 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法和系统，处理方法包括：使用硫酸通过循环酸浸的方式提高滤液中各种金属元素尤其是铁元素的含量，同时将水淬渣中的钙、硅能够先分离出，之后通过三次分步浓缩结晶依次提取铁元素、铝铁混合物和微量元素混合物，分别得到硫酸钙、水凝胶、氧化铁粉、硫酸铝铁絮凝剂以及金属矿粉等可供后续领域直接使用的工业产品。本发明对水淬渣的综合利用率高，达到了“吃干榨净”的程度，得到的这些元素或者混合物可作为工业生产中的原料，能够产生较好的经济效益，真正实现对铅锌冶炼水淬渣进行了全面、高度资源化处理，不仅实现了铅锌冶炼水淬渣的无害化处理，而且极大程度上提高了铅锌冶炼水淬渣的整体利用价值。

Description

铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法及系统
技术领域
本发明涉及金属冶炼水淬渣回收利用技术领域，具体涉及一种铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法及系统。
背景技术
金属冶炼行业的迅猛发展，为全球经济做出重大贡献的同时，也产生了大量的冶炼废渣。其中，铅锌冶炼水淬渣是铅锌冶炼产生的废渣。这种废渣含有丰富的钙、硅、铁、铝等元素及铜和锌等稀贵金属，若直接丢弃堆存，不仅是一种资源浪费，还会造成周边水土的重金属污染，目前已被列入危废目录当中。在我国当前节约资源和加强生态保护环境保护的基本需求下，实现金属冶炼水淬渣的资源化利用与无害化处置，是金属冶炼行业绿色可持续发展的必由之路。
目前，对于铅锌冶炼水淬渣的处理方法大致分为两类：一类是提取废渣中的有价组分，另一类是制备建筑材料。现有技术中常采用湿法、火法、选冶联合等方法提取废渣中的有价组分，提取过程中通常需要使用种类较多的耗材，且不可避免会有废弃物排放。如专利文献CN110422851A中公开的提取铁、锌、硅的方法，提取过程中需要使用硫酸、硝酸以及氢氧化钠，耗材种类较多，且多次发生酸碱中和，造成耗材浪费，同时在最后还不可避免地有废弃物排放。再如专利文献CN110983029B中公开了使用石膏渣作为硫化剂通过还原、硫化、焙烧、浮选等方法回收金属硫化物的方法，其整个过程主要是防止含硫物质的排放，但会产生含砷的有毒气体，需要单独回收。又如专利文献CN109825718A 中公开的回收铅、锌、碳、铁的方法，主要采用高温挥发焙烧、浮选和磁选多种工艺，整个过程需要添加焦炭、石灰等多种材料，耗材较多。
上述处理方法中，虽然能够提取高附加值的多种金属材料，得到含钙的物质也可以作为建筑材料，但是使用的耗材较多，处理成本较高、经济效益较低，且仍然存在大量的废弃物二次排放，减量化程度不够明显；且得到的建筑材料附加值低、销售半径短，难以大规模推广应用，有些方法中水淬渣中的重金属元素随建筑材料转移，扩大了污染范围与危害。
发明内容
基于上述现状，本发明的主要目的在于提供一种铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法及系统，以解决现有处理方法中耗材较多、成本高、二次污染等问题。
为实现上述目的，本发明采用的技术方案如下：
本发明的第一方面提供了一种铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法，铅锌冶炼水淬渣中含有钙、硅、铁、铝、铜、锌元素，且所述铁的含量高于铝的含量，铁、铝的含量均高于铜、锌的含量；包括步骤：
S100：将所述水淬渣与第一预设浓度的硫酸溶液进行混合、搅拌，反应第一预设时间后进行过滤分离，得到CaSO4滤渣和第一滤出液；
S200：将所述第一滤出液保温第二预设时间后过滤，得二氧化硅水凝胶和第二滤出液；
S300：将所述第二滤出液的硫酸浓度调整至所述第一预设浓度，重复步骤 S100、S200，直至所述第二滤出液的中铁离子的浓度达到第二预设浓度，进行步骤S400；
S400：对所述第二滤出液进行蒸发浓缩，直到蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、 FeSO4过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体和第三滤出液；
S500：对所述第三滤出液进行蒸发浓缩，直到蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、 FeSO4、Al2(SO4)3过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体和第四滤出液；
S600：对所述第四滤出液蒸发浓缩至完全结晶，得到铜和锌的复合金属硫酸盐晶体；
S410：热解S400中得到的Fe2(SO4)3、FeSO4晶体，得到Fe2O3，并回收热解过程中产生的SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给所述资源化处理方法中需要的硫酸；
S510：使用硫酸溶液对步骤S500中的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体进行洗涤，并将洗涤后的洗涤液用于步骤S100；
S520：将洗涤后的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体溶于水，得到聚合硫酸铝铁絮凝剂。
优选地，所述步骤S410中的热解温度大于500℃、小于700℃。
优选地，所述步骤S510中，按照固液比为1:(0.7～1.3)的方式洗涤两次；其中，所述硫酸溶液的浓度为9～12mol/L。
优选地，所述步骤S600之后还包括步骤：
S610：热解复合金属硫酸盐晶体，得到金属矿粉，并回收热解过程中的 SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给所述资源化处理方法中需要的硫酸。
优选地，所步骤S100中，硫酸溶液与水淬渣粉的质量比为5～15，所述第一预设浓度为1～9mol/L，第一预设时间为2～50min。
优选地，所述步骤S200中，保温温度为20～100℃，第二预设时间为1～10 小时；
第二预设浓度可以选为大于90g/L。
优选地，所述步骤S400中，冷却至室温，并静置0.5～1小时后过滤以得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体；
所述步骤S500中，冷却至室温，并静置2～6小时后过滤以得到Fe2(SO4)3、 FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体。
优选地，所述步骤S200中的过滤方式为：先通过真空过滤器过滤之后再通过压滤机过滤。
优选地，所述步骤S100之前还包括步骤：
S000：将铅锌冶炼水淬渣磨成水淬渣粉料，其中，水淬渣粉料的粒径为 46～74μm；
所述步骤S100中，将所述水淬渣粉料与第一预设浓度的硫酸溶液进行混合、搅拌，反应第一预设时间后进行过滤分离，得到CaSO4滤渣和第一滤出液。
优选地，所述铅锌冶炼水淬渣中，SiO2的含量为25％～35％、Fe2O3的含量为30％～45％、Al2O3的含量为8％～12％、CaO的含量为10％～25％。
本发明的第二方面提供了一种铅锌冶炼水淬渣的资源化处理系统，用于实施上述任一项所述的资源化处理方法；包括：
用于步骤S100的混合反应装置、用于步骤S200、S400、S500、S600中保温结晶或者蒸发结晶的蒸发装置，以及用于步骤S100、S200、S400、S500、 S600中过滤的过滤分离装置。
优选地，
所述混合反应装置包括具有第一搅拌部件的酸浸反应釜；
所述蒸发装置包括具有加热部件和第二搅拌部件的蒸发反应釜；
所述过滤分离装置包括真空过滤器和压滤机。
优选地，还包括用于热解Fe2(SO4)3、FeSO4晶体的热解炉和用于吸收热解过程中的三氧化硫气体的酸吸收塔，所述酸吸收塔的气体入口与所述热解炉的气体出口连通。
优选地，还包括用于将铅锌冶炼水淬渣磨成水淬渣粉料的粉碎装置，所述粉碎装置包括雷蒙磨。
本发明所提供的铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法，首先使用硫酸通过循环酸浸的方式提高滤液中各种金属元素尤其是铁元素的含量，同时将水淬渣中的钙、硅能够先分离出，之后通过三次分步浓缩结晶依次提取铁元素、铝铁混合物和微量元素混合物，进而得到硫酸钙、水凝胶、氧化铁粉、絮凝剂等可供其他领域直接使用的工业产品。一方面，本发明的方法在整个过程没有任何废物产生排出，铅锌冶炼水淬渣中的主量和微量元素综合利用率高，达到了“吃干榨净”的程度，得到的这些元素或者混合物可作为工业生产中的原料，能够产生较好的经济效益，真正实现对铅锌冶炼水淬渣进行了全面、高度资源化处理，极大程度上提高了铅锌冶炼水淬渣的整体利用价值；且整个过程中无二次废弃物排放，对环境友好，实现了铅锌水淬渣的无害化处理。
另一方面，本发明的整个过程中仅需要硫酸溶液一种添加物，添加物种类少，相较于既添加酸性溶液，又添加碱性溶液进行酸碱中和的水淬渣处理方法，明显能够减少添加物的量；同时整个过程通过酸浸、过滤和浓缩结晶的方法即将各主量元素分别提取，工艺路线简单，易于实现工业化，且经济效益明显。
再一方面，本发明采用酸浸、过滤、三段式结晶的方式，先提取水淬渣中的主量元素，且尽可能单独提取，这样在提取完主量元素后，硫酸盐滤液中高度富集有微量元素，此时再通过全部结晶的方式得到高富集度的微量元素晶体，因此，先提取的钙、硅、铁的纯度较高，铝铁混合物中混合的微量元素也极少，即在全部资源化的同时，通过用相对低的成本把含量最高的铁尽可能多地提取出来，并转换成两种可直接供其他行业使用的产品，同时兼顾了其他微量元素的回收。对于主量元素而言，不仅成本低，而且达到直接使用的纯度。
本发明的其他有益效果，将在具体实施方式中通过具体技术特征和技术方案的介绍来阐述，本领域技术人员通过这些技术特征和技术方案的介绍，应能理解所述技术特征和技术方案带来的有益技术效果。
附图说明
以下将参照附图对本发明的优选实施方式进行描述。图中：
图1为本发明所提供的铅锌水淬渣的资源化利用方法的一种优选实施方式的流程示意图；
图2为本发明所提供的铅锌水淬渣的资源化利用方法的一种优选实施方式中各步骤产物的生成示意图。
具体实施方式
以下基于实施例对本发明进行描述，但是本发明并不仅仅限于这些实施例。在下文对本发明的细节描述中，详尽描述了一些特定的细节部分，为了避免混淆本发明的实质，公知的方法、过程、流程、元件并没有详细叙述。
此外，本领域普通技术人员应当理解，在此提供的附图都是为了说明的目的，并且附图不一定是按比例绘制的。
除非上下文明确要求，否则整个说明书和权利要求书中的“包括”、“包含”等类似词语应当解释为包含的含义而不是排他或穷举的含义；也就是说，是“包括但不限于”的含义。
在本发明的描述中，需要理解的是，术语“第一”、“第二”等仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性。此外，在本发明的描述中，除非另有说明，“多个”的含义是两个或两个以上。
在本发明的描述中，“含量”均指质量百分比。
为了解决现有技术的问题，本发明提供了一种铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法，其中，铅锌冶炼水淬渣中含有钙、硅、铁、铝、铜、锌元素，且铁的含量高于铝的含量，铁、铝的含量均高于铜、锌的含量，也就是说，钙、硅、铁、铝元素属于水淬渣中的主量元素，其含量比较高，且铁与铝元素的含量差距稍大，往往二者的含量差为10％～20％，如二者的含量差为10％、12％、15％、 17％、19％或者20％等；而铜、锌元素属于水淬渣中的微量元素，其含量比较低。其中，这些主量元素的存在形式主要分别为：Fe2O3、SiO2、CaO、Al2O3，铁元素也会以FeO的形式存在，具体地，SiO2是以非晶质状态存在的。
参考图1和图2，本发明的资源化处理方法包括步骤：
S100：将水淬渣与第一预设浓度的硫酸溶液进行混合、搅拌，反应第一预设时间后进行过滤分离，得到CaSO4滤渣和第一滤出液；其中，第一滤出液中含有H4SiO4、Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3、CuSO4、ZnSO4。
该过程中发生的化学反应包括：
SiO2+2H2O＝H4SiO4；
Al2O3+3H2SO4＝Al2(SO4)3+3H2O；
Fe2O3+3H2SO4＝Fe2(SO4)3+3H2O；
FeO+H2SO4＝FeSO4+H2O；
CaO+H2SO4＝CaSO4↓+H2O；
CuO+H2SO4＝CuSO4+H2O；
ZnO+H2SO4＝ZnSO4+H2O。
值得注意的是，在该步骤中，SiO2并非是晶体(即石英)，而是一种非晶质状态，因此，在酸性条件下很容易生成H4SiO4。
S200：将第一滤出液保温(具体可在室温保温或者加热到某一温度保温) 第二预设时间后过滤，得二氧化硅水凝胶和第二滤出液；其中，第二滤出液中含有Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3，当然，也会含有铜、锌的硫酸盐(CuSO4、 ZnSO4)，以及水淬渣中其他微量金属元素的硫酸盐。
具体地，在酸性溶液中，步骤S100生成的原硅酸(H4SiO4)会逐渐聚合、凝聚为二聚物、三聚物、环聚物，直至形成以二氧化硅和连续水介质为骨架的三维网状结构，即二氧化硅水凝胶。在该过程中发生的化学方程式包括：
H4SiO4→H2SiO3+H2O；
H2SiO3+mH2O→SiO2·(m+1)H2O；
S300：将第二滤出液的硫酸浓度调整至第一预设浓度，重复步骤S100、 S200，直至第二滤出液的中铁离子的浓度达到第二预设浓度，进行步骤S400。
也就是说，上述步骤S100、S200可以循环执行多次，以增加第二滤出液中铁离子的浓度，且通过循环酸浸的过程，进一步拉大了铁离子与铝离子的浓度差距。该过程中，由于在步骤S100、S200中有硫酸钙和二氧化硅水凝胶滤出，因此，第二滤出液中的硫酸浓度偏低，在每次循环前先适量添加新的硫酸，将前一次得到的第二滤出液的硫酸浓度调整至与步骤S100的浓度相等(即调整至第一预设浓度)。
S400：对第二滤出液进行蒸发浓缩，直到蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、FeSO4过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体(即硫酸铁、硫酸亚铁晶体)和第三滤出液。
在该步骤中，由于通过步骤S300拉大了铁离子与铝离子的浓度差，因此，在蒸发浓缩的过程中，首先会率先析出Fe2(SO4)3、FeSO4，同时Al2(SO4)3几乎不会析出。这样，经过该步骤，绝大部分的Fe2(SO4)3、FeSO4通过蒸发浓缩被析出，剩余的Fe2(SO4)3、FeSO4和Al2(SO4)3留存在第三滤出液中，也就是说，第三滤出液中含有Al2(SO4)3和较少的Fe2(SO4)3、FeSO4，当然还有其他微量元素的硫酸盐，如CuSO4、ZnSO4。其中，由于第二滤出液中绝大部分的Fe2(SO4)3、 FeSO4已经被析出，因此，在第三滤出液中这两部分硫酸盐的浓度较之前降低，与Al2(SO4)3的比较接近。
S500：对第三滤出液进行蒸发浓缩，直到蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、FeSO4、 Al2(SO4)3过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体(即硫酸铝铁混合晶体)和第四滤出液。其中，第四滤出液中铜、锌等金属元素高度富集，具体地，第四滤出液中包含有铜、锌的硫酸盐(CuSO4、 ZnSO4)。
在第三滤出液中，作为主量元素的铁、铝的硫酸盐(即Fe2(SO4)3、FeSO4、 Al2(SO4)3)的浓度远高于铜锌等微量元素的金属硫酸盐的浓度，因此，在该步骤中，浓度比较接近的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3会率先析出，浓度较低的微量金属硫酸盐几乎不会析出。
S600：对第四滤出液蒸发浓缩至完全结晶，得到铜和锌的复合金属硫酸盐晶体。在该步骤中，将水淬渣中除主量元素之外的微量元素回收，通过蒸发浓缩至完全干燥，使最后都没有废物排出。
现有技术中对于其他冶炼废弃物的处理，通常选用焙烧、浮选、磁选或者结合湿法工艺，如专利文献CN102745733B中公开了对于制铝工业中排出的赤泥的处理，通过过滤、酸浸、过滤之后，一次性将滤液浓缩结晶完全获得铝铁混合物，然后再通过初次过滤的碱性溶液分离铝和铁。这种方法虽然对于赤泥的处理使其资源化利用率比较高，但是由于浓缩结晶时是将全部滤液进行处理，因此，得到的铝铁混合物中含有的杂质量较高，导致后续分离出的铝、铁的纯度有限；且这种处理方法应用于铅锌冶炼水淬渣时，除了酸浸中的酸液外，还需要额外增加碱性溶液，增加了耗材量。
而本申请中所提供的铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法，首先使用硫酸通过循环酸浸的方式提高滤液中各种金属元素尤其是铁元素的含量，同时将水淬渣中的钙、硅能够先分离出，之后通过三次分步浓缩结晶依次提取铁元素、铝铁混合物和微量元素混合物，进而得到硫酸钙、水凝胶、氧化铁粉、絮凝剂等，可直接使用的工业产品，如硫酸钙可以直接作为水泥、石膏、造纸等工业中；水凝胶可用于啤酒、食用油、电子产品等工业中，氧化铁粉可用于油漆、建筑、磁性材料等工业中；絮凝剂可以用于净水剂等工业中，这些产品的应该用领域广泛，在这里就不一一列举了。一方面，本发明的方法在整个过程没有任何废物产生排出，铅锌冶炼水淬渣中的主量和微量元素综合利用率高，达到了“吃干榨净”的程度，得到的这些元素或者混合物可作为工业生产中的原料，能够产生较好的经济效益，真正实现对铅锌冶炼水淬渣进行了全面、高度资源化处理，极大程度上提高了铅锌冶炼水淬渣的整体利用价值；且整个过程中无二次废弃物排放，对环境友好，实现了铅锌水淬渣的无害化处理。
另一方面，整个处理过程中仅需要硫酸溶液一种添加物，添加物种类少，相较于既添加酸性溶液，又添加碱性溶液进行酸碱中和的水淬渣处理方法，明显能够减少添加物的量；且循环酸浸中，后续的循环中硫酸可以使用上一次的滤液，只需要适量添加新的硫酸即可，因此，虽然使用了循环酸浸，但是整个过程中的硫酸消耗仅需要适当补给，使整个处理方法中的耗材量减少，降低处理成本；同时整个过程通过酸浸、过滤和浓缩结晶的方法即将各主量元素分别提取，工艺路线简单，易于实现工业化，且经济效益明显。
再一方面，采用酸浸、过滤、三段式结晶的方式，先提取水淬渣中的主量元素，且尽可能单独提取，这样在提取完主量元素后，硫酸盐滤液中高度富集有微量元素，此时再通过全部结晶的方式得到高富集度的微量元素晶体，因此，先提取的钙、硅、铁的纯度较高，铝铁混合物中混合的微量元素也极少，从而提高了铝铁混合物的浓度。
其中，上述步骤S100可以在常温下进行，在铅锌冶炼厂中，S100中的铅锌冶炼水淬渣是铅锌精矿烧结熔炼过程中的熔渣经水淬后产生的，其实际相当于水淬渣经过了一次高温活化，而其内部的主量元素和微量元素与酸反应的难度比较低，因此，即使在常温下，步骤S100所需反应的时间也比较短，具体地可以小于1小时，这也提高了整个处理方法的效率。
在实际应用中，对于待处理的铅锌冶炼水淬渣中先进行成分测试，确定其包含的全元素种类，具体的测试方法可以选用现有技术中的元素测试方法，如 X射线荧光光谱分析法，电感耦合等离子体质谱等。
铅锌冶炼水淬渣中，含量较高的主量元素包括铁、硅、钙、铝元素，这些元素的存在形式主要分别为：Fe2O3、SiO2、CaO、Al2O3；含量较低的微量元素包括铜和锌，二者的存在形式也主要为氧化物。如上文描述，由于水淬渣实际相当于已经经过了高温活化，因此，上述处理方法中，先将水淬渣与硫酸混合，在较短的时间内，水淬渣中的金属元素在遇到硫酸根离子后，生成硫酸盐溶液，溶于溶液中，虽然硅元素生成的原硅酸随着时间的延长和浓度的增长会聚合凝聚成水凝胶，但是在短时间内其仍然是溶解于溶液中的；而钙元素遇到硫酸根离子后生成硫酸钙沉淀，很容易通过过滤分离出来，从而在步骤S100 中，能够很容易地分理处硫酸钙沉淀；之后随着时间的延长，或者结合加热的方式，使原硅酸聚合凝聚成水凝胶，从而易于从溶液中分离出来(即步骤 S200)，以完成对硅元素的分离，得到的水凝胶可作为其他行业生产的原料。
对于水淬渣中的金属元素，对分离出钙和硅元素后剩余的滤液分步结晶，具体地采用三段式结晶，先提取含量最高的铁元素，其次提取铝铁混合元素，之后是微量元素的提取，以分别得到铁粉、净水剂(即铝铁絮凝剂)和金属矿粉，如此，能够实现尽可能多种类、高纯度的工业产品或者工业原料，且工艺简单，成本低。若直接全部结晶(如前文描述的对赤泥的处理方法)，得到的混合物中，不仅混有较多的微量元素，而且铝元素和铁元素的含量差距较大，无法直接用于工业产品或者原料，还需要经过碱性溶液等其他耗材将两种元素分离；即使是先提取铝铁混合物，再结晶微量元素，在得到的铝铁混合物中也会存在上述问题。
在有些铅锌冶炼水淬渣中，上述主量元素中，铁元素的含量最高、硅元素的含量次之、钙元素的含量低于硅元素的含量，铝元素的含量最低。具体地，铅锌冶炼水淬渣中，Fe2O3的含量为30％～45％、SiO2的含量为25％～35％、CaO 的含量为10％～25％、Al2O3的含量为8％～12％，如Fe2O3的含量为30％、32％、 35％、38％、40％、43％或者45％等，SiO2的含量为25％、26％、28％、30％、 32％、34％或者35％等，CaO的含量为10％、12％、15％、18％、20％、23％、 24％或者25％等，Al2O3的含量为8％、9％、10％、11％或者12％等。这种铅锌冶炼水淬渣使用本发明的上述处理方法，在循环酸浸的过程中，更易于提高第二滤出液中铁元素的离子浓度，从而在较少的循环次数中既能够满足循环酸浸的中止条件，进而提高整个处理方法的效率。当然，本发明中的各主量元素的含量百分比排序并不限于此，各主量元素的含量也不限于上述范围，其只要满足铁元素的含量与铝元素的含量有一定差距即可。
优选地，步骤S100中，硫酸溶液与水淬渣粉的质量比为5～15，如5、6、 8、10、13、14或者15等；第一预设浓度为1～9mol/L，如1mol/L、3mol/L、 5mol/L、6mol/L、8mol/L或者9mol/L等，由于步骤S100中的硫酸主要用于原料的溶出，若硫酸浓度太高，可能会使硫酸溶液表现为强氧化性，在原料表面形成氧化膜，降低反应效率，因此，选用该范围的硫酸溶液既能够提高反应效率，又能够使全部可溶性元素尽可能发生反应。第一预设时间为2～50min，如2min、6min、10min、15min、20min、30min、40min、45min或者50min 等。采用这种参数的组合，既能够使水淬渣中的硅和金属元素尽快溶解于溶液中，且不会形成水凝胶，又能够快速得到硫酸钙沉淀。具体地，第一预设时间可以根据硫酸浓度和水淬渣成分的不同进行选择，在合适的硫酸浓度下，水淬渣反应速率比较快，也可能不到2min。
在步骤S200中，原硅酸凝聚成胶的过程，会受原硅酸的浓度以及温度的影响，可以先加热至预设温度，然后保温第二预设时间，具体地，保温温度可以为20℃～100℃，如20℃、25℃、30℃、50℃、60℃、75℃、80℃、85℃、 90℃、95℃或者100℃等；第二预设时间为1～10小时，如1小时、3小时、5 小时、7小时、9小时或者10小时等。采用上述数值范围，能够提高第一滤出液中原硅酸凝聚成胶的效率，且尽可能将第一滤出液中的硅元素全部提取。
为了加快原硅酸凝聚成胶的过程，本发明中的一种优选实施例中，当选用 SiO2的含量为25％～35％的铅锌冶炼水淬渣时，第一滤出液中原硅酸能够达到一定的浓度，具体地，可以为25～35g/L，如25g/L、27g/L、28g/L、29g/L、 30g/L、33g/L、34g/L或者35g/L等；步骤S200中，在常温下也可以自发凝聚成胶。进一步优选地，先加热至50℃～80℃，如50℃、55℃、60℃、65℃、 70℃、75℃或者80℃等，再保温静置，这样，通过加热则能够加快原硅酸凝聚成胶的过程，提高整个处理方法的效率。
其中，上述步骤中得到的硫酸钙和二氧化硅水凝胶由于是从硫酸溶液中过滤分离出来的，且过滤后的滤渣还是比较湿润的，因此，硫酸钙滤渣会带有第一滤出液，二氧化硅水凝胶会带有第二滤出液，进而会混入其他硫酸盐成分，因此，在上述步骤S100和步骤S200得到的滤渣后，可以采用清水对滤渣进行清洗，以将尽可能多的其他成分溶解掉。具体地，
步骤S100后还可以包括步骤：
S110：利用清水对CaSO4滤渣进行清洗以得到纯净的硫酸钙粉末，并将清洗后的水用于调配步骤S100中所用的硫酸溶液。
步骤S200后还可以包括步骤：
S210：利用清水对二氧化硅水凝胶进行清洗以得到纯净的水凝胶，并将清洗后的水用于调配步骤S100中所用的硫酸溶液。
其中，步骤S110可以在步骤S100之后的任一步骤之后执行，也可以与步骤S100之后的任一步骤并列执行；步骤S210可以在步骤S200之后的任一步骤之后执行，也可以与步骤S200之后的任一步骤并列执行。采用这种方式对步骤S100中的滤渣和步骤S200中的滤渣进行清洗，既能够得到纯度较高的钙、硅产品，又能够将清洗所得的清洗液用于步骤S100中的硫酸溶液，从而降低了硫酸的损耗。
为了更好地拉开第二滤出液中铁离子与铝离子的浓度差，一种优选的实施例中，其中，第二预设浓度可以选为大于90g/L，如90g/L、95g/L、98g/L、 100g/L、105g/L或者110g/L等，或者直接为铁离子达到饱和或者近饱和时的浓度。
其中，上述步骤S400之后还包括步骤：
S410：热解S400中得到的Fe2(SO4)3、FeSO4晶体，得到Fe2O3，即铁粉，并回收热解过程中产生的SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给资源化处理方法中的硫酸。其中，铁粉可以作为很多行业中的原材料。在该过程中发生的化学反应包括：
Fe2(SO4)3·nH2O＝Fe2O3+3SO3↑+nH2O↑；
FeSO4·nH2O＝FeO+3SO3↑+nH2O↑；
4FeO+O2＝2Fe2O3；
SO3+H2O＝H2SO4；
其中，n为自然数。
也就是说，上述步骤S410可以在步骤S400后的任一步骤之后执行，也可以与步骤S400之后的任一步骤同时进行，如步骤S410可以与步骤S500同时执行，也可以先执行步骤S410再执行步骤S500，或者先执行步骤S500再执行步骤S410；相对于步骤S600、S510、S520来说也是一样的。采用这种方法，只需要加热即可将硫酸铁和硫酸亚铁中晶体转化为其他行业常用的铁粉，工艺简单，不需要额外增加任何耗材；且热解过程中还能够回收SO3气体，将其溶于水后可得到硫酸，进而能够作为整个过程中硫酸的补给，如用于循环酸浸中需要调整第二滤出液的硫酸浓度的步骤，也可以用于酸洗过程(如下文描述的步骤S510)，如此，既不会造成废弃固体排放物和气体污染物，又能够节省整个处理方法中的硫酸耗量。
优选地，步骤S410中的热解温度大于500℃、小于700℃，如500℃、550℃、 600℃、650℃或者700℃等。步骤S410中，直到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体全部转变为粉末热解结束，或者说，这些晶体由浅绿色、黄色都变成铁红色的粉末时结束热解(通常，Fe2(SO4)3晶体表现为黄色、FeSO4晶体表现为浅绿色，Fe2O3粉末表现为铁红色)
可以理解地，在步骤S400中得到的Fe2(SO4)3、FeSO4晶体也可以采用现有技术中的其他方法得到铁粉。
进一步地，为了提高铁粉的纯度，在步骤S410之前，可以先对步骤S400 中得到的Fe2(SO4)3、FeSO4晶体进行洗涤，具体地，可以使用水洗和酸洗(如硫酸)，采用水洗能够更好地节省对于硫酸的消耗量，降低处理方法的成本，使其更适于工业化应用。优选地，采用酸洗，更优选地采用硫酸洗涤，也就是说，步骤S400与步骤S410之间还包括步骤：
S420：使用硫酸溶液对步骤S400中的Fe2(SO4)3、FeSO4晶体进行洗涤，并将洗涤后的洗涤液用于步骤S100。
Fe2(SO4)3、FeSO4在水中的溶解度大于在硫酸的溶解度，为了减少 Fe2(SO4)3、FeSO4的损失，采用硫酸溶液洗涤较采用水洗涤来说，硫酸溶液中的硫酸根离子会在一定程度阻碍硫酸盐的溶解，将硫酸铁(包括Fe2(SO4)3、 FeSO4)晶体溶于硫酸溶液时，不仅能溶解硫酸铁晶体中附带的少量其他硫酸盐，也能最大程度上阻碍硫酸铁的大量溶解，从而既能够提高硫酸铁晶体的纯度，又能够将洗涤后的硫酸溶液补给步骤S100中的硫酸，以保证硫酸溶液的最大化利用，不额外排放。且后续步骤S410制备得到的新硫酸可以直接用于步骤S420进行洗涤，如此，也不需要额外增加或者仅少量增加耗材，使整个处理方法达到了高度资源化利用；且在全部资源化的同时，通过用相对低的成本把含量最高的铁、铝尽可能多地提取出来，并转换成两种可直接供其他行业使用的产品，同时兼顾了其他微量元素的回收；对于主量元素而言，不仅成本低，而且制备的铁粉纯度较高，安全无害。再者，采用硫酸溶液洗涤，即使有部分硫酸铁溶解，由于洗涤液可以用于步骤S100，因此，溶解的这部分硫酸铁晶体也不会造成浪费，能够得到充分利用。
步骤S500中得到的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体可以采用现有技术中提供的各种铝铁絮凝剂制备方法。步骤S500中的硫酸铝铁混合晶体是采用过滤的方式分离的，因此，其可能仍然会附带有第四滤出液，会残留有微量的其他硫酸盐，为了得到纯度较高的硫酸铝铁絮凝剂，可以将混合晶体先洗涤，如水洗或者酸洗，然后再制备硫酸铝铁絮凝剂。本发明的一种优选的实施例中，上述步骤S500之后还包括步骤：
S510：使用硫酸溶液对步骤S500中的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体进行洗涤，并将洗涤后的洗涤液用于步骤S100；
S520：将洗涤后的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体溶于水，得到聚合硫酸铝铁絮凝剂。
上述步骤中发生的化学反应包括：
2Al2(SO4)3+2nH2O＝2Al2(OH)n(SO4)3-n/2+nH2SO4；
4FeSO4+O2+2H2SO4＝2Fe2(SO4)3+2H2O；
2Fe2(SO4)3+2nH2O＝2Fe2(OH)n(SO4)3-n/2+nH2SO；
m[Al2(OH)n(SO4)3-n/2]＝[Al2(OH)n(SO4)3-n/2]m；
m[Fe2(OH)n(SO4)3-n/2]＝[Fe2(OH)n(SO4)3-n/2]m。
其中，m，n为自然数。上述步骤S510、S520可以在步骤S500后的任一步骤之后执行，也可以与步骤S500之后的任一步骤同时进行，如步骤S510、 S520可以与步骤S600同时执行，也可以先执行步骤S510、S520再执行步骤 S600，或者先执行步骤S600再执行步骤S510、S520；当然，也可以先执行步骤S510，再执行步骤S600，然后再执行步骤S520；相对于步骤S410可以依次类推。考虑到硫酸铝铁(包括Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3)在水中的溶解度大于在硫酸的溶解度，为了减少硫酸铝铁的损失，上述实施例中，较采用水洗涤来说，采用硫酸溶液洗涤时，硫酸溶液中的硫酸根离子会在一定程度阻碍硫酸盐的溶解，将硫酸铝铁混合晶体溶于硫酸溶液时，不仅能溶解硫酸铝铁混合晶体中附带的少量硫酸盐，也能最大程度上阻碍硫酸铝铁大量溶解，从而既能够提高硫酸铝铁絮凝剂的纯度，又能够将洗涤后的硫酸溶液补给步骤S100 中的硫酸，以保证硫酸溶液的最大化利用，不额外排放。尤其是在包括步骤 S410的实施例中，制备得到的新硫酸可以直接用于洗涤，如此，也不需要额外增加耗材，或者仅需要增加少量的耗材，使整个处理方法达到了高度资源化利用；且在全部资源化的同时，通过用相对低的成本把含量最高的铁、铝尽可能多地提取出来，并转换成两种可直接供其他行业使用的产品，同时兼顾了其他微量元素的回收；对于主量元素而言，不仅成本低，而且制备的净水剂纯度较高，安全无害。再者，采用硫酸溶液洗涤，即使有部分硫酸铝铁混合晶体溶解，由于洗涤液可以用于步骤S100，因此，溶解的这部分硫酸铝铁混合晶体也不会造成浪费，能够得到充分利用。
具体地，步骤S510中，按照固液比为1:(0.7～1.3)的方式洗涤两次，如固液比可以为，1:0.7、1:0.9、1:1、1:1.2或者1:1.3等，这主要是考虑如果硫酸溶液过少，则洗涤效果差，仍然会有部分微量元素参量；若硫酸溶液过多，则硫酸铝铁可能会溶解的较多，而采用上述固液比的范围能够兼顾洗涤效果和避免晶体溶解过多的问题。其中，硫酸溶液的浓度为9～12mol/L，如9mol/L、 10mol/L、11mol/L或者12mol/L等，硫酸浓度如果太低，则硫酸铝铁晶体会溶解的较多，选用这种浓度范围的硫酸对硫酸铝铁晶体进行洗涤，能够使得到的硫酸铝铁絮凝剂中的微量元素尽可能减少，以用于净水处理，且基本不会有硫酸铝铁被溶解。
具体地，上述步骤S400中，先加热蒸发浓缩，当Fe2(SO4)3、FeSO4过饱和时，即第二滤出液中有晶体析出时，停止加热，由于硫酸铁和硫酸亚铁在较高温度的溶解度会大于室温的溶解度，因此，当蒸发浓缩至有晶体析出时，还会有较多的铁离子溶解在溶液中，停止加热后，在冷却的过程中，铁离子的溶解度逐渐降为室温的溶解度，而在室温中，铁离子的浓度是远大于铝离子的浓度的，因此，在短时间内也不会有硫酸铝析出。其中，蒸发的温度可以为 95～105℃，如95℃、97℃、99℃、100℃、102℃、103℃或者105℃等。
优选地，冷却至室温，并静置0.5～1小时后过滤以得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体，也就是说，在该步骤中，冷却至室温后，静置时间可以选择0.5小时、 0.6小时、0.8小时或者1小时等。
一种优选的实施例中，为了防止Fe2(SO4)3、FeSO4晶体中混入Al2(SO4)3，提高最终铁粉的纯度，在冷却结晶的过程中，可以检测结晶中的第二滤出液中铁离子和铝离子的浓度，当铁离子的浓度达到与铝离子浓度接近时，如铝离子和铁离子浓度之比为1：(0.95～1.05)，即在Fe2(SO4)3、FeSO4晶体析出过程中得到的上清液中，对铝离子和铁离子的浓度进行监控，当在铝离子和铁离子浓度之比为1：(0.95～1.05)时，停止结晶，然后进行过滤。由于硫酸铝的溶解度高于Fe2(SO4)3、FeSO4(以20℃环境温度为例，此时，硫酸铝的溶解度比硫酸亚铁高35％以上)，因此在上清液的铝离子和铁离子浓度之比为1： (0.95～1.05)时，硫酸铝也不会沉淀结晶析出，此时停止结晶，过滤分离后可获得Fe2(SO4)3、FeSO4晶体和第三滤出液。在另一种实施例中，在结晶的过程中，检测第二滤出液中铝离子的饱和度，当铝离子达到饱和的时候即停止结晶，如此能够使尽可能多的铁元素被单独提取，从而提高整个水淬渣的资源化处理效果。
实际上，上述步骤S400中，得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体的过程也可以不采用冷却结晶的方式，如上述步骤S400可采用下述步骤代替：
S400A：对第二滤出液蒸发浓缩以析出Fe2(SO4)3、FeSO4晶体，到达第一条件时停止蒸发浓缩，进行过滤分离，得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体和第三滤出液，其中，第一条件为：第二滤出液在蒸发浓缩过程中的溶液(当有晶体析出时即为上清液)中，铝离子和铁离子的浓度之比为1：(0.95～1.05)；或者第一条件为：第二滤出液在蒸发浓缩过程中溶液(当有晶体析出时即为上清液)中，铝离子达到饱和时停止结晶。
采用这种不进行降温冷却结晶的方式，能够避免降温冷却所导致的除了 Fe2(SO4)3、FeSO4晶体之外，还有其他金属硫酸盐因为温度降低而溶解度降低，伴随着Fe2(SO4)3、FeSO4晶体的析出而析出。
本领域技术人员可以理解，从对上清液取样进行离子浓度检测，直至得到检测结果、并做出停止结晶或者蒸发浓缩的操作之间，难免有一个时间窗口存在，故而即使取样中铝离子和铁离子浓度之比为1：(0.95～1.05)，在做出停止蒸发浓缩的操作之时，铝离子和铁离子的浓度之比与上述区间可能会略有偏差，这个偏差是目前难于避免的、也是容许的(其对Fe2(SO4)3、FeSO4的结晶析出物的纯净度影响很小)，实际操作时，仍可以将取样中铝离子和铁离子浓度之比为1：(0.95～1.05)作为第一条件，在检测到离子浓度在前述区间内时，做出停止结晶或者蒸发浓缩的操作。
同理，上述步骤S500中，先加热蒸发浓缩，当Fe2(SO4)3、FeSO4和Al2(SO4)3过饱时，即第三滤出液中有晶体析出时，停止加热，由于硫酸铁、硫酸亚铁和硫酸铝在较高温度的溶解度会大于室温的溶解度，因此，当蒸发浓缩至有晶体析出时，还会有较多的铁离子和铝离子溶解在溶液中，停止加热后，随着溶液在冷却的过程中，铁离子和铝离子的溶解度逐渐降为室温的溶解度，而在室温中，第三滤出液中，铁离子和铝离子的浓度是远大于其他微量金属离子的浓度的，因此，在短时间内也不会有硫酸铝析出。其中，蒸发的温度可以为 95～105℃，如95℃、97℃、99℃、100℃、102℃、103℃或者105℃等。
优选地，在上述步骤S500中，冷却至室温，并静置2～6小时后过滤以得到Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体，也就是说，在该步骤中，冷却至室温后，静置时间可以选择2小时、3小时、4小时、5小时、6小时等。
一种优选的实施例中，为了防止硫酸铝铁晶体中混入其他金属硫酸盐，提高最终净水剂的纯度，在冷却结晶的过程中，可以对结晶中的第三滤出液中除铁离子和铝离子之外的所有其他金属离子的浓度进行监控，即在硫酸铝铁混合晶体析出过程中得到的上清液中，当除了铝离子和铁离子之外的任一金属元素离子浓度达到或接近饱和时，停止结晶，以避免除铝和铁之外，其它金属元素对应的硫酸盐也开始结晶析出，影响获得的硫酸铝铁晶体的纯净度。结晶结束后进行过滤，分离出硫酸铝铁晶体和第四滤出液。在另一种实施例中，在结晶的过程中，检测第三滤出液中除铁离子和铝离子之外的其他金属离子的饱和度，当其他任一金属元素离子达到饱和的时候即停止结晶，如此能够使尽可能多的铁元素被单独提取，从而提高整个水淬渣的资源化处理效果。
实际上，上述步骤S500中，得到Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体的过程也可以不采用冷却结晶的方式，如步骤S500可采用下述步骤代替：
S500A：对第二滤出液蒸发浓缩以析出Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体，到达第二条件时停止蒸发浓缩，进行过滤分离，得到Fe2(SO4)3、FeSO4、 Al2(SO4)3混合晶体和第四滤出液，其中，第二条件为：第三滤出液的蒸发浓缩液(当有晶体析出时称为上清液)中，除了铝离子和铁离子之外的任一金属元素离子浓度达到饱和；或者第二条件为：第三滤出液在蒸发浓缩过程中溶液(当有晶体析出时即为上清液)中，除了铝离子和铁离子之外的任一金属元素离子达到饱和时停止结晶。
采用这种不进行降温冷却结晶的方式，能够避免降温冷却所导致的除了硫酸铝铁混合晶体之外，还有其他金属硫酸盐因为温度降低而溶解度降低，伴随着硫酸铝铁混合晶体的析出而析出。
其中，在经过上述步骤S400或者S400A后，第三滤出液中的铁离子在室温时处于饱和状态，随着温度的升高，铁离子的浓度会增大，变为不饱和，而此时铁离子与铝离子的浓度比较接近，因此，铝离子和铁离子基本会一起析出，即会结晶出Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体。
本领域技术人员可以理解，从对上清液取样进行离子浓度检测，直至得到检测结果、并做出停止结晶或者蒸发浓缩的操作之间，难免有一个时间窗口存在，故而即使取样中除了铝离子和铁离子之外的任一金属元素离子浓度达到饱和时，在做出停止结晶或者蒸发浓缩的操作之时，该金属元素离子可能已经略超过饱和，这个偏差是目前难于避免的、也是容许的(其对硫酸铝铁混合晶体的纯净度影响很小)，实际操作时，仍可以取样中除了铝离子和铁离子之外的任一金属元素离子浓度达到饱和作为第二条件，在检测到离子浓度在前述区间内时，做出停止结晶和蒸发浓缩的操作。
需要说明的是，步骤S400A、S500A可以与其他步骤S100、S200、S300、 S600、S410、S510、S520以及下文的S610中的部分或者全部形成多种可选实施例，如可选地一种实施例中，铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法可以包括步骤S100、S200、S300、S400A、S500A、S600；或者包括步骤S100、S200、 S300、S400A、S500、S600；或者包括步骤S100、S200、S300、S400、S500A、 S600。当然，在这些步骤之后还可以包括步骤S410、S510、S520以及下文的 S610。
在步骤S600得到复合金属硫酸盐晶体后，可以直接提供给所需行业，也可以采用现有的各种方式形成金属矿粉。本发明的一种优选实施例中，步骤 S600之后还包括步骤：
S610：热解复合金属硫酸盐晶体，得到金属矿粉，并回收热解过程中的 SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给资源化处理方法中需要的硫酸。
也就是说，当得到复合金属硫酸盐晶体后，对其进行热解得到金属矿粉。采用这种方法，只需要加热即可将复合金属硫酸盐晶体转化为其他行业常用的金属矿粉，工艺简单，不需要额外增加任何耗材；且热解过程中还能够回收 SO3气体，将其溶于水后可得到硫酸，进而能够作为整个过程中硫酸的补给，如用于循环酸浸中需要调整第二滤出液的硫酸浓度的步骤，也可以用于酸洗过程(如上文描述的步骤S510)，如此，既不会造成废弃固体排放物和气体污染物，又能够节省整个处理方法中的硫酸耗量。
其中，如上文所述，以上多个步骤中的过滤均是从溶液中分离出滤渣，因此，很难将将滤渣中的水分或者溶液彻底清除，尤其是步骤S200中，二氧化硅水凝胶含水比较高，具备一定的流动性，为了尽可能降低滤渣中带有太多的滤液，步骤S200中的过滤方式为：先通过真空过滤器过滤之后再通过压滤机过滤，如此，先通过真空过滤器将较多的滤液滤除，然后通过压滤机将其残存的剩余较少的滤液进一步清除。对于其他步骤总的过滤，如硫酸钙滤渣、硫酸铁和硫酸亚铁的晶体为固体，一般含水量低，可以直接采用真空压滤机过滤，即步骤S100、S400、S500中的过滤可以仅采用真空压滤机过滤，当然，也可以先通过真空过滤器过滤之后再通过压滤机过滤，且在上述使用水洗或者酸洗的过程中，也可以先后通过真空过滤器和压滤机进行过滤。
上此外，述处理方法中，步骤S100之前还包括：将铅锌冶炼水淬渣磨成水淬渣粉料。
在该实施例中，上述步骤S100中，将水淬渣粉料与第一预设浓度的硫酸溶液进行混合、搅拌，反应第一预设时间后进行过滤分离，得到CaSO4滤渣和第一滤出液。
在该实施例中，先对铅锌冶炼水淬渣进行研磨，磨成粒径较小的粉料，当用于步骤S100中时，能够增加硫酸与水淬渣的接触面积，使二者能够混合地更均匀，从而使水淬渣中的各元素反应地更充分，有利于后续提取和分离步骤。
优选地，水淬渣粉料的粒径为46～74μm、如46μm、50μm、55μm、60μm、 68μm、70μm、72μm、74μm，采用该粒径范围的水淬渣粉料，能够较其他粒径范围的水淬渣粉料更有利于S100中的混合和反应。
本发明还提供了一种铅锌冶炼水淬渣的资源化处理系统，用于实施上述任一实施例所述的资源化处理方法；包括：
用于步骤S100的混合反应装置、用于步骤S200、S400、S500、S600中保温结晶或者蒸发结晶的蒸发装置，以及用于步骤S100、S200、S400、S500、 S600中过滤的过滤分离装置。
具体地，混合反应装置包括具有第一搅拌部件的酸浸反应釜，当进行步骤 S100时，将水淬渣与硫酸溶液置于酸浸反应釜中，并通过第一搅拌部件的工作对二者进行搅拌，以实现充分混合和反应。蒸发装置包括具有加热部件和第二搅拌部件的蒸发反应釜，在步骤S200、S400、S500、S600各自进行时，可以将待处理的滤出液置于蒸发反应釜，当需要加热和保温时，加热部件工作以实现加热或者保温。过滤分离装置包括真空过滤器和压滤机，二者的使用在前述以进行描述，这里就不再赘述。其中，上述蒸发装置和混合反应装置可以为不同的设备，也可以为相同设备，在为相同设备时，二者为具有加热部件和搅拌部件的酸浸反应釜或者蒸发反应釜。
此外，上述系统还包括用于热解Fe2(SO4)3、FeSO4晶体的热解炉和用于吸收热解过程中的三氧化硫气体的酸吸收塔，酸吸收塔的气体入口与热解炉的气体出口连通，以实现三氧化硫气体的自动回收，酸吸收塔中盛装有水，当吸入三氧化硫气体时，能够快速将其吸收，只需要定期排出塔内的水，更换新的水即可，排出的水中由于溶解有三氧化硫形成了硫酸，可以根据需要进行浓度配置以用于前述的资源化处理方法中。
上述系统还包括用于将铅锌冶炼水淬渣磨成水淬渣粉料的粉碎装置，粉碎装置包括雷蒙磨，以用于上述步骤S100前的步骤，将铅锌冶炼水淬渣磨成粒径较小的粉末。
下面以具体实施例对本发明的上述资源化处理方法进行描述。
实施例1
本实施例中的铅锌冶炼水淬渣中，主量元素中，SiO2的含量为14.28％， Al2O3的含量为5.03％，Fe2O3的含量为28.7％，CaO的含量为10.36％；微量元素中，Zn的含量为0.31％，Cu的含量为0.53％。
资源化处理方法的具体实施步骤如下：
S000：将金属冶炼水淬渣磨至粒径为74μm的水淬渣粉料；
S100：按照液固比为9，将水淬渣粉料置于浓度为9mol/L的硫酸溶液中，搅拌溶出5min，过滤，得到硫酸钙滤渣和第一滤出液；
S200：将第一滤出液加热至50℃，保温成胶2小时后过滤，得到二氧化硅水凝胶和第二滤出液；
S300：将第二滤出液的硫酸浓度调整至9mol/L，用于步骤S100中水淬渣粉料的溶出，并重复步骤S100和步骤S200，直到获得铁离子浓度达116g/L 的第二滤出液；
S400：对第二滤出液进行蒸发浓缩，直至蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、FeSO4过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体和第三滤出液；
S410：热解S400中得到的Fe2(SO4)3、FeSO4晶体，得到Fe2O3，并回收热解过程中产生的SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给资源化处理方法中需要的硫酸；
S500：对第三滤出液进行蒸发浓缩，直到蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、FeSO4、 Al2(SO4)3过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体和第四滤出液；
S510：使用硫酸溶液对步骤S500中的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体进行洗涤，并将洗涤后的洗涤液用于步骤S100；
S520：将洗涤后的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体溶于水，得到聚合硫酸铝铁絮凝剂；
S600：对所述第四滤出液蒸发浓缩至完全结晶，得到铜和锌的复合金属硫酸盐晶体；
S610：热解复合金属硫酸盐晶体，得到金属矿粉，并回收热解过程中的 SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给资源化处理方法中需要的硫酸。
经分析检测，上述步骤中得到的硫酸钙、二氧化硅水凝胶、硫酸铝铁絮凝剂、氧化铁均能满足相关行业标准；金属矿粉中，微量元素：Zn的含量为4.34％， Cu的含量为7.42％，达到了矿产工业手册中Zn、Cu氧化物矿厂的工业品位(通常Zn的含量为3％-6％，Cu的含量为0.7％)。
实施例2
本实施例的铅锌冶炼水淬渣中，主量元素中，SiO2的含量为13.55％，Al2O3的含量为5.45％，Fe2O3的含量为23.72％，CaO的含量为15.34％；微量元素中， Zn的含量为0.39％，Cu的含量为0.46％。
资源化处理方法的具体实施步骤如下：
S000：将金属冶炼水淬渣磨至粒径为46μm的水淬渣粉料；
S100：按照液固比为15，将水淬渣粉料置于浓度为4.5mol/L的硫酸溶液中，搅拌溶出50min，过滤，得到硫酸钙滤渣和第一滤出液；
S200：将第一滤出液在常温下，保温成胶2小时后过滤，得到二氧化硅水凝胶和第二滤出液；
S300：将第二滤出液的硫酸浓度调整至4.5mol/L，用于步骤S100中水淬渣粉料的溶出，并重复步骤S100和步骤S200，直到获得铁离子浓度达91g/L 的第二滤出液；
S400：对第二滤出液进行蒸发浓缩，直至蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、FeSO4过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体和第三滤出液；
S410：热解S400中得到的Fe2(SO4)3、FeSO4晶体，得到Fe2O3，并回收热解过程中产生的SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给资源化处理方法中需要的硫酸；
S500：对第三滤出液进行蒸发浓缩，直到蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、FeSO4、 Al2(SO4)3过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体和第四滤出液；
S510：使用硫酸溶液对步骤S500中的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体进行洗涤，并将洗涤后的洗涤液用于步骤S100；
S520：将洗涤后的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体溶于水，得到聚合硫酸铝铁絮凝剂；
S600：对所述第四滤出液蒸发浓缩至完全结晶，得到铜和锌的复合金属硫酸盐晶体；
S610：热解复合金属硫酸盐晶体，得到金属矿粉，并回收热解过程中的 SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给资源化处理方法中需要的硫酸。
经分析检测，上述步骤中得到的硫酸钙、二氧化硅水凝胶、硫酸铝铁絮凝剂、氧化铁均能满足相关行业标准；金属矿粉中，微量元素中，Zn的含量为 6.63％，Cu的含量为7.81％，达到了矿产工业手册中Zn、Cu氧化物矿床的工业品位(Zn 3％-6％，Cu 0.7％)。
本领域的技术人员能够理解的是，在不冲突的前提下，上述各优选方案可以自由地组合、叠加。
应当理解，上述的实施方式仅是示例性的，而非限制性的，在不偏离本发明的基本原理的情况下，本领域的技术人员可以针对上述细节做出的各种明显的或等同的修改或替换，都将包含于本发明的权利要求范围内。

Claims (14)

1.一种铅锌冶炼水淬渣的资源化处理方法，铅锌冶炼水淬渣中含有钙、硅、铁、铝、铜、锌元素，且所述铁的含量高于铝的含量，铁、铝的含量均高于铜、锌的含量；其特征在于，包括步骤：
S100：将所述水淬渣与第一预设浓度的硫酸溶液进行混合、搅拌，反应第一预设时间后进行过滤分离，得到CaSO4滤渣和第一滤出液；
S200：将所述第一滤出液保温第二预设时间后过滤，得二氧化硅水凝胶和第二滤出液；
S300：将所述第二滤出液的硫酸浓度调整至所述第一预设浓度，重复步骤S100、S200，直至所述第二滤出液的中铁离子的浓度达到第二预设浓度，进行步骤S400；其中，所述第二预设浓度选为大于90g/L；
S400：对所述第二滤出液进行蒸发浓缩，直到蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、FeSO4过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体和第三滤出液；
S500：对所述第三滤出液进行蒸发浓缩，直到蒸发浓缩液中Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3过饱和之后，冷却结晶，过滤得到Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体和第四滤出液；
S600：对所述第四滤出液蒸发浓缩至完全结晶，得到铜和锌的复合金属硫酸盐晶体；
S410：热解步骤S400中得到的Fe2(SO4)3、FeSO4晶体，得到Fe2O3，并回收热解过程中产生的SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给所述资源化处理方法中需要的硫酸；
S510：使用硫酸溶液对步骤S500中的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体进行洗涤，并将洗涤后的洗涤液用于步骤S100；
S520：将洗涤后的Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体溶于水，得到聚合硫酸铝铁絮凝剂。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤S410中的热解温度大于500℃、小于700℃。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤S510中，按照固液比为1:（0.7~1.3）的方式洗涤两次；其中，所述硫酸溶液的浓度为9~12mol/L。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤S600之后还包括步骤：
S610：热解复合金属硫酸盐晶体，得到金属矿粉，并回收热解过程中的SO3气体，制备形成硫酸溶液以用于补给所述资源化处理方法中需要的硫酸。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所步骤S100中，硫酸溶液与水淬渣粉的质量比为5~15，所述第一预设浓度为1~9mol/L，第一预设时间为2~50min。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤S200中，保温温度为20~100℃，第二预设时间为1~10小时。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤S400中，冷却至室温，并静置0.5~1小时后过滤以得到Fe2(SO4)3、FeSO4晶体；
所述步骤S500中，冷却至室温，并静置2~ 6小时后过滤以得到Fe2(SO4)3、FeSO4、Al2(SO4)3混合晶体。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤S200中的过滤方式为：先通过真空过滤器过滤之后再通过压滤机过滤。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤S100之前还包括步骤：
S000：将铅锌冶炼水淬渣磨成水淬渣粉料，其中，水淬渣粉料的粒径为46~74μm；
所述步骤S100中，将所述水淬渣粉料与第一预设浓度的硫酸溶液进行混合、搅拌，反应第一预设时间后进行过滤分离，得到CaSO4滤渣和第一滤出液。
10.根据权利要求1-9任一项所述的方法，其特征在于，所述铅锌冶炼水淬渣中，SiO2的含量为25%~35%、Fe2O3的含量为30%~45%、Al2O3的含量为8%~12%、CaO的含量为10%~25%。
11.一种铅锌冶炼水淬渣的资源化处理系统，用于实施权利要求1-10任一项所述的资源化处理方法；其特征在于，包括：
用于步骤S100的混合反应装置、用于步骤S200、S400、S500、S600中保温结晶或者蒸发结晶的蒸发装置，以及用于步骤S100、S200、S400、S500、S600中过滤的过滤分离装置。
12.根据权利要求11所述的系统，其特征在于，
所述混合反应装置包括具有第一搅拌部件的酸浸反应釜；
所述蒸发装置包括具有加热部件和第二搅拌部件的蒸发反应釜；
所述过滤分离装置包括真空过滤器和压滤机。
13.根据权利要求12所述的系统，其特征在于，还包括用于热解Fe2(SO4)3、FeSO4晶体的热解炉和用于吸收热解过程中的三氧化硫气体的酸吸收塔，所述酸吸收塔的气体入口与所述热解炉的气体出口连通。
14.根据权利要求11-13任一项所述的系统，其特征在于，还包括用于将铅锌冶炼水淬渣磨成水淬渣粉料的粉碎装置，所述粉碎装置包括雷蒙磨。
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Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4219354A (en) * 1977-11-28 1980-08-26 Outokumpu Oy Hydrometallurgical process for the treatment of oxides and ferrites which contain iron and other metals
CN109402411A (zh) * 2018-11-05 2019-03-01 北京清新环境技术股份有限公司 一种从锌冶炼渣综合回收有价金属的方法
CN109825718A (zh) * 2019-04-02 2019-05-31 江西理工大学 从水淬渣中回收铅、锌、碳、铁及尾渣无害化的选冶方法
CN110422851A (zh) * 2019-07-03 2019-11-08 湘潭大学 从铅锌冶炼水淬渣中分离出铁、锌、二氧化硅等组分的方法
CN111495588A (zh) * 2020-04-27 2020-08-07 汉源县伟业环保科技有限公司 一种资源化、减量化、无害化处理铅锌冶炼渣的方法

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP2622108B1 (en) * 2010-09-30 2018-02-07 Yava Technologies Inc. Selective leach recovery of zinc from a composite sulphide ore deposit, tailings, crushed ore or mine sludge

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4219354A (en) * 1977-11-28 1980-08-26 Outokumpu Oy Hydrometallurgical process for the treatment of oxides and ferrites which contain iron and other metals
CN109402411A (zh) * 2018-11-05 2019-03-01 北京清新环境技术股份有限公司 一种从锌冶炼渣综合回收有价金属的方法
CN109825718A (zh) * 2019-04-02 2019-05-31 江西理工大学 从水淬渣中回收铅、锌、碳、铁及尾渣无害化的选冶方法
CN110422851A (zh) * 2019-07-03 2019-11-08 湘潭大学 从铅锌冶炼水淬渣中分离出铁、锌、二氧化硅等组分的方法
CN111495588A (zh) * 2020-04-27 2020-08-07 汉源县伟业环保科技有限公司 一种资源化、减量化、无害化处理铅锌冶炼渣的方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
铅锌冶炼渣的资源化研究进展;刘群;《河南化工》;20170215(第02期);11-15 *
锌冶炼工艺现状及有价金属高效回收利用新工艺;何耀;《矿冶》;20200825(第04期);23-27 *

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