一种提高锌熔铸回收率的方法

专利名称：一种提高锌熔铸回收率的方法
技术领域：
本发明涉及一种提高锌熔铸回收率的方法。
背景技术：
在锌冶炼生产过程中，硫酸锌溶液电解所得到的锌片要投入到 熔铸炉中熔化，再铸成锌锭。在熔铸时，锌很容易被氧化，并按下列反应生成 氧化锌-
Zn+H20=ZnO+H2
Zn+l/202=ZnO
Zn+C2OZnO+CO
由此所形成的氧化锌包裹一些锌粒，就成为浮渣。为了减少浮渣的量，在 工业生产实践中，通常加入氯化铵，加入的氯化铵在高温下分解产生的氯化氢 与氧化锌反应生成低熔的氯化锌，这样促使被包裹的锌粒聚合，下沉到锌熔体
中，减少浮渣产量。其反应如下
NH4C1=NH3T+HC1 ZnO+2HCl=ZnCl2+H20
因此，浮渣是一种氧化锌、氯化锌与金属锌的混合物。
为了提高熔铸回收率，有两种方法可以采用 一是减少浮渣产率，二是从 浮渣中回收锌。
据1978年11月冶金工业出版社出版的《锌冶金》第468 475页介绍，熔 化阴极锌时的浮渣产出率要看阴极沉积物的紧密程度，此紧密程度主要决定于 电解液的纯度和技术条件。在较好的情况下所得浮渣有3.6 4.7%，有时还要 多。这种浮渣一般含锌在85%左右。通常处理浮渣的方法有湿法和干法。湿法 是将浮渣冷却后用球磨分离金属锌粒与氧化锌，分离出来的金属锌粒，或者单 独熔化铸锭，或者与阴极锌一起熔化铸锭，球磨后的泥浆以沉清法分离固液体， 回收氧化锌。干法是将浮渣送入干式球磨机，此球磨机系有孔壳，壳的四周有 圆筒形筛网。球磨机与水平线略成倾斜装置。物料装入其中后有高端向低端移 动，浮渣的大块在球磨机内被破坏，金属锌与氧化锌分开。这样的金属锌的大 粒由球磨机的下部轴颈排出，细小金属锌粒和氧化锌一起落入下面的筛网，此 筛网又分开金属锌粒与氧化锌。
3另据1961年中国工业出版社出版的《重金属冶金学》下册第223页介绍， 某些工厂是将浮渣装入加热的旋转筒内进行良好的混合，包裹在金属锌上面的 氧化膜被破坏，使锌粒汇合成液体锌，从圆筒流入一个小炉子中，然后定期地
将锌铸成锌锭。经^;转筒处理后的浮渣，经过振动筛，筛上大颗粒浮渣送至破
碎机破碎，破碎后的浮渣有经过筛子分离出金属锌小块，闭路循环若干次，直 到浮渣不能再破碎为止。上述处理浮渣的方法，它的目的是为回收浮渣中的锌， 主要步骤是研磨、筛分。设备简单，操作方便，对处理块状或颗粒较大的浮渣 是有效的，可直接回收金属锌。但是，不足之处就是对于颗粒较细的、特别是 小于0.833mm (20目)的浮渣中的锌，用上述处理方法，锌的回收率低， 一般 不能真正直接回收金属锌，而是作为生产氧化锌或者生产其他锌产品的原料， 产品价值比较低。为了有效的回收细粒级浮渣中的锌，冶金工作者对此做了进 一步研究。
据《Hydrometallurgy》1981. 6 (3+4) 261 267报道，印度斯坦锌业有限公 司冶炼厂阴极炉产出的锌浮渣，经过研磨分成三部分，第一部分是富含锌的> 0.25mm (>50目)部分，直接送回阴极炉重新熔铸成锌锭；第三部分是富含氧 化锌的<0.074咖(<-200目)，经焙烧炉返回生产流程；第二部分，即中间的 那部分0. 25 0. 074ram (50目 20目)是金属锌与氧化锌的混合物。经鉴定， 含锌量为85 90%，其中金属锌为55 65%，氯化锌为0. 3 0. 4%,其余为氧化 锌。在这部分混合物中有金属锌、氧化锌以及被一层氧化锌薄膜包裹的金属微 粒，此混合物不宜进入阴极炉熔铸，也不宜进入焙烧炉焙烧，需要进行处理才 能回收其中的锌和氧化锌。处理的方法是将经过研磨的第二部分混合物筛析成 0. 25mm、 -0. 25mm+0. 18mm和-0. 18mm+0. 074mm (50目、-50目+70目、-70目+200 目)三种筛析物，分别用5%硫酸溶液浸出30分钟，释放出不含氧化物而含> 99。/。Zn的金属锌微粒，浸出后的溶液含Zn25 28g/1，含氯化物0.25g/1。含氯 化物的硫酸锌溶液经过处理后返回生产流程。对经过5%硫酸浸出的的0. 25mm、 -0.25mm+0. 18腿和_0. 18mm+0. 074mm (50目、-50目+70目、-70目+200目)的 三种筛析物分别进行熔化铸锭，发现颗粒越细的熔铸回收率越低。锌的熔铸回 收率平均为85%，锌的总回收率为45.15%。为了提高熔铸回收率，将0.25mm和-O. 25mm+0.18mm (50目、-50目+70目)的金属锌微粒送阴极炉熔铸成锌锭， 熔铸回收率分别为90. 6%和88. 5%， -0. 18mm+0. 074mm (-70目+200目)的金属回 收率仅76%，因此，把-O. 18咖+0.074咖(-70目+200目)的金属锌粉用于置换 沉镉才是适宜的。该方法的优点是流程简单，特别适合处理细粒级锌浮渣，锌 回收率高；其缺点是， 一部分锌呈金属锌粒或者金属锌粉，熔铸呈锌锭或者用 于沉淀镉， 一部分锌进入溶液形成含Cl 0. 25g/l、 Zn 25 25g/l的低浓硫酸锌 溶液，如果直接返回生产流程，给生产工艺带来困难。
为了克服上述锌浮渣处理方法存在的缺点，中国专利91105757. 9采用的方 法如下
由熔铸阴极锌片时产出的含锌75 85%的锌浮渣冷却后，先在磨矿机内加入 水再加入锌浮渣进行湿式研磨，在研磨过程中，擦去锌粒表面的氧化锌薄膜， 释放出金属锌，排出球磨机后，经分级机和振动筛，分离出〉0.05mm的金属锌 粒，送熔化炉直接熔铸成锌锭，并产出二次浮渣，这部分锌占浮渣重量的36%， 熔铸回收率〉87%。筛下〈0.5mm的细微物料，送摇床进行选别，分别产出金属 锌粉的锌占浮渣重量的80%,金属锌粉经干燥、包装后，可以作为成品使用， 例如用于锌粉置换沉淀净化硫酸锌溶液或者送熔化炉熔化铸成锌锭，并产出二 次浮渣。摇床产出的尾矿是含Zn70。/。士的优质氧化锌，经干燥、包装后作为成 品出售。摇床产出的中间产品是有氧化锌被薄膜包裹着的锌粒。此中间产品返 回磨矿机，再进行磨细、擦去表面的氧化锌薄膜，释放出金属锌，送分级机、 振动筛、球磨机进行分级、筛分、选别，分别产出金属锌粉和氧化锌粉以及由 氧化锌薄膜包裹着的金属锌粒，即二次中间产品。此二次中间产品再返回磨矿 机，再细磨、再分级、筛分、选别组成一闭路循环，进一步回收金属锌和氧化 锌。在送熔化炉瑢铸过程中产出的二次浮渣，返回磨矿机继续处理，经磨细、 分级、筛分、选别、分别产出金属锌粉和氧化锌粉以及由氧化锌薄膜包裹着的 金属锌粒，即二次中间产品。此二次中间产品再返回磨矿机，再细磨、再分级、 筛分、选别组成一闭路循环，进一步回收金属锌和氧化锌。
上述现有技术对锌浮渣的处理方式本质上属于物理选矿的范畴，是依据比 重差或粒径大小将金属锌和氧化锌分开，所得到的锌块、锌粒或锌粉仍然要返回熔铸炉循环，每返回一次就产生一次新的浮渣。不能从根本上解决锌熔铸回 收率低的问题。而且利用选矿方法处理回收浮渣中锌要消耗大量的动力和耗材， 生产成本高。有时将得不偿失。
而现有技术中在熔铸时减少浮渣产率的方法仍然停留在原有的水平，即上 述添加氯化铵的做法，这种做法已经不能满足当今人们对提高锌熔铸回收率的 追求
发明内容
本发明的目的就是针对上述现有技术的问题提出一种新的提高 锌熔铸回收率的方法，该方法能明显改善锌浮渣与锌熔融体之间的分离性能， 降低浮渣产率和渣中锌含量，以此克服现有技术的不足。
本发明提出的这种提高锌熔铸回收率的方法，其特征在于在锌熔化过程中 加入氯化铵和松香的混合物作为造渣剂或者叫熔剂，松香在混合物重量中的比
重为1-80%。
浮渣采用分拣、筛分、以及重选方法分离回收其中的锌金属和氧化锌，在 回收浮渣的磨碎过程中采用锌球作为磨矿介质。所用锌球直径为10mm 200mm。 浮渣磨碎采用球磨机干磨。松香在混合物中的比重为20-50%为宜。
浮渣分拣为人工分选出大锌块，将锌浮渣加入到球磨机中，在球磨机出口， 较粗的锌粉和锌粒经筛分分级；较细的锌粉和氧化锌被风带走，经旋风收尘器、 布袋收尘器收尘分级，得到不同级别的产品。
球磨出来的物料经筛分和气流分级，球磨出口的筛分由一道筛或二道筛组 成。目的是将不能由气流带走的粗粒物料按用途不同筛分得到不同粒级中间产 品。由气流带走的细粒物料经旋风收尘器和布袋收尘器收集。
本发明提的有益效果是
第一，明显降低了锌熔铸中浮渣的产率，与单独添加NH4Cl造渣剂相比， 浮渣产率可以降低3-5个百分点，从而较大幅度地提高了锌熔铸的回收率。
第二，添加松香参与造渣使得渣中氯离子的含量降低，有利于渣中回收的 锌氧粉氯离子含量符合提铟工段的要求，减少除氯的开支。


图1是本发明工艺流程框图。
图2是本发明生产设备连接关系图。
具体实施方式
下面结合附图进一步说明本发明的有益效果。
锌浮渣主要是锌粒或锌块、氧化锌薄膜包裹着的锌粒、氧化锌粉以及ZnCl2、 Mn02、 NRvCl混合物， 一般锌浮渣含锌75 85%。
如图1和图2所示，由硫酸锌溶液电解生产的锌片投入到熔铸炉中，加入 由NH4C1和松香混合物组成的造渣剂造渣，然后扒渣。由工频炉(锌熔铸炉) 产出的锌浮渣经堆放自然冷却后，首先人工分选，挑出大块状锌返回熔铸炉， 粉状及颗粒状的浮渣由加料口 1加入球磨机2中，将锌粒上的氧化锌薄膜擦去， 同时也擦去NH4C1、 ZnCl2。球磨机内装置锌球、采用干磨的方式。球磨出口是 一个圆筒筛3，筛上物是〉5mm (4目)的碎锌，由排出口6排出；旋转筛筛下 物是5mm (4目)以下的锌粒，由排出口 5排出旋转筛；旋转筛筛下物再经 0.38咖(40目)固定筛4筛分，筛上物是-5mm(4目) +0. 38mm(40目)的锌粒， 筛下物是+60目(0.25mm) -40目(0. 38mm)的锌粒。小于0. 25咖(60目) 的锌粒在球磨机出口被风经管道7吸走，进入旋风收尘器8，旋风收尘器的出 料经旋振筛9筛分成二种产品， 一种是-60 +80目(-0. 25咖 +0. 18mm)锌粉 和大于80目(0.18mm)氧化锌粉；由布袋收尘器10收下来的主要是细粒氧化 锌，含C1较高。收尘后的尾气经过收尘风机ll排空。
实例向熔铸阴极锌的熔铸炉中投入阴极锌片90.5t，加入由NH4Cl和松 香按5:1的重量比混合的熔剂8kg，扒出浮渣。产出的浮渣经冷却后，分拣出 >20咖的大块锌后，加入球磨机球磨，在出口筛分处得720kg，在布袋收尘器 和旋振筛产出氧化锌粉1.61t。锌加锌氧重量为2.33t，浮渣产率仅为2.59%。 而仅加NH4Cl作熔剂时浮渣的产率都在6-8%。此举明显提高了锌熔铸回收率。 同时，添加松香参与造渣还产生了另外一个积极效果是从浮渣中回收的氧化锌 粉中氯的含量降低了，可以直接进入提铟工段提取金属铟。
松香在混合熔剂中的比重分别按1%、 80%、 40%调整，其余条件不变时，所 得浮渣产率均有不同程度的降低，随着松香比重的增加，渣中回收的锌氧粉中 氯的含量也随之减少。综合实验情况，适宜的松香比重为20-50%。
权利要求
1、一种提高锌熔铸回收率的方法，其特征在于在锌熔化过程中加入氯化铵和松香的混合物作为造渣剂，松香在混合物重量中的比重为1-80％。
2、 根据权利要求1所述的提高锌熔铸回收率的方法，其特征在于浮渣采用 分拣、筛分、以及重选方法分离回收其中的锌金属和氧化锌，在回收浮渣的磨 碎过程中采用锌球作为磨矿介质。
3、 根据权利要求1所述的提高锌熔铸回收率的方法，其特征在于浮渣磨碎 采用球磨机干磨。
4、 根据权利要求1所述的提高锌回收率的方法，其特征在于松香在混合物 中的比重为20-50%为宜。
5、 根据权利要求2述的提高锌回收率的方法，其特征在于人工分选出大锌块，将锌浮渣加入到球磨机中，在球磨机出口，较粗的锌粉和锌粒经筛分分级； 较细的锌粉和氧化锌被风带走，经旋风收尘器、布袋收尘器收尘分级，得到不 同级别的产品。
6、 根据权利要求2所述的提高锌熔铸回收率的方法，其特征在于所用锌球 直径为10mm 200mm。
7、 根据权利要求2所述的提高锌熔铸回收率的方法，其特征在于球磨出来 的物料经筛分和气流分级，球磨出口的筛分由一道筛或二道筛组成
8、 根据权利要求5所述的提高锌熔铸回收率的方法，其特征在于由气流带 走的细粒物料经旋风收尘器和布袋收尘器收集。
全文摘要
本发明是一种提高锌熔铸回收率的方法，做法是在锌熔化过程中加入氯化铵和松香的混合物作为造渣剂，松香在混合物重量中的比重为1-80％，浮渣采用分拣、筛分、以及重选方法分离回收其中的锌金属和氧化锌，在回收浮渣的磨碎过程中采用锌球作为磨矿介质干磨，浮渣分拣为人工分选出大锌块，锌浮渣入球磨机磨细，在球磨机出口，较粗的锌粉和锌粒经筛分分级；较细的锌粉和氧化锌被风带走，经旋风收尘器、布袋收尘器收尘分级，得到不同级别的产品。本发明提能明显降低了锌熔铸中浮渣的产率，与单独添加NH₄Cl造渣剂相比，浮渣产率可以降低3-5个百分点，提高锌熔铸回收率。另外，有利于渣中回收的锌氧粉氯离子含量的降低，符合提铟工段的要求，减少除氯的开支。
文档编号C22B9/10GK101633983SQ20091009486
公开日2010年1月27日 申请日期2009年8月17日 优先权日2009年8月17日
发明者冯继平, 吴国钦, 周忠跃, 康大平, 超 张, 潘国领, 陈业建, 陈春发, 韦乃团, 黄昌元, 雨 黎, 黎东明, 黎维中 申请人:蒙自矿冶有限责任公司