CN1297673C - 一种脱除锌浮渣中氯的工艺 - Google Patents
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Abstract
一种脱除锌浮渣中氯的工艺，工艺步骤为：将氯含量1.8%以上、水份为20～30%的锌浮渣加入回转窑中，鼓空气并通入含水蒸气3～10%的煤气作燃料，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1，煤气出口压力为30～40mmH2O，鼓风压力为30～120mmH2O，利用煤气中水蒸汽及部分氧气来参与脱氯，锌浮渣在回转窑中从窑尾到窑头的总停留3小时，其中当回转窑升温至1000-1200℃温度后，在高温带停留时间30～90分钟，本发明提供的方法可以有效脱除锌浮渣中的氯，有效实现了锌浮渣的综合利用，经脱氯处理后的氧化锌含Cl可以降到＜0.05%，氯的脱除率＞98%，焙砂Zn含量超过77.0%(ZnO＞95.0%)。
Description
技术领域
本发明涉及湿法炼锌中阴极锌浇铸过程所产生的渣的综合利用工艺技术，尤其是一种脱除锌浮渣中氯的工艺。
背景技术
目前，我国75％以上的锌是采用湿法炼锌工艺生产出来的。在湿法炼锌过程中，副产出一定数量的锌浮渣，其是电积的阴极锌浇铸成为锌锭过程中形成的氧化锌并夹带一定数量的金属锌颗粒形成的渣。这种氧化渣由于夹带部分的锌，使锌的熔铸收率降低；为了提高阴极电积锌片的熔铸直收率，在熔铸过程还加入少量的NH4Cl，目的是将包裹锌的氧化锌破坏，使锌熔化进入锌锭中，提高锌的直收率。
阴极锌片熔铸过程中所产出的锌浮渣主要含锌、氧化锌、氯化锌。由于锌浮渣中含有较高的氯(一般在1～4％)，因此不能直接返回湿法锌冶炼流程中回收其中的锌，否则使浸出液、净化液和电积液中的氯离子含量升高，使电积锌产品中的铅含量增高，影响锌锭产品的质量。
目前锌浮渣主要作为一种副产品销售，作为生产硫酸锌等锌盐或用于电炉生产锌粉的原料；含锌50％的硫化锌精矿价格与含锌70％以上的锌浮渣价格相近。造成锌浮渣不能经济高效利用的主要原因是其中含有大量的氯，要提升锌浮渣的价值就必须脱除锌浮渣中的氯，研究氯的脱除工艺就具有重要的意义。
现有锌浮渣脱氯工艺分析：
1、水洗涤脱氯。水洗涤脱氯是利用氯化锌能溶解在水中，而氧化锌、锌粒不能溶解在水中，使氯化锌与氧化锌、锌粒的分离，从而实现脱氯。由于氧化锌包裹氯化锌或与氯化锌形成固熔体，氯化锌不能有效溶解到溶液中，造成脱氯效果差。因而水洗涤脱氯效率低，洗涤后锌渣含氯仍然比较高，并且锌渣不能利用，脱氯的溶液需要处理，回收其中的锌后才能对外排放，该溶液对环境有一定的污染。
2、酸或碱溶液洗涤脱氯。正是由于氧化锌包裹氯化锌或与氯化锌形成固熔体，水洗涤不能有效洗涤出其中的氯化锌实现脱氯，因此，有人提出了用酸或温带停留时间30～90分钟，得到氯含量低于0.05％的氧化锌粉产品。本发明提供的方法可以有效脱除锌浮渣中的氯，有效实现了锌浮渣的综合利用，经脱氯处理后的氧化锌含Cl可以降到＜0.05％，氯的脱除率＞98％，焙砂Zn含量超过77.0％(ZnO＞95.0％)。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例作进一步说明：
用申请人所在矿含氯高达1.8％以上的锌浮渣共8批为例，其平均水份为25％，不同批样的锌浮渣主要化学成分见表1。
表1
| 取样编号 | Zn | Cl | 取样编号 | Zn | Cl |
| 实施例1 | 74.51 | 1.891 | 实施例5 | 74.68 | 1.978 |
| 实施例2 | 74.48 | 2.551 | 实施例6 | 74.15 | 2.086 |
| 实施例3 | 74.71 | 2.652 | 实施例7 | 73.93 | 2.314 |
| 实施例4 | 75.18 | 2.856 | 实施例8 | 74.52 | 1.904 |
利用本矿的回转窑，尺寸为Φ1800×26600mm，属于中小型的回转窑。用煤气发生炉的煤气作燃料加热，其生产工艺流程如图1：由斗式提升机、园盘给料机、漏斗和下料管等装置组成的进料系统将锌浮渣加入回转窑中，加热系统包括鼓风机和煤气炉等装置。
回转窑产生的含锌粉尘夹带在烟气中，烟气含尘量较高，一方面严重污染环境，另一方面也造成锌的损失增加。烟尘采用沉降室、布袋收尘器等装置组成的收尘系统进行处理，确保烟气不会对环境产生污染，净化后的烟气通过排风机排空。沉降室中收集的料渣可直接返回到回转窑处理，以提高锌的回收率。
所用的煤气成分(V/V)如表2。
表2
| 组元 | CO | CO2 | H2 | CH4 | H2S | N2 | O2 | H2O | CmHm |
| 含量(％) | 24.04 | 2.73 | 12.73 | 0.73 | 9.18 | 50 | 0.18 | 9.23 | 0.18 |
试验表明，煤气通入水蒸汽形成水煤气，在空气和水蒸汽气氛下，对锌浮渣的脱氯有利的。另外，焙烧温度升高，有利于氯的脱除。
碱破坏包裹氯化锌的氧化锌或氯化锌与氧化锌的固熔体，从而实现脱氯。酸溶或碱溶的原理是：
酸洗涤或碱洗涤最终使氧化锌和氯化锌转化到溶液中，回收溶液中锌也增大了回收成本。在酸或碱溶液洗涤过程中，锌粉也参与反应：
结果使锌粉中锌的收率降低，处理成本加大。
3、离子交换或氯化亚铜脱氯技术。该方法是利用锌浮渣酸溶解后，氯进入溶液，然后用离子交换的原理将氯从溶液中交换出来。由于离子交换成本高，效果有限，该方法目前在实际生产中基本没有被采用。
浸出液中的氯也可采用氯化亚铜不溶的方法进行脱氯。该体系中，加入少量的硫酸铜，利用锌粉使硫酸铜中的铜还原为亚铜，从而与氯离子形成难溶的氯化亚铜沉淀。但该方法的效率不高，生产成本高，实际生产中也基本上没有采用。
发明内容
针对上述现有技术存在的问题，本发明提出一种脱除锌浮渣中氯的工艺，该工艺是在回转窑中通过高温焙烧氧化脱除锌浮渣中的氯，其原理是基于ZnCl2的熔点和沸点均低，易在高温下挥发，并被氧化： ， ，氧化后的ZnO沉降下来，Cl2和HCl气体从物料中逸出，从而与锌浮渣分离，实现脱氯。在氧化过程中，锌浮渣中的锌粉参与了反应： ；最终锌浮渣全部转化为氧化锌。
所述的高温氧化焙烧设备有回转窑、沸腾炉、多膛炉等。
本发明的工艺步骤为：将氯含量1.8％以上、水份为20～30％的锌浮渣加入回转窑中，鼓空气并通入含水蒸气3～10％的煤气作燃料，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1，煤气出口压力为30～40mmH2O，鼓风压力为3～120mmH2O，利用煤气中水蒸汽及部分氧气来参与脱氯，锌浮渣在回转窑中从窑尾到窑头的总停留3小时，其中当回转窑升温至1000-1200℃温度后，在高
实施例1：
将氯含量1.891％、锌含量74.51％、干重5.01吨、水份为25％的锌浮渣加入回转窑中，通入上述的水煤气作燃料，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1。煤气出口压力为3mmH2O，配制的水煤气含水蒸汽3.5％，鼓风压力为70mmH2O，锌浮渣在回转窑中从窑尾到窑头的平均总加热(停留)时间3小时，回转窑的高温带温度1150℃，物料在高温停留时间30分钟，得到氯含量0.047％、锌含量76.15％的脱氯氧化锌，氧化锌重4.51吨。
实施例2：
将氯含量2.551％、锌含量74.48％、干重6.53吨，水份为24.5％的锌浮渣加入回转窑中，通入上述的水煤气燃烧，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1。煤气出口压力为35mmH2O，配制的水煤气含水蒸汽7.6％，鼓风压力为80mmH2O，锌浮渣在回转窑中总加热(停留)时间3小时，回转窑的高温带温度1200℃温度，高温停留时间45分钟，得到氯含量0.044％、锌含量76.23％的脱氯氧化锌，氧化锌重5.88吨。
实施例3：
将氯含量2.652％、锌含量74.71％、干重5.65吨、水份为27.35％的锌浮渣加入回转窑中，通入上述的水煤气燃烧，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1。煤气出口压力为40mmH2O，配制的水煤气含水蒸汽9.8％，鼓风压力为80mmH2O，锌浮渣在回转窑中总加热(停留)时间3小时，回转窑的高温带温度1100℃温度，高温停留时间60分钟，得到氯含量0.049％、锌含量76.33％的脱氯氧化锌，氧化锌重5.10吨。
实施例4：
将氯含量2.856％、锌含量75.18％，锌浮渣干重5.74吨，水份为23.33％的锌浮渣加入回转窑中，通入上述的水煤气燃烧，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1。煤气出口压力为30mmH2O，配制的水煤气含水蒸汽5.3％，鼓风压力为90mmH2O，锌浮渣在回转窑中总加热(停留)时间3小时，回转窑的高温带温度1200℃温度，高温停留时间60分钟，得到氯含量低于0.045％、锌含量77.11％的脱氯氧化锌，氧化锌重5.17吨。
实施例5：
将氯含量1.978％、锌含量74.68％，锌浮渣干重6.26吨，水份为27.84％的锌浮渣加入回转窑中，通入上述的水煤气燃烧，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1。煤气出口压力为35mmH2O，配制的水煤气含水蒸汽7.3％，鼓风压力为100mmH2O，锌浮渣在回转窑中总加热(停留)时间3小时，回转窑的高温带温度1050℃温度，高温停留时间90分钟，得到氯含量低于0.043％、锌含量76.31％的脱氯氧化锌，氧化锌重5.63吨。
实施例6：
将氯含量2.086％、锌含量74.15％，锌浮渣干重5.93吨，水份为28.84％的锌浮渣加入回转窑中，通入上述的水煤气燃烧，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1。煤气出口压力为40mmH2O，配制的水煤气含水蒸汽4.7％，鼓风压力为120mmH2O，锌浮渣在回转窑中总加热(停留)时间3小时，回转窑的高温带温度1100℃温度，高温停留时间60分钟，得到氯含量低于0.039％、锌含量76.07％的脱氯氧化锌，氧化锌重5.34吨。
实施例7：
将氯含量2.314％、锌含量73.93％，锌浮渣干重6.31吨，水份为22.47％的锌浮渣加入回转窑中，通入上述的含水煤气燃烧，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1。煤气出口压力为30mmH2O，配制的水煤气含水蒸汽6.7％，鼓风压力为95mmH2O，锌浮渣在回转窑中总加热(停留)时间3小时，回转窑的高温带温度1200℃温度，高温停留时间60分钟，得到氯含量低于0.044％、锌含量75.87％的脱氯氧化锌，氧化锌重5.68吨。
实施例8：
将氯含1.904％、锌含量74.52％，锌浮渣干重6.11吨，水份为20.47％的锌浮渣加入回转窑中，通入上述的含水煤气燃烧，煤气通入量按煤气量(Nm3)∶锌浮渣(干重，吨)＝(400～500)∶1。煤气出口压力为35mmH2O，配制的水煤气含水蒸汽9.2％，鼓风压力为30mmH2O，锌浮渣在回转窑中总加热(停留)时间3小时，回转窑的高温带温度1000℃温度，高温停留时间60分钟，得到氯含量低于0.044％、锌含量75.87％的脱氯氧化锌，氧化锌重5.51吨。
Claims (3)
1、一种脱除锌浮渣中氯的工艺，其特征在于：将含氯1.8～2.856％、水份为20～30％的锌浮渣加入回转窑中，鼓空气并通入含水蒸气3～10％的煤气作燃料，利用煤气中水蒸汽及部分氧气参与脱除锌浮渣中的氯，所述锌浮渣在回转窑中从窑尾到窑头的总停留3小时，当回转窑升温至1000-1200℃温度，在高温带停留时间30～90分钟，得到氯含量低于0.05％的氧化锌粉。
2、根据权利要求1所述脱除锌浮渣中氯的工艺，其特征在于：通入含水的煤气时，按干重计一吨锌浮渣通入400～500Nm3煤气，煤气出口压力为30～40mmH2O。
3、根据权利要求1所述脱除锌浮渣中氯的工艺，其特征在于：鼓空气入回转窑时鼓风压力为30～120mmH2O。
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| HUP0102538A2 (hu) * | 2001-06-20 | 2004-04-28 | Körte-Organic Környezettechnológiák Kft. | Eljárás cink- és vas(II)kloridokat tartalmazó elegyek feldolgozására |
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2005
- 2005-03-11 CN CNB200510010683XA patent/CN1297673C/zh not_active Expired - Fee Related
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