CN1323177C

CN1323177C - 高铁锌焙砂的处理方法

Info

Publication number: CN1323177C
Application number: CNB2005100320547A
Authority: CN
Inventors: 刘一宁; 陈雪云
Original assignee: Zhuzhou Smelter Group Co Ltd
Current assignee: Zhuzhou Smelter Group Co Ltd
Priority date: 2005-08-25
Filing date: 2005-08-25
Publication date: 2007-06-27
Anticipated expiration: 2025-08-25
Also published as: CN1730683A

Abstract

本发明涉及一种锌冶炼方法，特别涉及一种锌焙砂的处理方法。本发明采用常规的中性浸出方法将大部份容易回收的、以氧化锌形式存在的锌溶解到溶液中，以常规方法回收，与难处理的锌资源分离，大大降低后续流程的物料处理量。将中性浸出渣进行高温挥发处理，使锌与铁分离，氧化锌先被还原成金属气体，再被氧化成易回收利用氧化锌，氧化铅、氧化铟同样先被还原再被氧化，与氧化锌同时从中性浸出渣中分离出来，再依次将氧化锌、氧化铅分离提出，70%以上的铟得到了回收，90%以上的铅富集于酸性浸出渣中，达到锌、铅、铟综合回收的目的，节约了大量的锌、铅、铟资源。本发明锌的回收利用率可达到90%以上，该工艺路线具备经济可行性。

Description

高铁锌焙砂的处理方法

技术领域

本发明涉及一种锌冶炼方法，特别涉及一种锌焙砂的处理方法。

背景技术

常用的锌矿的含铁量一般在8％以下，现有的生产方法和设备均针对符合该标准的原料进行加工，生产出合格的锌产品。针对含铁量在8％以上锌矿，其加工所得的锌焙砂的含铁量一般大于10％，因其含铁量高，部份锌以铁酸锌的形式存在，此部份锌在中性浸出步骤中难以被浸出，甚至在酸性浸出和高温高酸浸出的步骤中也难以被浸出。现有技术一般采用中性浸出、酸性浸出、高温高酸浸出、预中和、除铁、净化、电积的工艺方法进行处理，该方法工艺流程长、浸出渣量大，未解决以铁酸锌的形式存在的锌的回收问题，渣中含锌量一般在6～8％左右，锌的回收率仅达80％。且锌矿中铅尤其是价值昂贵的铟未综合回收，造成严重的资源浪费。另一方面，该方法因其采用高温高酸的生产条件，对设备要求很高，其生产成本不具有经济可行性。也有相关领域企业采用火法土窑炉冶炼锌等其它方法，其锌回收率一般在80～90％，铟回收率仅为30～40％，因其环境污染严重，已被禁止使用。因此，如何高效地回收锌，综合回收铅、铟，并降低生产成本是该领域的技术人员正在探索的难题。

发明内容

本发明的目的在于提供一种高铁锌焙砂的处理方法，它能将锌的回收率提高至90％以上，并能将铅、铟从原料中分离，铅具备进一步回收的条件，铟加工成粗铟，铟回收率大于70％，使铅、铟资源得以利用，生产成本降低，具有经济可行性。

本发明的技术方案是：一种高铁锌焙砂的处理方法，包含以下步骤：

步骤1：将高铁锌焙砂按常规方法进行中性浸出处理，过滤分离得中性浸出液和中性浸出渣，将中性浸出液按常规方法进行锌粉净化、电积，得析出锌片；

步骤2：将步骤1所得的中性浸出渣与焦粉或煤和石灰石按一定的重量比进行混合，加入到已点火升温的高温炉中，上述混合物中的焦粉一部份参与燃烧，将炉内最高温度升至1000～1300度，另一部份被氧化成CO，与中性浸出渣中的锌、铟、铅的氧化物在高温段发生还原反应，产生锌、铟、铅金属气体，上述金属气体随烟气离开炉体的高温区，在窑尾低温段与空气中的氧气发生反应，再次被氧化生成金属氧化物并逐渐冷却，得金属氧化物固体粉末，被收集在收尘器中，清除炉内含锌量小于3％的炉渣；

步骤3：将步骤2所得的金属氧化物固体粉末按常规方法进行中性浸出处理，过滤分离得中性浸出液和中性浸出渣，将中性浸出液与步骤1所得的中性浸出液合并，按步骤1的方法处理；

步骤4：将步骤3所得的中性浸出渣按常规方法置于浓度为1.0～2.0mol/l、温度为70～90度的硫酸溶液中进行浸出处理，过滤分离得酸性浸出液和主要成份为硫酸铅的酸性浸出渣，所得的酸性浸出渣用作炼铅的原料；

步骤5：将步骤4所得的酸性浸出液按常规的铟提取方法进行铟提取，得铟含量大于98％的粗铟。

作为对本发明的进一步改进，所述的步骤2中中性浸出渣与煤、石灰石按2∶1∶0.2～4∶1∶1的重量比进行混合，所述的煤是发热量大于23000kJ/kg的煤。

作为对本发明的进一步改进，所述的步骤2中的高温炉是间歇式生产的围氏炉，混合物在炉内停留时间为3～6小时。

作为对本发明的进一步改进，所述的步骤2中的高温炉也可以是连续式生产的回转挥发炉。

作为对本发明的进一步改进，所述的步骤5中的铟提取方法为萃取法，包含萃取、反萃、置换、压团、铸型步骤。

作为对本发明的进一步改进，所述的萃取步骤中产生的萃余液在经活性碳吸附脱除有机物质后，返回至步骤4作为浸出液的配料使用。

作为对本发明的进一步改进，所述的析出锌片再进行铸型，得符合GB/T470-1997的牌号为Zn99.995锌锭要求的产品。

本发明的步骤2中的反应原理是：

还原反应：

3(ZnO·Fe₂O₃)+C＝2Fe₃O₄+3ZnO+CO↑

ZnO·Fe₂O₃+CO↑＝ZnO+2FeO+CO₂↑

C+O₂↑＝CO₂↑

CO₂↑+C＝2CO↑

ZnO+CO↑＝Zn↑+CO₂↑

ZnO+C＝Zn↑+CO↑

Fe₂O₃+CO↑＝2FeO+CO₂↑

FeO+CO↑＝Fe+CO₂↑

ZnO+Fe＝Zn↑+FeO

In₂O₃+3CO↑＝3CO₂↑+2In↑

PbO+CO↑＝Pb↑+CO₂↑

氧化反应：

Zn↑+O₂↑＝ZnO

4In↑+3O₂↑＝2In₂O₃

Pb↑+O2↑＝PbO

CO↑+O₂↑＝CO₂↑

本发明的有益效果在于：本发明采用常规的中性浸出方法将大部份容易回收的、以氧化锌形式存在的锌溶解到溶液中，以常规方法回收，与难处理的锌资源分离，大大降低后续流程的物料处理量。将中性浸出渣进行高温挥发处理，利用铁酸锌(ZnO·Fe₂O₃)在高温还原条件下ZnO·Fe₂O₃之间的结合键会被破坏的原理，使锌与铁分离，氧化锌先被还原成金属气体，再被氧化成易回收利用的氧化锌。氧化铅、氧化铟同样先被还原再被氧化，与氧化锌同时从中性浸出渣中分离出来，经步骤3将氧化锌分离提出，经步骤4将氧化铅分离提出，经步骤5将铟提取，实现了将铅、铟从原料中的初步分离，70％以上的铟回收成粗铟，可进一步对粗铟进行精加工，90％以上的铅富集于酸性浸出渣中，具备进一步回收铅的条件，达到锌、铅、铟综合回收的目的，节约了大量的锌、铅、铟资源。由于本发明解决了以铁酸锌形式存在的锌的回收处理问题，渣中含锌量一般在3％以下，使锌的回收利用率可达到90％以上，由于本发明将中性浸出和高温挥发处理有机结合，所采用的设备为常规设备，无特殊要求，使生产成本大大降低，使该工艺路线具备经济可行性。步骤2的混合物中加入石灰石可提高渣的熔点，使铁渣在1300度时仍呈未熔化状态，有利于锌、铟、铅等与铁的分离。采用煤代替焦粉，可降低成本。经发明人应用于实际生产证明：年产6000吨的生产装置较现有技术成本可降低300～400元/吨，回收铟3吨左右，年效益达2000万元，经济效益显著。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

实施例1：

采用本发明对成份为下述重量百分比Zn54.18％，Fe20.20％，In0.043％，Cu0.62％，Cd0.78％，Pb3.21％的高铁锌焙砂进行加工，按以下步骤进行：

步骤1：将高铁锌焙砂在常规浸出设备内按常规方法进行中性浸出处理，调节PH值为4.5，使用压滤机压滤后得中性浸出液和中性浸出渣，将中性浸出液按常规方法进行加入锌粉净化除杂，再进行电积，得析出锌片，将析出锌片再进行铸型，得符合GB/T470-1997的牌号为Zn99.995锌锭要求的产品；

步骤2：将步骤1所得的中性浸出渣与焦粉按2∶1的重量比进行混合，拌匀，加入到已点火升温的围氏炉中，鼓入空气，升温到1300度，使混合物在炉内停留时间为6小时，停止鼓风，收集收尘器内的金属氧化物固体粉末，其组份为锌60.21％，铅9.56％，铟0.28％，清除炉内含锌量为1.85％的炉渣；

步骤3：将步骤2所得的金属氧化物固体粉末在常规浸出设备内按常规方法进行中性浸出处理，使用压滤机压滤后得中性浸出液和中性浸出渣，将中性浸出液与步骤1所得的中性浸出液合并，按步骤1的方法处理；

步骤4：将步骤3所得的中性浸出渣按常规方法置于浓度为1.0mol/l、温度为90度的硫酸溶液中进行浸出处理，压滤后得酸性浸出液和含硫酸铅为56.78％的酸性浸出渣，所得的酸性浸出渣销往炼铅厂；

步骤5：将步骤4所得的酸性浸出液按常规的萃取法提取铟，步骤为(1)萃取，即向酸性浸出液加入以70％重量比的磺化煤油和30％重量比的T204混合而成的萃取剂，将铟从酸性浸出液中萃取出，得富含铟的有机相，将萃余液在经活性碳吸附脱有机物质后，返回至步骤4作为浸出液的配料使用；(2)反萃，向富含铟的有机相中加入6M的盐酸溶液，将铟从有机相中萃取出来；(3)向步骤2所得溶液中加入锌片进行置换，得海绵铟；(4)将海绵铟压团；(5)将铟团铸型，得铟含量为98.55％的粗铟。

实施例2：

按实施例1加工成份为下述重量百分比Zn54.18％，Fe20.20％，In0.043％，Cu0.62％，Cd0.78％，Pb3.21％的高铁锌焙砂，不同之处在于：步骤中调节PH值为5.4；步骤2中中中性浸出渣与煤、石灰石按2∶1∶0.2的重量比进行混合，所使用的煤是发热值为23000kJ/kg的煤，混合物在炉内停留时间为5小时，所得金属氧化物固体粉末组份为锌60.56％，铅9.32％，铟0.28％，炉渣含锌量为1.65％；步骤4中硫酸溶液浓度为1.9mol/l，温度为80度，所得酸性浸出渣中含硫酸铅58.88％；步骤5中所得粗铟中铟含量为98.89％。

实施例3：

按实施例1加工成份为下述重量百分比Zn54.18％，Fe20.20％，In0.043％，Cu0.62％Cd0.78％，Pb3.21％的高铁锌焙砂，不同之处在于：

步骤中调节PH值为5；步骤2中中性浸出渣与焦粉、石灰石按4∶1∶1的重量比进行混合，混合物在炉内停留时间为3小时，升温到1000度，所得金属氧化物固体粉末组份为锌59.06％，铅8.90％，铟0.27％，炉渣含锌量为2.50％；步骤4中硫酸溶液浓度为2.0mol/l，温度为70度，所得酸性浸出渣中含硫酸铅58.70％；步骤5中所得粗铟中铟含量为98.60％。

实施例4：

按实施例1加工成份为下述重量百分比Zn50.21％，Fe21.50％，In0.039％，Cu0.82％，Cd0.76％，Pb2.85％的高铁锌焙砂，不同之处在于：

步骤2中所采用的高温炉为回转挥发炉，容量为200m³，窑转速为120s/r，风压0.08MPa，按常规的挥发窑操作方法操作，中性浸出渣与焦粉按4∶1的重量比进行混合。所得金属氧化物固体粉末组份为锌60.23％，铅9.02％，铟0.21％，炉渣含锌量为2.67％；步骤4中硫酸溶液浓度为1.5mol/l，温度为70度，所得酸性浸出渣中含硫酸铅58.90％；步骤5中所得粗铟中铟含量为98.67％。

实施例5：

按实施例4加工成份为下述重量百分比Zn50.21％，Fe21.50％，In0.039％，Cu0.82％，Cd0.76％，Pb2.85％的高铁锌焙砂，不同之处在于：

步骤2中所采用的高温炉为回转挥发炉，容量为200m³，窑转速为60s/r，风压0.08MPa，按常规的挥发窑操作方法操作，中性浸出渣与煤、石灰石按4∶1∶1的重量比进行混合，所使用的煤是发热值为24500kJ/kg的煤，所得金属氧化物固体粉末组份为锌59.52％，铅8.43％，铟0.18％，炉渣含锌量为1.78％；步骤4中硫酸溶液浓度为1.2mol/l，温度为90度，所得酸性浸出渣中含硫酸铅55.70％；步骤5中所得粗铟中铟含量为98.35％。

实施例6：

步骤2中所采用的高温炉为回转挥发炉，中性浸出渣与焦粉、石灰石按2∶1∶0.2的重量比进行混合，所得金属氧化物固体粉末组份为锌61.52％，铅8.83％，铟0.23％，炉渣含锌量为1.59％；步骤4中硫酸溶液浓度为1.7mol/l，温度为80度，所得酸性浸出渣中含硫酸铅57.70％；步骤5中所得粗铟中铟含量为98.95％。

本发明包含但不限于上述实施方式，只要采用将中性浸出和高温挥发处理有机结合的技术方案，即属于本发明的保护范围。

Claims

1、一种高铁锌焙砂的处理方法，其特征在于包含以下步骤：

步骤2：将步骤1所得的中性浸出渣与焦粉或煤、石灰石按2∶1∶0.2～4∶1∶1重量比进行混合，加入到已点火升温的高温炉中，上述混合物中的焦粉一部份参与燃烧，将炉内温度升至1000～1300度，另一部份被氧化成CO，与中性浸出渣中的锌、铟、铅的氧化物发生还原反应，产生锌、铟、铅金属气体，上述金属气体随烟气离开炉体的高温区，与空气混合，再次被氧化生成金属氧化物并逐渐冷却，得金属氧化物固体粉末，被收集在收尘器中，清除炉内含锌量小于3％的炉渣；

步骤5：将步骤4所得的酸性浸出液按常规的铟提取方法进行铟提取，得铟含量大于99％的粗铟。

2、根据权利要求1所述的高铁锌焙砂的处理方法，其特征在于：所述的步骤2中中性浸出渣与煤、石灰石按2∶1∶0.2～4∶1∶1的重量比进行混合，所述的煤是发热量大于23000kJ/kg的煤。

3、根据权利要求1所述的高铁锌焙砂的处理方法，其特征在于：所述的步骤2中的高温炉是间歇式生产的围氏炉，混合物在炉内的停留时间为3～6小时。

4、根据权利要求1所述的高铁锌焙砂的处理方法，其特征在于：所述的步骤2中高温炉是连续式生产的回转挥发炉。

5、根据权利要求1所述的高铁锌焙砂的处理方法，其特征在于：所述的步骤5中的铟提取方法为萃取法，包含萃取、反萃、置换、压团、铸型步骤。

6、根据权利要求5所述的高铁锌焙砂的处理方法，其特征在于：所述的萃取步骤中产生的萃余液在经活性碳吸附脱除有机物质后，返回至步骤4作为浸出液的配料使用。

7、根据权利要求1所述的高铁锌焙砂的处理方法，其特征在于：所述的析出锌片再进行铸型，得符合GB/T470-1997的牌号为Zn99.995锌锭要求的产品。