CN115927873A - 一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法 - Google Patents
一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN115927873A CN115927873A CN202211487551.6A CN202211487551A CN115927873A CN 115927873 A CN115927873 A CN 115927873A CN 202211487551 A CN202211487551 A CN 202211487551A CN 115927873 A CN115927873 A CN 115927873A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- zinc
- zinc oxide
- smoke dust
- ammonium chloride
- leaching
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 130
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 title claims abstract description 59
- 239000000428 dust Substances 0.000 title claims abstract description 52
- 239000000779 smoke Substances 0.000 title claims abstract description 52
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 46
- 238000012545 processing Methods 0.000 title abstract description 10
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 127
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonia chloride Chemical compound [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 89
- 239000013078 crystal Substances 0.000 claims abstract description 51
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 51
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 claims abstract description 43
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 41
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims abstract description 28
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims abstract description 21
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims abstract description 19
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 19
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 16
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 16
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims abstract description 14
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 12
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims abstract description 10
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 10
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 6
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 claims abstract description 6
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 120
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 111
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 22
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 18
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 14
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 13
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 13
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 11
- 239000008367 deionised water Substances 0.000 claims description 10
- 229910021641 deionized water Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims description 9
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims description 9
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 8
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000011575 calcium Substances 0.000 claims description 7
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 claims description 6
- 239000004071 soot Substances 0.000 claims description 5
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims description 4
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000001172 regenerating effect Effects 0.000 claims description 3
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 9
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 8
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 abstract description 7
- 230000008901 benefit Effects 0.000 abstract description 3
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 abstract description 3
- 238000000227 grinding Methods 0.000 abstract 2
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 abstract 1
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 abstract 1
- 230000001698 pyrogenic effect Effects 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 67
- 238000009616 inductively coupled plasma Methods 0.000 description 27
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 18
- 239000000047 product Substances 0.000 description 17
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 16
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 14
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 14
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 10
- PTFCDOFLOPIGGS-UHFFFAOYSA-N Zinc dication Chemical compound [Zn+2] PTFCDOFLOPIGGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 7
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 7
- MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N Oxalic acid Chemical compound OC(=O)C(O)=O MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 6
- 238000011160 research Methods 0.000 description 6
- 238000001228 spectrum Methods 0.000 description 6
- 230000009466 transformation Effects 0.000 description 6
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910001424 calcium ion Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000001514 detection method Methods 0.000 description 5
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 5
- 239000004744 fabric Substances 0.000 description 5
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 5
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 4
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 4
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 4
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 3
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 3
- UGZADUVQMDAIAO-UHFFFAOYSA-L zinc hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Zn+2] UGZADUVQMDAIAO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229940007718 zinc hydroxide Drugs 0.000 description 3
- 229910021511 zinc hydroxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 3
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical group [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- IWLXWEWGQZEKGZ-UHFFFAOYSA-N azane;zinc Chemical compound N.[Zn] IWLXWEWGQZEKGZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000008859 change Effects 0.000 description 2
- 239000012084 conversion product Substances 0.000 description 2
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 2
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 2
- -1 organic acid zinc salt Chemical class 0.000 description 2
- 235000006408 oxalic acid Nutrition 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- ZPEJZWGMHAKWNL-UHFFFAOYSA-L zinc;oxalate Chemical compound [Zn+2].[O-]C(=O)C([O-])=O ZPEJZWGMHAKWNL-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N Fluorine Chemical compound FF PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011362 coarse particle Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 239000002178 crystalline material Substances 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 239000003063 flame retardant Substances 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 1
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 1
- 238000003837 high-temperature calcination Methods 0.000 description 1
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 description 1
- APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N indium atom Chemical compound [In] APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical compound Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000004973 liquid crystal related substance Substances 0.000 description 1
- 239000010687 lubricating oil Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000010413 mother solution Substances 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000002674 ointment Substances 0.000 description 1
- 150000007524 organic acids Chemical class 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 239000003973 paint Substances 0.000 description 1
- 239000004033 plastic Substances 0.000 description 1
- 229920003023 plastic Polymers 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 239000002243 precursor Substances 0.000 description 1
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 description 1
- 239000004065 semiconductor Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 229920003051 synthetic elastomer Polymers 0.000 description 1
- 239000005061 synthetic rubber Substances 0.000 description 1
- 239000010409 thin film Substances 0.000 description 1
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法，其包括先用氯化铵溶液在一定温度下浸出次氧化锌烟尘中的有价元素；采用锌粉对浸出液进行还原净化，除去浸出液中的杂质金属离子，净化结束后过滤；将净化后的浸出液自然冷却至室温，液相中析出晶体，过滤出晶体并烘干研磨，滤液则返回浸出阶段；将晶体加入水中充分搅拌并加热至指定温度，加入氧化钙粉末(或氢氧化钙、氢氧化钠等碱性粉末)，反应结束后过滤出渣相，烘干研磨可获得纯度较高的氧化锌粉末。该方法不同于传统火法制备氧化锌工艺，无需使用纯度较高的原料，为采用次氧化锌烟尘制备氧化锌提供了可能。该方法高效的处理次氧化锌烟尘制备氧化锌，具有流程短、成本低、投资少、易于操作等优点。
Description
技术领域
本发明涉及一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法，属于有色冶金湿法炼锌技术领域。
背景技术
常规浮选技术容易从脉石中分离硫化物，因此锌的生产主要使用硫化矿。但是随着硫化锌精矿供应的日益紧张，二次锌资源的回收已成为可持续发展的关键。次氧化锌烟尘作为回转窑基于碳热还原处理二次锌资源的主要产物，一直是研究的热点。现有统计数据表明锌原料70％为天然矿物，其中以硫化矿居多，30％来自于二次锌资源的回收。随着高品位硫化矿的减少以及环保压力的增加，如何从二次锌资源中经济高效的回收锌资源成为研究的热点。二次锌资源有以下几个来源：(1)炼钢行业每年生产十几亿吨钢材，以满足全球消费需求。其中40％的加工钢是从电弧炉中回收的废物中获得的，在电炉生产过程中会产生大量含锌烟尘；(2)锌的湿法冶金工艺过程中，在焙烧过程中形成的铁酸锌无法通过常规酸浸溶解，从而使得部分锌进入锌浸出渣中。
目前，工业上处理上述二次锌资源主要采用回转窑高温还原焙烧技术。在1200℃的温度下，将二次锌资源与焦炭等混合物料焙烧，还原得到的锌蒸汽挥发与渣相分离，随后在收尘系统中再次氧化并被收集，所得烟尘中锌含量为45-60％，因此，被称为次氧化锌烟尘，是二次锌资源回收过程中的一种中间产物，除了锌以外还含有铅、镉、砷及铟等有价元素。因此，如何综合利用次氧化锌回收有价元素具有显著的经济价值和社会效益。
氧化锌粉作为一种常用的化学添加剂，广泛地应用于塑料、合成橡胶、润滑油、油漆涂料、药膏、食品、电池、阻燃剂等产品的制作中。此外氧化锌的能带隙和激子束缚能较大，透明度高，有优异的常温发光性能，在半导体领域的液晶显示器、薄膜晶体管、发光二极管等产品中均有应用。
目前，氧化锌粉体的制备技术多种多样，但都需要使用纯度较高的原料(如锌锭、锌锍、锌灰等)。迄今为止，对于如何采用次氧化锌烟尘制备氧化锌的研究较多，但大多需要采用煅烧前驱体以制备氧化锌粉体，煅烧温度是400～700℃，需要能耗较高，且没有实现此氧化锌的资源完全化利用，如专利公开号为CN105271363A，公开了一种超细氧化锌粉体的制备方法以粗颗粒氧化锌或金属锌为原料，通过有机酸溶解生成有机酸锌盐溶液，加入草酸生成草酸锌沉淀；草酸锌经煅烧得到颗粒均匀的氧化锌粉体，草酸用量较大，且不能重复利用，煅烧需要耗能较大，导致生产成本高，所以亟需一种不需要煅烧，能完全资源化利用即可获得氧化锌粉体的方法。
发明内容
(一)要解决的技术问题
为了解决现有技术的上述问题，本发明提供一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌新方法，该方法无需使用粗颗粒氧化锌或金属锌等纯度较高的原料，且无需煅烧处理，生产成本低。
(二)技术方案
为了达到上述目的，本发明采用的主要技术方案包括：
一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法，其包括以下步骤：
S1、氯化铵浸出：以回转窑收尘系统中获得的次氧化锌烟尘为原料，加入氯化铵溶液进行一次氨浸，搅拌反应后过滤出浸出液；
S2、净化除杂：将浸出液保持恒温，加入锌粉充分搅拌，反应后，过滤分离得净化液和净化渣；
S3、冷却结晶：将上述净化液自然冷却至室温，过滤得到冷却结晶和结晶母液，冷却结晶为二氯二氨锌晶体；结晶母液可用于下次浸出的氯化铵溶液使用；
S4、转化：向二氯二氨锌晶体中加入去离子水，充分搅拌后加入氧化钙粉体，进行转化反应，转化反应后过滤得到滤渣和转化后液，滤渣烘干后获得氧化锌粉；
转化后液加入硫酸后进行氯化铵再生，过滤分离获得硫酸钙沉淀和氯化铵溶液；氯化铵溶液则返回浸出步骤，用于下次浸出。
如上所述的方法，优选地，在步骤S1中，次氧化锌烟尘为湿法冶金过程中产生的含锌浸出渣，通过回转窑还原焙烧处理后产生的烟尘，或由锌浸出渣、电炉烟尘在回转窑中经过高温焙烧产生的烟尘，其中主要包含如下质量百分比的元素Zn：45～60％、Pb：7～15％、S：2～6％、Cd：0～2％。
如上所述的方法，优选地，在步骤S1中，所述氯化铵溶液的浓度为3.0～6.0mol/L，搅拌反应的温度为30～90℃。
如上所述的方法，优选地，在步骤S1中，所述氯化铵溶液与次氧化锌烟尘固体积质量比为4:1～15:1，单位为mL/g，搅拌反应的时间为30～180min。
如上所述的方法，优选地，在步骤S2中，所述恒温保持在60～90℃，反应时间为30～90min。
如上所述的方法，优选地，在步骤S2中，所述锌粉的加入量以浸出液中的铅镉含量进行衡量，以铅镉总物质的量的1.5～3倍的摩尔数加入锌粉还原净化。
如上所述的方法，优选地，在步骤S4中，去离子水的加入量按照液固体积质量比为4:1～15:1，单位为mL/g，向二氯二氨锌晶体中加入。
如上所述的方法，优选地，在步骤S4中，所述氧化钙的加入量由二氯二氨锌晶体中锌元素的物质的量决定，按照Zn/Ca摩尔比为1：1～1:4进行，且按每2min加入四分之一量的氧化钙进行加入。
如上所述的方法，优选地，在步骤S4中，所述转化反应的温度为30～90℃，转化反应的时间为15～60min。
如上所述的方法，优选地，在步骤S4中，硫酸的用量按照与钙离子的摩尔比为1：1进行加入。
如上所述的方法，优选地，在步骤S4中，所述氧化钙粉体替换为氢氧化钙或氢氧化钠等碱性粉末。
(三)有益效果
本发明的有益效果是：
本发明提供的一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法，实现了氯化铵溶液的循环利用，该方法的工艺流程短、不需要进行煅烧，只需在低于100℃的温度下即可完成资源化利用，成本大大降低，可实现规模生产；通过氯化铵浸出、冷却、结晶和转化四个步骤实现对次氧化锌烟尘的高效处理。其中浸出环节锌的回收率达到90％以上，转化所得氧化锌产品的纯度可达99.9％以上，且粒度在10微米左右。
附图说明
图1为湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的工艺流程图；
图2为次氧化锌烟尘的XRD图；
图3为冷却结晶物，即二氯二氨锌晶体的XRD图；
图4为转化产物，即氧化锌粉的XRD图；
图5为转化产物氧化锌粉的粒度分布图。
具体实施方式
本发明通过大量的实验研究开发出一种由氯化铵浸出、净化、结晶和转化四步骤组成的次氧化锌湿法处理新方法。本发明的方法无需对次氧化锌脱氟氯处理，具有工艺流程短、投资少、能耗低、易于操作控制的优点。
具体的，一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法，如图1的流程示意图所示，其包括以下步骤：
(1)氯化铵浸出：以回转窑收尘系统中获得的次氧化锌烟尘为原料，加入浸出液即氯化铵溶液进行一次氨浸，充分搅拌反应后过滤出浸出液。在此浸出过程中次氧化锌烟尘中的氧化锌与氯化铵溶液中的铵根离子发生反应生成锌氨络合离子溶于溶液中，发生反应1)。研究发现采用氯化铵浸出具有较高的选择性，能够避免浸出铁等杂质元素。为了能够尽可能的将次氧化锌烟尘中的氧化锌溶出，需要使用较高浓度的氯化铵溶液，优选氯化铵溶液的浓度为3.0～6.0mol/L。
ZnO+iNH4 +＝Zn(NH3)i 2++(i-2)H++H2O(i＝1～4)1)
(2)净化除杂：将浸出液保持恒温，加入锌粉充分搅拌，反应后，过滤分离得净化液和净化渣。加入锌粉主要通过置换反应除去浸出液中的铅和镉等金属元素，发生的反应如下2)和3)所示。锌粉的用量优选为浸出液中铅和镉元素总物质的量的1.5～3倍。
Pb2++Zn＝Pb+Zn2+ 2)
Cd2++Zn＝Cd+Zn2+ 3)
(3)冷却结晶：研究发现锌氨络合离子在水溶液中的溶解度受温度的影响较大，随着温度的降低，溶解度骤然降低，因此将温度较高的净化液自然冷却至室温，溶液中80％以上的锌离子将以二氯二氨锌晶体的形式在溶液中析出，过滤得到溶液中析出的结晶和结晶母液，冷却析出的结晶经检测为二氯二氨锌晶体，将冷却结晶烘干并研磨，获得二氯二氨锌。
过滤后的滤液即结晶母液中含有大量的氯化铵以及少部分未析出锌氨络合离子，为了实现废液再利用及避免资源浪费，滤液可返回浸出步骤实现重复利用。
(4)转化：向二氯二氨锌晶体中加入去离子水，充分搅拌并加热后加入氧化钙粉体；氧化钙进入溶液后首先发生反应4)生成氢氧化钙，随后生成的氢氧化钙与溶液中锌氨络合离子发生反应5)。
转化反应后过滤得到滤渣和转化后液，滤渣烘干后获得氧化锌粉；经测定转化所得氧化锌产品的纯度可达99.9％以上，且粒度在10微米左右；此外，产物中主要的杂质为氧化钙变质所形成的碳酸钙，因此在理想状态下，通过控制氧化钙的加入量，可使产品氧化锌的纯度达到99.99％。
转化后液加入硫酸后进行氯化铵再生，获得硫酸钙和氯化铵溶液；再生的氯化铵溶液返回浸出步骤，用于浸出环节。
CaO+H2O＝Ca(OH)2 4)
Zn(NH3)i 2++Ca(OH)2＝ZnO+Ca2++iNH3+H2O 5)
在转化后液中加入硫酸是为了回收并处理反应后的废液，通过沉淀出溶液中的钙，回收得到氯化铵溶液可再利用。
为了更好的解释本发明，以便于理解，下面结合附图，通过具体实施方式，对本发明作详细描述。
实施例1
原料：本实施例中所采用的次氧化锌烟尘为湿法冶金过程中产生的含锌浸出渣，通过1200℃回转窑还原焙烧处理后产生并由布袋收集的烟尘，其中主要包含如下质量百分比的元素Zn：55.88％、Pb：14.3％、S：4.27％、Cd：1.25％。该次氧化锌烟尘的X射线衍射图(XRD图谱)如图2所示，可以看出次氧化锌烟尘中主要包括氧化锌，硫化锌和氯化铅等物质。由于硫化锌不溶于氯化铵溶液，因此会使得锌浸出率有一个上限。以下的实施例中情况类似，不再赘述。
氯化铵浸出：称取上述的次氧化锌烟尘原料35g，加入200mL浓度为4.5mol/L的氯化铵溶液，水浴加热使得反应温度维持在80℃，充分搅拌持续90min后过滤得浸出液，通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测出浸出液中锌离子的浓度为91.1g/L，此时锌的浸出率为93.16％。
净化除杂：浸出液恒温保持在80℃，通过ICP分析检测出浸出液中铅离子浓度为5.9g/L，为尽可能除去溶液中的铅离子，加入2g锌粉，充分搅拌还原反应持续60min，过滤分离得净化液和净化渣。
冷却结晶：将净化后的浸出液自然冷却至室温，过滤得到乳白色固体，经过X射线衍射仪测定获得XRD图谱，如图3所示(以下的实施例中获得的二氯二氨锌晶体XRD图谱与之类似，后续不再赘述)，分析比对后确定乳白色固体为二氯二氨锌晶体。晶体在75℃烘箱中12h后研磨至合适粒度。取1g二氯二氨锌晶体溶于100mL的1M的稀硝酸溶液中，然后通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测，换算出二氯二氨锌晶体中锌元素质量分数为39.10％。
转化：称取15g二氯二氨锌晶体置于玻璃反应器中，加入165mL去离子水充分搅拌，转化反应温度为90℃，并同时按照1.25g/2min共加入5g氧化钙粉体，转化反应持续45min后，过滤得到滤渣和转化后液，滤渣烘干后获得物质进行X射线衍射仪测定获得XRD图，如图4所示，分析比对后确定其为氧化锌。通过测定产品中锌含量换算出产物氧化锌的纯度为99.98％，通过激光粒度分析仪检测出产物氧化锌的粒度在10微米左右，粒度分布图如图5所示。通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测出转化后液中的Ca离子浓度后向转化后液中滴加10mL pH为2的硫酸溶液，加入的硫酸的用量与Ca离子的物质的量相同，充分搅拌反应30min，过滤分离得硫酸钙沉淀和再生氯化氨溶液。
实施例2
原料：本实施例中所采用的次氧化锌烟尘为湿法冶金过程中产生的含锌浸出渣，通过1200℃回转窑还原焙烧处理后产生并由布袋收集的烟尘，其中主要包含如下质量百分比的元素Zn：55.88％、Pb：14.3％、S：4.27％、Cd：1.25％。
氯化铵浸出：称取转窑收尘系统中获得的次氧化锌烟尘50g，加入600mL浓度为4.5mol/L氯化铵溶液，水浴加热使得反应温度维持在90℃，充分搅拌持续90min后过滤得浸出液，通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测出浸出液中锌离子的浓度为41.47g/L，此时锌的浸出率为91.2％。
净化除杂：浸出液恒温保持在80℃，通过ICP分析检测出浸出液中铅离子浓度为7.5g/L，为尽可能除去溶液中的铅离子加入3g锌粉，充分搅拌还原反应持续60min，过滤分离得净化液和净化渣。
冷却结晶：净化液自然冷却至室温，过滤得到乳白色固体，经过X射线衍射仪测定获得XRD图谱，分析比对后确定乳白色固体为二氯二氨锌晶体。晶体在75℃烘箱中12h后研磨至合适粒度。取1g二氯二氨锌晶体溶于100mL的1M的稀硝酸溶液中，然后通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测，换算出二氯二氨锌晶体中锌元素质量分数为38.90％。
转化：称取15g二氯二氨锌晶体置于玻璃反应器中，加入75mL去离子水充分搅拌，转化反应温度为90℃，并同时按照1.25g/2min共加入5g氧化钙粉体，转化反应持续45min后过滤得到滤渣和转化后液，滤渣烘干后获得氧化锌。通过测定产品中锌含量换算出产物氧化锌的纯度为99.96％。
向转化后液中滴加10mL pH为2的硫酸溶液，加入的硫酸的用量与Ca离子的物质的量相同，过滤分离得硫酸钙沉淀和再生氯化氨溶液。
实施例3
原料：本实施例中所采用的次氧化锌烟尘为电炉烟尘通过1200℃回转窑还原焙烧处理后产生并由布袋收集的烟尘，其中主要包含如下质量百分比的元素Zn：47.54％、Pb：7.56％、S：2.46％。
氯化铵浸出：称取转窑收尘系统中获得的次氧化锌烟尘20g，加入160mL浓度为4.5mol/L氯化铵溶液，水浴加热使得反应温度维持在50℃，充分搅拌持续90min后过滤得浸出液，通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测出浸出液中锌离子的浓度为56.57g/L，此时锌的浸出率为95.2％。
净化结晶：浸出液恒温保持在80℃，通过ICP分析检测出浸出液中铅离子浓度为2.4g/L，为尽可能除去溶液中的铅离子加入1.8g锌粉，充分搅拌还原反应持续60min，过滤得净化液和净化渣。
冷却结晶：净化液自然冷却至室温过滤得到乳白色固体，经过X射线衍射仪测定获得XRD图谱，分析比对后确定乳白色固体为二氯二氨锌晶体。取1g二氯二氨锌晶体溶于100mL的1M的稀硝酸溶液中，然后通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测，换算出二氯二氨锌晶体中锌元素质量分数为39.08％。
转化：称取15g二氯二氨锌晶体置于玻璃反应器中，加入135mL去离子水充分搅拌，转化反应温度为50℃，并同时按照1.25g/2min共加入5g氢氧化钙粉体，转化反应持续45min后过滤得到滤渣和转化后液，滤渣烘干后获得氧化锌。通过测定产品中锌含量换算出产物氧化锌的纯度为99.98％。
向转化后液中滴加10mL pH为2的硫酸溶液，加入的硫酸的量与转化后液中Ca离子的物质的量相同，过滤分离得硫酸钙沉淀和再生氯化氨溶液。
实施例4
原料：本实施例中所采用的次氧化锌烟尘为电炉烟尘通过1200℃回转窑还原焙烧处理后产生并由布袋收集的烟尘，其中主要包含如下质量百分比的元素Zn：47.54％、Pb：7.56％、S：2.46％。
氯化铵浸出：称取次氧化锌烟尘20g，加入160mL浓度为4.5mol/L氯化铵溶液，水浴加热使得反应温度维持在80℃，充分搅拌持续90min后过滤得浸出液，通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测出浸出液中锌离子的浓度为56.04g/L，此时锌的浸出率为94.3％。
净化除杂：浸出液恒温保持在80℃，通过ICP分析检测出浸出液中铅离子浓度为5.5g/L，为尽可能除去溶液中的铅离子加入2g锌粉，充分搅拌还原反应持续60min，过滤得净化液和净化渣。
冷却结晶：净化液自然冷却至室温过滤得到乳白色固体，经过X射线衍射仪测定获得XRD图谱，分析比对后确定乳白色固体为二氯二氨锌晶体。取1g二氯二氨锌晶体溶于100mL的1M的稀硝酸溶液中，然后通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测，换算出二氯二氨锌晶体中锌元素质量分数为39.10％。
转化：称取15g二氯二氨锌晶体置于玻璃反应器中，加入135mL去离子水充分搅拌，转化反应温度为90℃，并同时按照1.25g/2min共加入5g氢氧化钠粉体，转化反应持续45min后过滤得到滤渣和转化后液，滤渣烘干后获得氧化锌。通过测定产品中锌含量换算出产物氧化锌的纯度为99.97％。
向转化后液中滴加10mL pH为2的硫酸溶液，加入的硫酸的量与转化后液中Ca离子的物质的量相同，过滤分离得硫酸钙沉淀和再生氯化氨溶液。
对比例1
原料：实施例4中所用的次氧化锌烟尘为电炉烟尘通过1200℃回转窑还原焙烧处理后产生并由布袋收集的烟尘，其中主要包含如下质量百分比的元素Zn：47.54％、Pb：7.56％、S：2.46％。
氯化铵浸出：称取转窑收尘系统中获得的次氧化锌烟尘30g，加入200mL浓度为4.5mol/L氯化铵溶液，水浴加热使得反应温度维持在80℃，充分搅拌持续90min后过滤得浸出液，通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测出浸出液中锌离子的浓度为55.4g/L。
净化除杂：浸出液恒温保持在80℃，通过ICP分析检测出浸出液中铅离子浓度为5.1g/L，为尽可能除去溶液中的铅离子加入2g锌粉，充分搅拌还原反应持续60min，过滤得净化液和净化渣。
冷却结晶：净化液自然冷却至室温过滤得到乳白色固体，经过X射线衍射仪测定获得XRD图谱，如图3所示，分析比对后确定乳白色固体为二氯二氨锌晶体。取1g二氯二氨锌晶体溶于100mL的1M的稀硝酸溶液中，然后通过ICP(电感耦合等离子体原子发射光谱仪)分析检测，换算出二氯二氨锌晶体中锌元素质量分数为39.31％。
转化：称取15g二氯二氨锌晶体置于玻璃反应器中，加入135mL去离子水充分搅拌，转化反应温度为90℃，并同时按照5g/2min共加入20g CaO粉体，转化反应持续45min后过滤得到滤渣和转化后液，滤渣烘干后获得氢氧化锌。当氧化钙的加入量大于限制范围(即锌/钙摩尔比＝1：1～1：4)时溶液中pH值过高，此时氢氧化锌相对于氧化锌更加稳定。溶液中的锌离子将以氢氧化锌的形式沉淀析出。
由上可看出，在转化时，应严格控制氧化钙的用量，用量过高获得的产物为氢氧化锌，而非氧化锌。本发明的方法不采用未采用高温煅烧，耗能小，所用的浸出液在后续可进行再生，实现重复利用，操作简单，投资小，使得生产成本大大降低，实现资源化处理。
以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非是对本发明做其它形式的限制，任何本领域技术人员可以利用上述公开的技术内容加以变更或改型为等同变化的等效实施例。但是凡是未脱离本发明技术方案内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与改型，仍属于本发明技术方案的保护范围。
Claims (10)
1.一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法，其特征在于，其包括以下步骤：
S1、氯化铵浸出：以回转窑收尘系统中获得的次氧化锌烟尘为原料，加入氯化铵溶液进行一次氨浸，搅拌反应后过滤出浸出液；
S2、净化除杂：将浸出液保持恒温，加入锌粉充分搅拌，反应后，过滤分离得净化液和净化渣；
S3、冷却结晶：将上述净化液自然冷却至室温，过滤得到冷却结晶和结晶母液，冷却结晶为二氯二氨锌晶体；获得的结晶母液可用于下次浸出的氯化铵溶液使用；
S4、转化：向二氯二氨锌晶体中加入去离子水，充分搅拌后加入氧化钙粉体，进行转化反应，转化反应后过滤得到滤渣和转化后液，滤渣烘干后获得氧化锌粉；
转化后液加入硫酸后进行氯化铵再生，过滤分离获得硫酸钙沉淀和氯化铵溶液；氯化铵溶液则返回浸出步骤，用于下次浸出。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤S1中，次氧化锌烟尘为湿法冶金过程中产生的含锌浸出渣，通过回转窑还原焙烧处理后产生的烟尘，或由锌浸出渣、电炉烟尘在回转窑中经过高温焙烧产生的烟尘，其中主要包含如下质量百分比的元素Zn：45～60％、Pb：7～15％、S：2～6％、Cd：0～2％。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤S1中，所述氯化铵溶液的浓度为3.0～6.0mol/L，搅拌反应的温度为30～90℃。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤S1中，所述氯化铵溶液与次氧化锌烟尘固按体积质量比为4:1～15:1，单位为mL/g，搅拌反应的时间为30～180min。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤S2中，所述恒温保持在60～90℃，反应时间为30～90min。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤S2中，所述锌粉的加入量以浸出液中的铅镉含量进行衡量，以铅镉总物质的量的1.5～3倍的摩尔数加入锌粉还原净化。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤S4中，去离子水的加入量按照液固体积质量比为4:1～15:1，单位为mL/g，向二氯二氨锌晶体中加入。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤S4中，所述氧化钙的加入量由二氯二氨锌晶体中锌摩尔量决定，按照Zn/Ca摩尔比为1：1～1:4进行，且按每2min加入四分之一量的氧化钙进行加入。
9.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤S4中，所述转化反应的温度为30～90℃，转化反应的时间为15～60min；硫酸的用量按照与钙离子的摩尔比为1：1进行加入。
10.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤S4中，所述氧化钙粉体替换为氢氧化钙或氢氧化钠的碱性粉末。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202211487551.6A CN115927873B (zh) | 2022-11-24 | 2022-11-24 | 一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202211487551.6A CN115927873B (zh) | 2022-11-24 | 2022-11-24 | 一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN115927873A true CN115927873A (zh) | 2023-04-07 |
| CN115927873B CN115927873B (zh) | 2024-08-09 |
Family
ID=86655240
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202211487551.6A Active CN115927873B (zh) | 2022-11-24 | 2022-11-24 | 一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN115927873B (zh) |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5683488A (en) * | 1992-01-15 | 1997-11-04 | Metals Recycling Technologies Corp. | Method for producing an iron feedstock from industrial furnace waste streams |
| US5942198A (en) * | 1992-01-15 | 1999-08-24 | Metals Recycling Technologies Corp. | Beneficiation of furnace dust for the recovery of chemical and metal values |
| CN102212700A (zh) * | 2011-05-31 | 2011-10-12 | 新干县金山化工厂 | 一种高纯无水氯化锌的生产方法 |
| CN105967222A (zh) * | 2015-06-08 | 2016-09-28 | 江苏大学 | 钢铁厂含锌烟尘湿法处理直接制备氧化锌的方法 |
| CN109095495A (zh) * | 2018-09-13 | 2018-12-28 | 桐乡市思远环保科技有限公司 | 从含锌物料中制备无水氯化锌的方法 |
| CN109266856A (zh) * | 2018-09-13 | 2019-01-25 | 桐乡市思远环保科技有限公司 | 采用溶剂萃取从酸洗废液中回收锌的方法 |
| CN113403480A (zh) * | 2021-05-14 | 2021-09-17 | 东北大学 | 一种高碱高锌高炉瓦斯灰的回收方法及应用 |
-
2022
- 2022-11-24 CN CN202211487551.6A patent/CN115927873B/zh active Active
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5683488A (en) * | 1992-01-15 | 1997-11-04 | Metals Recycling Technologies Corp. | Method for producing an iron feedstock from industrial furnace waste streams |
| US5942198A (en) * | 1992-01-15 | 1999-08-24 | Metals Recycling Technologies Corp. | Beneficiation of furnace dust for the recovery of chemical and metal values |
| CN102212700A (zh) * | 2011-05-31 | 2011-10-12 | 新干县金山化工厂 | 一种高纯无水氯化锌的生产方法 |
| CN105967222A (zh) * | 2015-06-08 | 2016-09-28 | 江苏大学 | 钢铁厂含锌烟尘湿法处理直接制备氧化锌的方法 |
| CN109095495A (zh) * | 2018-09-13 | 2018-12-28 | 桐乡市思远环保科技有限公司 | 从含锌物料中制备无水氯化锌的方法 |
| CN109266856A (zh) * | 2018-09-13 | 2019-01-25 | 桐乡市思远环保科技有限公司 | 采用溶剂萃取从酸洗废液中回收锌的方法 |
| CN113403480A (zh) * | 2021-05-14 | 2021-09-17 | 东北大学 | 一种高碱高锌高炉瓦斯灰的回收方法及应用 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN115927873B (zh) | 2024-08-09 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US9290828B2 (en) | Processes for preparing titanium oxide and various other products | |
| AU2011334600B2 (en) | Process for recovering zinc and/or zinc oxide II | |
| US9528170B2 (en) | Method for producing a high-purity nanometer zinc oxide from steel plant smoke and dust by ammonia decarburization | |
| CN105293564A (zh) | 一种钢铁厂含锌烟尘灰循环利用的方法 | |
| US9394183B2 (en) | Method for producing a high-purity nanometer zinc oxide from electrolytic zinc acid leaching residues by ammonia decarburization | |
| CN113684368A (zh) | 一种铜冶炼硫化砷渣与含砷烟尘协同处理的方法 | |
| CN108707748B (zh) | 一种净化石煤酸浸液并回收铝、钾和铁的方法 | |
| CN105907960B (zh) | 铅精矿和锌阳极泥联合资源化处理的方法 | |
| CN102863007B (zh) | 一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法 | |
| CN102212700A (zh) | 一种高纯无水氯化锌的生产方法 | |
| CN104229863A (zh) | 一种氨法煅烧氧化锌生产工艺 | |
| CN102838158B (zh) | 利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法 | |
| CN112624161B (zh) | 一种机械活化锂云母提锂制备碳酸锂的方法 | |
| CN111748690B (zh) | 一种基于水热晶格转型的湿法冶金浸出液净化除铁的方法 | |
| CN106830077B (zh) | 一种五氧化二钒提纯的方法 | |
| CN111979421A (zh) | 一种铜冶炼过程中所产含铜砷烟灰综合利用的方法 | |
| CN105838908B (zh) | 一种高效清洁的钼冶炼方法 | |
| CN102828033B (zh) | 一种电解锌酸浸渣的回收利用方法 | |
| AU2018382228B2 (en) | Improved zinc oxide process | |
| JPS5942059B2 (ja) | Ｚｎ含有物からＺｎ分を回収する方法 | |
| CN115927873B (zh) | 一种湿法处理次氧化锌烟尘制备氧化锌的方法 | |
| CN102826588B (zh) | 利用钢厂烟尘灰氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法 | |
| AU2013220926B2 (en) | Process for zinc oxide production from ore | |
| CN106115769A (zh) | 一种低品位含非硫化态锌物料的利用方法 | |
| CN102849781B (zh) | 一种利用钢厂烟尘灰生产高纯氧化锌的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant |