CN116219190A - 一种基于氯化法的炼锌方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种基于氯化法的炼锌方法，所述方法包括以下步骤，将锌精矿和辅料混合，得到混合物料；将混合物料加入冶炼炉内，并喷吹富氧气体和氯气，在预定的温度下进行熔炼，获取烟气和炼渣；对所述烟气进行冷凝，得到ZnCl2；对冷凝得到的ZnCl2电解，得到金属锌和氯气。本发明工艺采用氯气和氧气作为氧化剂，通过一步熔炼得到ZnCl2和FeCl2，实现锌精矿氧化脱硫熔炼的同时回收原料中的锌元素，降低投资。本发明流程可以回收原料中的Fe元素，金属回收率高。与其他冶炼工艺，本发明所需的辅料加入量少。
Description
技术领域
本发明涉及冶金技术领域，尤其涉及一种基于氯化法的炼锌方法。
背景技术
近年来，锌冶炼以湿法流程为主，锌精矿经流化焙烧得到焙烧矿，焙烧矿经过细磨后送酸，锌的湿法工艺流程工序较多、过程复杂、投资巨大、能耗偏高。中国专利CN111411230A、CN111411234A、CN112143891A和CN112981136A利用锌精矿自热氧化熔炼的同时产出高锌渣，高锌渣进一步通过电热还原区或电热还原炉被还原剂还原为锌蒸气，通过锌蒸气捕集装置进一步回收金属锌。中国专利CN113774230A和CN113073205A利用锌精矿自热氧化熔炼的同时产出高锌渣，高锌渣进一步通过烟化炉烟化挥发得到氧化锌烟尘。现有技术中湿法炼锌工艺流程长，且会产出大量的锌浸出渣，其产出率超过50％。湿法浸出渣成分复杂，含有锌、铅、铜、铟、银等多种有价金属。由于这些有价金属元素含量较低，受目前的经济、技术限制，很难对其进行充分的回收利用，从而导致锌浸出渣大量堆存。
发明内容
本发明目的在于提供一种基于氯化法的炼锌方法，实现锌精矿自热熔炼的同时回收物料中的锌，与现有湿法工艺相比，本工艺不产出危废渣，辅料加入量少，经济成本低，烟气中SO2浓度高，烟气可实现直接制酸。为实现上述目的，本发明提供如下技术方案：
一种基于氯化法的炼锌方法，所述方法包括以下步骤，将锌精矿和辅料混合，得到混合物料；将混合物料加入冶炼炉内，并喷吹富氧气体和氯气，在预定的温度下进行熔炼，获取烟气和炼渣；对所述烟气进行冷凝，得到ZnC l2；对冷凝得到的ZnCl2电解，得到金属锌和氯气。
进一步地，所述锌精矿中的物相包括ZnS、FeS、FeS2、CaO和SiO2；
所述辅料包括但不限于CaO或CaCl2或CaCO3中的一种或多种；
所述辅料配入量小于10％。
进一步地，所述冶炼炉包括但不限于闪速炉、侧吹炉、底吹炉、顶吹炉、漩涡炉或烟化炉中的一种。
进一步地，所述富氧气体包括富氧气体或富氧惰性气体中的一种；
所述富氧气体中氧气体积分数大于30％。
进一步地，所述炼渣中锌含量低于1％。
进一步地，所述炼渣中钙硅比的范围为0.8～1.2。
进一步地，所述烟气中的组分包括但不限于ZnCl2、FeCl2和SO2。
进一步地，所述烟气中的SO2用于制酸。
进一步地，所述预定的温度为1400～1600℃。
进一步地，电解ZnCl2得到的氯气能够回收通入到冶炼炉内。
本发明的技术效果和优点：
(1)本专利工艺采用氯气和氧气作为氧化剂，通过一步熔炼得到ZnCl2和FeC l2，实现锌精矿氧化脱硫熔炼的同时回收原料中的锌元素，降低投资。
(2)由于锌精矿属于硫化矿，该冶炼工艺可以实现自热熔炼。
(3)其他冶炼工艺主要以锌蒸气或氧化锌烟尘的形式回收原料中的锌元素，而本专利以氯化锌的形式回收原料中的锌元素。
(4)本工艺流程中C l2可实现部分重复利用。
(5)本工艺流程可以回收原料中的Fe元素，金属回收率高。
(6)与其他冶炼工艺，本工艺所需的辅料加入量少。
本发明的其它特征和优点将在随后的说明书中阐述，并且，部分地从说明书中变得显而易见，或者通过实施本发明而了解。本发明的目的和其他优点可通过在说明书以及附图中所指出的结构来实现和获得。
附图说明
图1锌精矿氯化反应标准吉布斯自由能计算对比图；
图2为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
为解决现有技术的不足，本发明公开了一种基于氯化法的炼锌方法，本发明所采用的锌精矿中的主要物相包括ZnS、FeS、FeS2、CaO和SiO2，结合图1中锌精矿氯化反应标准吉布斯自由能计算对比图可知，通过对比不同反应的标准吉布斯自由能计算结果可知，吉布斯自由能小于零时说明该反应可以发生，且吉布斯自由能越小，反应越优先发生。因此在氯化过程中最先发生氯化反应的物质是FeS2、FeS和ZnS，即CaO和S iO2与氯气反应的吉布斯自由能高于ZnS、FeS、FeS2与氯气和/或氧气反应的吉布斯自由能，因此在同样的温度下，通过向炉内通入富氧空气和氯气，富氧空气中的氧气和氯气会优先将物料中的ZnS、FeS和FeS2氧化为ZnCl2和FeCl2，剩余CaO和SiO2在渣中造渣形成熔池。ZnCl2和FeCl2的沸点分别为732℃和1023℃，在该冶炼温度下二者会挥发进入烟气中，通过冷凝处理可以分别得到ZnCl2和FeCl2。本发明中具体富氧气体和氯气的数值和处理的锌精矿量、富氧空气中氧气浓度以及锌精矿中的锌含量有关，需要根据具体情况具体计算。本申请对富氧空气和氯气的含量不做限定。
本发明方法实现锌精矿自热熔炼的同时回收物料中的锌，与现有湿法工艺相比，本发明采用氯气和氧气作为氧化剂，实现锌精矿氧化脱硫熔炼的同时回收原料中的锌元素。本发明以氧化锌烟尘的形式回收原料中的锌元素，本专利以氯化锌的形式回收原料中的锌元素。本发明不产出危废渣，辅料加入量少，经济成本低，烟气中SO2浓度高，烟气可实现直接制酸。
在本发明的一个实施例中，本发明方法包括以下步骤，如图1所示，将锌精矿和辅料混合，得到混合物料；将混合物料加入冶炼炉内，并向加入混合物料的冶炼炉中喷吹富氧气体和氯气，在1400～1600℃温度下对混合物料进行熔炼，经过氧化熔炼后，获取冶炼烟气、烟尘和冶炼渣，其中待所述冶炼渣中锌含量低于1％后进行放渣；对所述冶炼烟气进行冷凝，得到ZnCl2、FeCl2和SO2；所述烟气中的SO2用于制酸；对冷凝得到的ZnCl2电解，得到金属锌和氯气，所述电解获取的氯气能够回收通入到冶炼炉内。
在本发明的一个实施例中，所述锌精矿中的物相包括ZnS、FeS、FeS2、CaO和S iO2；所述辅料包括但不限于CaO或CaCl2或CaCO3中的一种或多种，且所述辅料配入量小于10％。
在本发明的一个实施例中，所述冶炼炉包括但不限于闪速炉、侧吹炉、底吹炉、顶吹炉、漩涡炉或烟化炉中的一种。
在本发明的一个实施例中，所述富氧气体包括富氧气体或富氧惰性气体中的一种；所述富氧气体中氧气体积分数大于30％。
在本发明的一个实施例中，所述炼渣中钙硅比的范围为0.8～1.2。
下面将结合具体的实施例对本发明技术方案进一步进行说明。
表1锌精矿主要成分分析
本发明具体实施例中所采用的锌精矿主要成分如表1所示，根据表1可知，锌精矿中所含有的锌为48.47％，硫的含量为26.58％，铁的含量为8.77％，氧化钙含量为0.62％，二氧化硅的含量为4.31％。
实施例1：
采用如上所述的锌精矿，将锌精矿和生石灰按照100:2.8混合均匀，将混合后的物料加入冶炼炉内，按照每100kg锌精矿喷入17.75Nm3的氯气和35.01Nm3的富氧空气(氧气体积分数为57.464％)进行冶炼，冶炼温度为
1400℃，经检测获取产出的冶炼渣中钙硅比为0.8，烟气中SO2体积分数为29.75％，ZnC l2体积分数为24.32％，FeCl2体积分数为5.54％。烟气经冷凝处理后可回收ZnCl2和FeC l2。将ZnCl2电解后可以得到金属Zn和C l2，C l2可回用至冶炼炉。锌的回收率为98.09％，氯气回用率为78.51％。
实施例2：
锌精矿主要成分如表1所示，将锌精矿和生石灰按照100:4.08混合均匀，将混合后的物料加入冶炼炉内，按照每100kg锌精矿喷入17.74Nm3的氯气和19.53Nm3的富氧空气(氧气体积分数为99.04％)进行冶炼，冶炼温度为1600℃，产出的冶炼渣中钙硅比为1.2，烟气中SO2体积分数为40.36％，ZnCl2体积分数为32.99％，FeC l2体积分数为7.50％。烟气经冷凝处理后可回收ZnCl2和FeC l2。将ZnC l2电解后可以得到金属Zn和C l2，Cl2可回用至冶炼炉。锌的回收率为99.11％，氯气回用率为80.5％。
实施例3：
锌精矿主要成分如表1所示，将锌精矿和氯化钙按照100:7.27混合均匀，将混合后的物料加入冶炼炉内，按照每100kg锌精矿喷入17.31Nm3的氯气和26.43Nm3的富氧空气(氧气体积分数为77.06％)进行冶炼，冶炼温度为1450℃，产出的冶炼渣中钙硅比为1，烟气中SO2体积分数为35.33％，ZnCl2体积分数为28.88％，FeC l2体积分数为6.57％。烟气经冷凝处理后可回收ZnCl2和FeC l2。将ZnC l2电解后可以得到金属Zn和C l2，Cl2可回用至冶炼炉。锌的回收率为98.31％，氯气回用率为78.88％。
实施例4：
锌精矿主要成分如表1所示，将锌精矿和碳酸钙按照100:6.55混合均匀，将混合后的物料加入冶炼炉内，按照每100kg锌精矿喷入17.74Nm3的氯气和22.98Nm3的富氧空气(氧气体积分数为85.22％)进行冶炼，冶炼温度为1450℃，产出的冶炼渣中钙硅比为1，烟气中SO2体积分数为36.28％，ZnCl2体积分数为29.66％，FeC l2体积分数为6.74％。烟气经冷凝处理后可回收ZnCl2和FeC l2。将ZnC l2电解后可以得到金属Zn和C l2，Cl2可回用至冶炼炉。锌的回收率为98.01％，氯气回用率为79.51％。
对比例1：
锌精矿主要成分如表1所示，将锌精矿、石英、生石灰按照100:19:12混合均匀，将混合后的物料加入侧吹冶炼炉内，按照每100kg锌精矿喷吹42.11Nm3的富氧空气(氧气体积分数为70％)，制备得到含锌36％的高锌渣。随后在电炉还原区需要按照每100kg配加10.7kg的焦炭在1500℃下进行还原，最终的到锌蒸气。整个工艺流程中锌的回收率可达到98.10％。
对比例2：
锌精矿主要成分如表1所示，将锌精矿、石英、生石灰按照100:19:12混合均匀，将混合后的物料加入侧吹冶炼炉内，按照每100kg锌精矿喷吹42.11Nm3的富氧空气(氧气体积分数为70％)，制备得到含锌36％的高锌渣。随后将高锌渣放入烟化炉中，并喷吹粉煤进行供热和还原，最终得到氧化锌粉尘。整个工艺流程中锌的回收率可达到97％。
根据上述具体实施例试验数据和结果可知，结合表2，本发明以氧气和氯气作为氧化剂，通过一步熔炼得到ZnCl2和FeCl2；由于锌精矿属于硫化矿，该冶炼工艺可以实现自热熔炼。本工艺流程中Cl 2可实现部分重复利用，Cl 2回收率可达78％以上。
表2锌精矿冶炼数据对比表
从表2中可以看出，上述实施例1-4的实验数据可以得到采用氯化法进行炼锌可以有效缩短冶炼工艺流程，锌的回收率可达98％以上。
虽然对比例中的锌的回收率也能达到98％以上，但是对比例中的在Zn回收的过程中添加了大量的辅料，其辅料的添加量是本发明的辅料的添加量的约6～14倍，这在成本上明显高于本发明。
最后应说明的是：以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，对于本领域的技术人员来说，其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分技术特征进行等同替换，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤，
将锌精矿和辅料混合，得到混合物料；
将混合物料加入冶炼炉内，并喷吹富氧气体和氯气，在预定的温度下进行熔炼，获取烟气和炼渣；
对所述烟气进行冷凝，得到ZnCl2；
对冷凝得到的ZnCl2电解，得到金属锌和氯气。
2.根据权利要求1所述的一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，
所述锌精矿中的物相包括ZnS、FeS、FeS2、CaO和SiO2；
所述辅料包括但不限于CaO或CaCl2或CaCO3中的一种或多种；
所述辅料配入量小于10％。
3.根据权利要求1或2所述的一种基于氯化法的炼锌方法一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，
所述冶炼炉包括但不限于闪速炉、侧吹炉、底吹炉、顶吹炉、漩涡炉或烟化炉中的一种。
4.根据权利要求1所述的一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，
所述富氧气体包括富氧气体或富氧惰性气体中的一种；
所述富氧气体中氧气体积分数大于30％。
5.根据权利要求1所述的一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，
所述炼渣中锌含量低于1％。
6.根据权利要求5所述的一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，
所述炼渣中钙硅比的范围为0.8～1.2。
7.根据权利要求1所述的一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，
所述烟气中的组分包括但不限于ZnCl2、FeCl2和SO2。
8.根据权利要求7所述的一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，
所述烟气中的SO2用于制酸。
9.根据权利要求1所述的一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，
所述预定的温度为1400～1600℃。
10.根据权利要求1所述的一种基于氯化法的炼锌方法，其特征在于，
电解ZnCl2得到的氯气能够回收通入到冶炼炉内。
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