处理锌浸出渣的方法和系统与流程

本发明属于冶金技术领域，具体而言，本发明涉及一种处理锌浸出渣的方法和系统。

背景技术：

锌浸出渣是湿法炼锌过程中产生的一种固体废弃渣，含有锌、铅、铜、铁、镓、锗、铟和银等有价金属元素，具有极大的综合利用价值。当前，对湿法炼锌浸出渣处理的工艺主要有湿法工艺、火法工艺、浮选工艺、选冶联合工艺等。在实际生产过程中，无论采用火法工艺还是湿法工艺都存在工艺条件苛刻、耐火材料消耗大、设备投资和维修费用高、工作环境差、能耗高等缺点；此外，若采用单一浮选工艺则渣中有价金属难于回收，废渣二次利用效果不理想。因此，现有对湿法炼锌浸出渣处理的技术有待进一步改进。

技术实现要素：

本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种处理锌浸出渣的方法和系统，该方法可以实现锌浸出渣中铁、铅、锌和银元素的综合回收利用，从而实现锌浸出渣的资源化利用，并且采用本申请的方法所得金属铁粉的品位可达90％以上，铁的回收率可达90％以上，锌铅的回收率可达95％以上，银的回收率可达90％以上。

在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理锌浸出渣的方法。根据本发明的实施例，该方法包括：

(1)将锌浸出渣与还原剂、助熔剂进行混合成型，以便得到混合球团；

(2)将所述混合球团供给至转底炉的进料区，使得所述混合球团依次经过所述转底炉的预热区、中温区和高温区进行还原，得到的含有氧化锌和氧化铅的烟尘从高温区排出，得到金属化球团从出料区排出；

(3)将所述金属化球团进行水淬处理，以便得到金属化球团破碎料；

(4)将所述金属化球团破碎料进行两段磨矿磁选，以便得到金属铁粉和磁选尾矿；

(5)将所述磁选尾矿与水玻璃、捕收剂和起泡剂混合进行浮选，以便得到银精矿和尾矿。

由此，根据本发明实施例的处理锌浸出渣的方法通过将锌浸出渣与还原剂和助熔剂的混合球团供给至转底炉中，通过控制转底炉温度，使得混合球团中的铅化合物和锌化合物在转底炉的高温区被还原为单质，生成的单质铅锌挥发进入烟道被二次氧化，以氧化锌和氧化铅的形式被回收，而混合球团中只有少量的银化合物被还原，同时混合球团中的铁化合物在高温区进行深度还原，并且得到的金属铁颗粒聚集长大，得到金属化球团，然后对所得金属化球团水淬后进行磨矿磁选即可分离得到金属铁和含有银化合物的磁选尾矿，并将得到的含有银化合物的磁选尾矿进行浮选可以得到分离得到银精矿，即实现银元素的回收，并且本申请在配料中加入助熔剂，不仅可以显著降低还原过程的能耗，而且可以显著改善转底炉中还原产物的流动性，促进生成的金属铁逐渐聚集长大，从而提高金属化球团的金属化率(金属化率大于85％，TFe大于35％，MFe大于30％)，进而可以在降低锌浸出渣处理成本的同时保证铁具有较高的回收率。由此本申请通过采用转底炉与磨矿磁选和浮选相结合的工艺，可以实现锌浸出渣中铁、铅、锌和银元素的综合回收利用，从而实现锌浸出渣的资源化利用，解决现有技术中锌浸出渣大量堆积占地和污染环境以及处理过程能耗高的难题，并且采用本申请的方法所得金属铁粉的品位可达90％以上，铁的回收率可达90％以上，锌铅的回收率可达95％以上，银的回收率可达90％以上。

另外，根据本发明上述实施例的处理锌浸出渣的方法还可以具有如下附加的技术特征：

在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述锌浸出渣与所述还原剂、所述助熔剂按照质量比为(70～90)：(15～20)：(5～10)进行混合成型。由此，可以显著提高铅锌铁的回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述还原剂为选自兰炭和焦炭中的至少一种，任选的，所述助熔剂为选自生石灰、石灰石、碳酸钙和白云石中的至少一种。由此，可以进一步提高铅锌铁的回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述中温区的温度为1100～1200摄氏度，所述高温区的温度为1200～1350摄氏度。由此，可以进一步提高铅锌铁的回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，所述两段磨矿磁选中一段磨矿细度为0.074mm以下的占70～80％，一段磁选强度为1600～1800Oe，二段磨矿细度为0.074mm以下的占80～90％，二段磁选强度为800～1200Oe。由此，可以显著提高金属铁的回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，基于每吨所述磁选尾矿，所述水玻璃的用量为200～400g，所述捕收剂的用量为90～150g，所述起泡剂的用量为20～50g。由此，可以显著提高银的回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述捕收剂为丁胺黑药和硫醇类药物的混合药剂，其中，所述混合药剂中，所述丁胺黑药与所述硫醇类药物的质量比为(1：1)～(3:1)。由此，可以进一步提高银的回收率。

在本发明的再一个方面，本发明提出了一种实施上述处理锌浸出渣的方法的系统。根据本发明的实施例，该系统包括：

混合成型装置，所述混合成型装置具有锌浸出渣入口、还原剂入口、助熔剂入口和混合球团出口；

转底炉，所述转底炉内沿着炉底转动方向依次形成进料区、预热区、中温区、高温区和出料区，所述进料区设置有混合球团入口，所述高温区设置有烟尘出口，所述出料区设置有金属化球团出口，所述混合球团入口和所述混合球团出口相连；

水淬装置，所述水淬装置具有金属化球团入口和金属化球团破碎料出口，所述金属化球团入口与所述金属化球团出口相连；

磨矿磁选单元，所述磨矿磁选单元具有金属化球团破碎料入口、金属铁粉出口和磁选尾矿出口，所述金属化球团破碎料入口与所述金属化球团破碎料出口相连；

浮选装置，所述浮选装置具有磁选尾矿入口、水玻璃入口、捕收剂入口、起泡剂入口、银精矿出口和尾矿出口，所述磁选尾矿入口与所述磁选尾矿出口相连。

由此，根据本发明实施例的处理锌浸出渣的系统通过采用转底炉对锌浸出渣与还原剂和助熔剂的混合球团进行还原处理，通过控制转底炉温度，使得混合球团中的铅化合物和锌化合物在转底炉的高温区被还原为单质，生成的单质铅锌挥发进入烟道被二次氧化，以氧化锌和氧化铅的形式被回收，而混合球团中只有少量的银化合物被还原，同时混合球团中的铁化合物在高温区进行深度还原，并且得到的金属铁颗粒聚集长大，得到金属化球团，然后对所得金属化球团经水淬装置后供给至磨矿磁选装置即可分离得到金属铁和含有银化合物的磁选尾矿，并将得到的含有银化合物的磁选尾矿供给至浮选装置可以得到分离得到银精矿，即实现银元素的回收，并且本申请在配料中加入助熔剂，不仅可以显著降低还原过程的能耗，而且可以显著改善转底炉中还原产物的流动性，促进生成的金属铁逐渐聚集长大，从而提高金属化球团的金属化率(金属化率大于85％，TFe大于35％，MFe大于30％)，进而可以在降低锌浸出渣处理成本的同时保证铁具有较高的回收率。由此本申请通过采用转底炉与磨矿磁选装置和浮选装置结合对锌浸出渣进行处理，可以实现锌浸出渣中铁、铅、锌和银元素的综合回收利用，从而实现锌浸出渣的资源化利用，解决现有技术中锌浸出渣大量堆积占地和污染环境以及处理过程能耗高的难题，并且采用本申请的系统所得金属铁粉的品位可达90％以上，铁的回收率可达90％以上，锌铅的回收率可达95％以上，银的回收率可达90％以上。

另外，根据本发明上述实施例的处理锌浸出渣的系统还可以具有如下附加的技术特征：

在本发明的一些实施例中，所述混合成型装置为压球机或造球机。

在本发明的一些实施例中，所述磨矿磁选单元包括依次相连的一段磨矿设备、一段磁选设备、二段磨矿设备和二段磁选设备，任选的，所述一段磨矿设备和所述二段磨矿设备分别独立地为棒磨机或球磨机，任选的，所述一段磁选设备和所述二段磁选设备分别独立地为磁选机或磁选管。由此，可以显著提高铁的回收率。

本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。

附图说明

本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：

图1是根据本发明一个实施例的处理锌浸出渣的方法流程示意图；

图2是根据本发明一个实施例的处理锌浸出渣的系统结构示意图；

图3是根据本发明再一个实施例的处理锌浸出渣的系统中转底炉的结构示意图。

具体实施方式

下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体；可以是机械连接，也可以是电连接；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系，除非另有明确的限定。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理锌浸出渣的方法。下面参考图1对本发明实施例的处理锌浸出渣的方法进行详细描述。根据本发明的实施例，该方法包括：

S100：将锌浸出渣与还原剂、助熔剂进行混合成型

该步骤中，将锌浸出渣与还原剂、助熔剂进行混合成型，得到混合球团。具体的，锌浸出渣为湿法炼锌过程中产生的固体废渣，并且其中含有大量的锌、铅、铜、铁、镓、锗、铟和银等有价金属元素，具有极大的综合利用价值。发明人发现，通过在配料中加入助熔剂，不仅可以显著降低后续还原过程的能耗，而且可以显著改善转底炉中还原产物的流动性，促进生成的金属铁逐渐聚集长大，从而提高金属化球团的金属化率(金属化率大于85％，TFe大于35％，MFe大于30％)，进而可以在降低锌浸出渣处理成本的同时保证铁具有较高的回收率。

根据本发明的一个实施例，锌浸出渣与还原剂、助熔剂的混合成型的比例并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，锌浸出渣与还原剂、助熔剂可以按照质量比为(70～90)：(15～20)：(5～10)进行混合成型。发明人发现，若还原剂加入量过高，会导致资源浪费；而还原剂加入量过低，会造成还原不彻底，而若助熔剂加入量过高，会导致球团熔化，从而侵蚀转底炉耐火材料；而若助熔剂加入量过低，促进作用不明显，不利于后续还原。

根据本发明的再一个实施例，还原剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，还原剂可以为选自兰炭和焦炭中的至少一种。发明人通过大量实验意外发现，采用该类还原剂明显优于其他类型显著提高铅锌铁的还原效率，从而保证铅锌银具有极高的回收率。

根据本发明的又一个实施例，助熔剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，助熔剂可以为选自生石灰、石灰石、碳酸钙和白云石中的至少一种。发明人通过大量实验意外发现，采用该类助熔剂可以明显优于其他类型降低还原过程的能耗，从而在保证铁元素回收率的同时降低锌浸出渣的处理成本。

S200：将混合球团供给至转底炉的进料区，使得混合球团依次经过转底炉的预热区、中温区和高温区进行还原

该步骤中，将上述得到的混合球团供给至转底炉的进料区，使得混合球团依次经过转底炉的预热区、中温区和高温区进行还原，得到的含有氧化锌和氧化铅的烟尘从高温区排出，得到金属化球团从出料区排出。具体的，进料区在中温和高温区的热辐射的作用下温度保持在700～900℃，混合球团进入到进料区进行预热，然后随着炉底的转动进入到中温区，混合球团在中温区进行预还原，其中少量铅锌化合物发生还原，而剩余的铅锌化合物在高温区彻底还原并且以单质形式挥发进入烟道被二次氧化，得到的含有氧化锌和氧化铅的烟尘从高温区排出被回收(铅锌的回收率为95％以上)，并且该过程中，银化合物也会与有少量还原并挥发氧化进行烟尘中，大部分仍以氧化银和硫化银形式存在，而混合球团中的铁化合物的高温区进行深度还原，得到的金属铁颗粒不断聚集长大，得到金属化球团从高温区排出。

发明人发现，通过采用转底炉对锌浸出渣与还原剂和助熔剂的混合球团进行还原处理，通过控制转底炉温度，使得混合球团中的铅化合物和锌化合物在转底炉的高温区被还原为单质，生成的单质铅锌挥发进入烟道被二次氧化，以氧化锌和氧化铅的形式被回收，而混合球团中只有少量的银化合物被还原，同时混合球团中的铁化合物在高温区进行深度还原，并且得到的金属铁颗粒聚集长大，得到金属化球团，从而可以实现锌浸出渣中铁铅锌的有效回收。

根据本发明的一个实施例，中温区和高温区的温度并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，中温区的温度可以为1100～1200摄氏度，高温区的温度可以为1200～1350摄氏度。发明人意外发现，采用该温度可以显著优于其他温度提高铅锌铁的回收率，并且使得大部分银仍以化合物形式存在，从而可以显著提高后续浮选过程中银的收率。

S300：将金属化球团进行水淬处理

该步骤中，将上述得到的金属化球团进行水淬处理，得到金属化球团破碎料。由此，可以将大粒径的金属化球团破碎成小粒径的金属化球团破碎料，从而简化后续磨矿工序。

S400：将金属化球团破碎料进行两段磨矿磁选

该步骤中，将上述得到的金属化球团破碎料进行两段磨矿磁选，得到金属铁粉和磁选尾矿。具体的，两段磨矿磁选中一段磨矿细度为0.074mm以下的占70～80％，一段磁选强度为1600～1800Oe，二段磨矿细度为0.074mm以下的占80～90％，二段磁选强度为800～1200Oe。发明人意外发现，该磨矿磁选条件可以显著优于其他条件提高金属铁和磁选尾矿的分离效率，并且保证金属铁具有极高的回收率和品位。

S500：将磁选尾矿与水玻璃、捕收剂和起泡剂混合进行浮选

该步骤中，将上述磨矿磁选过程得到的磁选尾矿与水玻璃、捕收剂和起泡剂混合进行浮选，得到银精矿和尾矿。由此，通过将上述得到的磁选尾矿进行浮选处理，可以有效回收锌浸出渣中的银元素，并且银的回收率可高达90％以上。具体的，起泡剂可以为2#油。

根据本发明的一个实施例，磁选尾矿与水玻璃、捕收剂和起泡剂混合比例并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，基于每吨磁选尾矿，水玻璃的用量可以为200～400g，捕收剂的用量可以为90～150g，起泡剂的用量可以为20～50g。发明人发现，各种药剂加入量过低，均会导致浮选指标下降，水玻璃作为抑制剂，若加入量过高，会对银产生抑制，不利于浮选过程的进行，而捕收剂的目的是捕收矿浆中的银矿物，若加入量过高，会将矿浆中的杂质带入精矿，造成银精矿品位的下降，而起泡剂若加入量过高，会造成跑漕现象，使泡沫大量从矿浆中溢出，造成银矿物的损失。

根据本发明的再一个实施例，捕收剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，捕收剂可以为丁胺黑药和硫醇类药物的混合药剂。发明人发现，丁胺黑药的选择性较强，硫醇类药剂的捕收性较强，如果采用单一的丁胺黑药或硫醇类药剂作为捕收剂无法保证所得银精矿的品位和收率，而发明人通过大量实验意外发现，采用含有丁胺黑药和硫醇类药物的混合药剂可以显著提高所得银精矿的品位和收率。

根据本发明的又一个实施例，含有丁胺黑药和硫醇类药物的混合药剂的组成并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，混合药剂中，丁胺黑药与硫醇类药物的质量比可以为(1：1)～(3：1)。发明人发现，丁胺黑药的选择性较强，而硫醇类药物的捕收性能较强，若丁胺黑药的比例过高，会造成浮选精矿的品位较高，但是回收率较低；若硫醇类药物比例过高，会造成浮选精矿的品位较低，而回收率较高。由此，通过将丁胺黑药与硫醇类药物按照该比例混合搭配使用可以在提高浮选精矿品位的同时保证其具有较高的回收率。

根据本发明实施例的处理锌浸出渣的方法通过将锌浸出渣与还原剂和助熔剂的混合球团供给至转底炉中，通过控制转底炉温度，使得混合球团中的铅化合物和锌化合物在转底炉的高温区被还原为单质，生成的单质铅锌挥发进入烟道被二次氧化，以氧化锌和氧化铅的形式被回收，而混合球团中只有少量的银化合物被还原，同时混合球团中的铁化合物在高温区进行深度还原，并且得到的金属铁颗粒聚集长大，得到金属化球团，然后对所得金属化球团水淬后进行磨矿磁选即可分离得到金属铁和含有银化合物的磁选尾矿，并将得到的含有银化合物的磁选尾矿进行浮选可以得到分离得到银精矿，即实现银元素的回收，并且本申请在配料中加入助熔剂，不仅可以显著降低还原过程的能耗，而且可以显著改善转底炉中还原产物的流动性，促进生成的金属铁逐渐聚集长大，从而提高金属化球团的金属化率(金属化率大于85％，TFe大于35％，MFe大于30％)，进而可以在降低锌浸出渣处理成本的同时保证铁具有较高的回收率。由此本申请通过采用转底炉与磨矿磁选和浮选相结合的工艺，可以实现锌浸出渣中铁、铅、锌和银元素的综合回收利用，从而实现锌浸出渣的资源化利用，解决现有技术中锌浸出渣大量堆积占地和污染环境以及处理过程能耗高的难题，并且采用本申请的方法所得金属铁粉的品位可达90％以上，铁的回收率可达90％以上，锌铅的回收率可达95％以上，银的回收率可达90％以上。

在本发明的再一个方面，本发明提出了一种实施上述处理锌浸出渣的方法的系统。根据本发明的实施例，参考图2和图3，该系统包括：混合成型装置100、转底炉200、水淬装置300、磨矿磁选单元400和浮选装置500。

根据本发明的实施例，混合成型装置100具有锌浸出渣入口101、还原剂入口102、助熔剂入口103和混合球团出口104，且适于将锌浸出渣与还原剂、助熔剂进行混合成型，得到混合球团。具体的，锌浸出渣为湿法炼锌过程中产生的固体废渣，并且其中含有大量的锌、铅、铜、铁、镓、锗、铟和银等有价金属元素，具有极大的综合利用价值。发明人发现，通过在配料中加入助熔剂，不仅可以显著降低后续还原过程的能耗，而且可以显著改善转底炉中还原产物的流动性，促进生成的金属铁逐渐聚集长大，从而提高金属化球团的金属化率(金属化率大于85％，TFe大于35％，MFe大于30％)，进而可以在降低锌浸出渣处理成本的同时保证铁具有较高的回收率。

根据本发明的一个实施例，锌浸出渣与还原剂、助熔剂的混合成型的比例并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，锌浸出渣与还原剂、助熔剂可以按照质量比为(70～90)：(15～20)：(5～10)进行混合成型。发明人发现，若还原剂加入量过高，会导致资源浪费；而还原剂加入量过低，会造成还原不彻底，而若助熔剂加入量过高，会导致球团熔化，从而侵蚀转底炉耐火材料；而若助熔剂加入量过低，促进作用不明显，不利于后续还原。

根据本发明的再一个实施例，还原剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，还原剂可以为选自兰炭和焦炭中的至少一种。发明人通过大量实验意外发现，采用该类还原剂明显优于其他类型显著提高铅锌铁的还原效率，从而保证铅锌银具有极高的回收率。

根据本发明的又一个实施例，助熔剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，助熔剂可以为选自生石灰、石灰石、碳酸钙和白云石中的至少一种。发明人通过大量实验意外发现，采用该类助熔剂可以明显优于其他类型降低还原过程的能耗，从而在保证铁元素回收率的同时降低锌浸出渣的处理成本。

根据本发明的实施例，参考图3，转底炉200内沿着炉底转动方向依次形成进料区21、预热区22、中温区23、高温区24和出料区25，进料区21设置有混合球团入口201，高温区24设置有烟尘出口202，出料区25设置有金属化球团出口203，混合球团入201口和混合球团出口104相连，且适于将上述得到的混合球团供给至转底炉的进料区，使得混合球团依次经过转底炉的预热区、中温区和高温区进行还原，得到的含有氧化锌和氧化铅的烟尘从高温区排出，得到金属化球团从出料区排出。具体的，进料区在中温和高温区的热辐射的作用下温度保持在700～900℃，混合球团进入到进料区进行预热，然后随着炉底的转动进入到中温区，混合球团在中温区进行预还原，其中少量铅锌化合物发生还原，而剩余的铅锌化合物在高温区彻底还原并且以单质形式挥发进入烟道被二次氧化，得到的含有氧化锌和氧化铅的烟尘从高温区排出被回收(铅锌的回收率为95％以上)，并且该过程中，银化合物也会与有少量还原并挥发氧化进行烟尘中，大部分仍以氧化银和硫化银形式存在，而混合球团中的铁化合物的高温区进行深度还原，得到的金属铁颗粒不断聚集长大，得到金属化球团从高温区排出。

发明人发现，通过采用转底炉对锌浸出渣与还原剂和助熔剂的混合球团进行还原处理，通过控制转底炉温度，使得混合球团中的铅化合物和锌化合物在转底炉的高温区被还原为单质，生成的单质铅锌挥发进入烟道被二次氧化，以氧化锌和氧化铅的形式被回收，而混合球团中只有少量的银化合物被还原，同时混合球团中的铁化合物在高温区进行深度还原，并且得到的金属铁颗粒聚集长大，得到金属化球团，从而可以实现锌浸出渣中铁铅锌的有效回收。

根据本发明的一个实施例，中温区和高温区的温度并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，中温区的温度可以为1100～1200摄氏度，高温区的温度可以为1200～1350摄氏度。发明人意外发现，采用该温度可以显著优于其他温度提高铅锌铁的回收率，并且使得大部分银仍以化合物形式存在，从而可以显著提高后续浮选过程中银的收率。

根据本发明的实施例，水淬装置300具有金属化球团入口301和金属化球团破碎料出口302，金属化球团入口301与金属化球团出口203相连，且适于将上述得到的金属化球团进行水淬处理，得到金属化球团破碎料。由此，可以将大粒径的金属化球团破碎成小粒径的金属化球团破碎料，从而简化后续磨矿工序。

根据本发明的实施例，磨矿磁选单元400具有金属化球团破碎料入口401、金属铁粉出口402和磁选尾矿出口403，金属化球团破碎料入口401与金属化球团破碎料出口302相连，且适于将上述得到的金属化球团破碎料进行两段磨矿磁选，得到金属铁粉和磁选尾矿。具体的，磨矿磁选单元包括依次相连的一段磨矿设备、一段磁选设备、二段磨矿设备和二段磁选设备，并且一段磨矿设备和二段磨矿设备可以分别独立地为棒磨机或球磨机，一段磁选设备和二段磁选设备可以分别独立地为磁选机或磁选管。

根据本发明的一个实施例，二段磨矿磁选过程中一段磨矿细度为0.074mm以下的占70～80％，一段磁选强度为1600～1800Oe，二段磨矿细度为0.074mm以下的占80～90％，二段磁选强度为800～1200Oe。发明人意外发现，该磨矿磁选条件可以显著优于其他条件提高金属铁和磁选尾矿的分离效率，并且保证金属铁具有极高的回收率和品位。

根据本发明的实施例，浮选装置500具有磁选尾矿入口501、水玻璃入口502、捕收剂入口503、起泡剂入口504、银精矿出口505和尾矿出口506，磁选尾矿入口501与磁选尾矿出口403相连，且适于将上述磨矿磁选过程得到的磁选尾矿与水玻璃、捕收剂和起泡剂混合进行浮选，得到银精矿和尾矿。由此，通过将上述得到的磁选尾矿进行浮选处理，可以有效回收锌浸出渣中的银元素，并且银的回收率可高达90％以上。具体的，起泡剂可以为2#油。

根据本发明的一个实施例，磁选尾矿与水玻璃、捕收剂和起泡剂混合比例并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，基于每吨磁选尾矿，水玻璃的用量可以为200～400g，捕收剂的用量可以为90～150g，起泡剂的用量可以为20～50g。发明人发现，各种药剂加入量过低，均会导致浮选指标下降，水玻璃作为抑制剂，若加入量过高，会对银产生抑制，不利于浮选过程的进行，而捕收剂的目的是捕收矿浆中的银矿物，若加入量过高，会将矿浆中的杂质带入精矿，造成银精矿品位的下降，而起泡剂若加入量过高，会造成跑漕现象，使泡沫大量从矿浆中溢出，造成银矿物的损失。

根据本发明的再一个实施例，捕收剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，捕收剂可以为丁胺黑药和硫醇类药物的混合药剂。发明人发现，丁胺黑药的选择性较强，硫醇类药剂的捕收性较强，如果采用单一的丁胺黑药或硫醇类药剂作为捕收剂无法保证所得银精矿的品位和收率，而发明人通过大量实验意外发现，采用含有丁胺黑药和硫醇类药物的混合药剂可以显著提高所得银精矿的品位和收率。

根据本发明的又一个实施例，含有丁胺黑药和硫醇类药物的混合药剂的组成并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，混合药剂中，丁胺黑药与硫醇类药物的质量比可以为(1：1)～(3：1)。发明人发现，丁胺黑药的选择性较强，而硫醇类药物的捕收性能较强，若丁胺黑药的比例过高，会造成浮选精矿的品位较高，但是回收率较低；若硫醇类药物比例过高，会造成浮选精矿的品位较低，而回收率较高。由此，通过将丁胺黑药与硫醇类药物按照该比例混合搭配使用可以在提高浮选精矿品位的同时保证其具有较高的回收率。

根据本发明实施例的处理锌浸出渣的系统通过采用转底炉对锌浸出渣与还原剂和助熔剂的混合球团进行还原处理，通过控制转底炉温度，使得混合球团中的铅化合物和锌化合物在转底炉的高温区被还原为单质，生成的单质铅锌挥发进入烟道被二次氧化，以氧化锌和氧化铅的形式被回收，而混合球团中只有少量的银化合物被还原，同时混合球团中的铁化合物在高温区进行深度还原，并且得到的金属铁颗粒聚集长大，得到金属化球团，然后对所得金属化球团经水淬装置后供给至磨矿磁选装置即可分离得到金属铁和含有银化合物的磁选尾矿，并将得到的含有银化合物的磁选尾矿供给至浮选装置可以得到分离得到银精矿，即实现银元素的回收，并且本申请在配料中加入助熔剂，不仅可以显著降低还原过程的能耗，而且可以显著改善转底炉中还原产物的流动性，促进生成的金属铁逐渐聚集长大，从而提高金属化球团的金属化率(金属化率大于85％，TFe大于35％，MFe大于30％)，进而可以在降低锌浸出渣处理成本的同时保证铁具有较高的回收率。由此本申请通过采用转底炉与磨矿磁选装置和浮选装置结合对锌浸出渣进行处理，可以实现锌浸出渣中铁、铅、锌和银元素的综合回收利用，从而实现锌浸出渣的资源化利用，解决现有技术中锌浸出渣大量堆积占地和污染环境以及处理过程能耗高的难题，并且采用本申请的系统所得金属铁粉的品位可达90％以上，铁的回收率可达90％以上，锌铅的回收率可达95％以上，银的回收率可达90％以上。

下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。

实施例1

锌浸出渣的组成为：全铁质量分数为20.08％，Zn质量分数为14.85％，Pb质量分数为3.24％，Ag质量分数为0.012％，首先将锌浸出渣烘干后破碎至1mm以下，然后以破碎后的锌浸出渣、兰炭(固定碳83％，灰分9％)、石灰石为主要原料，按照重量配比锌浸出渣：兰炭：石灰石＝76:16:8的比例混合后，进行压球，得到混合球团，然后将该混合球团烘干后供给至转底炉中，控制中温区的温度为1120～1160摄氏度，高温区的温度为1220～1300摄氏度，并且在转底炉中还原30～40分钟，得到的含有氧化锌和氧化铅的烟尘从高温区排出，待还原结束后从转底炉出料区排出高温金属化球团(金属化率大于85％)，经过对烟尘的成分进行分析，铅锌的回收率均在95％以上，接着，将所获得的高温金属化球团水淬后进行两段磨矿磁选，得到金属铁粉和磁选尾矿，其中，两段磨矿磁选的条件为：第一段磨矿，磨矿细度为-0.074mm占70～80％，磁选的磁场强度为1600～1800Oe；第二段磨矿，磨矿细度为-0.074mm占80～90％，磁选的磁场强度为800～1200Oe，所得的金属铁粉的铁品位和回收率为90％以上，接着，向磨矿磁选得到的磁选尾矿中先后加入水玻璃、捕收剂和起泡剂2#油进行浮选，其中，基于每吨磁选尾矿，水玻璃用量为150g，捕收剂为丁胺黑药和十二烷基硫醇按1:1质量比例混合，用量为85g，2#油的用量为40g，进行一段浮选，从而获得可以银精矿，并且银的回收率为90％以上。

实施例2

锌浸出渣的组成为：全铁质量分数为21.54％，Zn质量分数为15.62％，Pb质量分数为3.89％，Ag质量分数为0.015％，首先将锌浸出渣烘干后破碎至1mm以下，然后以破碎后的锌浸出渣、焦炭(固定碳77％，灰分9％)、生石灰为主要原料，按照重量配比锌浸出渣：焦炭：生石灰＝76:16:8的比例混合后，进行压球，得到混合球团，然后将该混合球团烘干后供给至转底炉中，控制中温区的温度为1150～1180摄氏度，高温区的温度为1250～1320摄氏度，并且在转底炉中还原30～40分钟，得到的含有氧化锌和氧化铅的烟尘从高温区排出，待还原结束后从转底炉出料区排出高温金属化球团(金属化率大于85％)，经过对烟尘的成分进行分析，铅锌的回收率均在95％以上，接着，将所获得的高温金属化球团水淬后进行两段磨矿磁选，得到金属铁粉和磁选尾矿，其中，两段磨矿磁选的条件为：第一段磨矿，磨矿细度为-0.074mm占70～80％，磁选的磁场强度为1600～1800Oe；第二段磨矿，磨矿细度为-0.074mm占80～90％，磁选的磁场强度为800～1200Oe，所得的金属铁粉的铁品位和回收率为90％以上，接着，向磨矿磁选得到的磁选尾矿中先后加入水玻璃、捕收剂和起泡剂2#油进行浮选，其中，基于每吨磁选尾矿，水玻璃用量为180g，捕收剂为丁胺黑药和十二烷基硫醇按1:2质量比例混合，用量为80g，2#油的用量为35g，进行一段浮选，从而获得可以银精矿，并且银的回收率为90％以上。

实施例3

锌浸出渣的组成为：全铁质量分数为22.72％，Zn质量分数为16.87％，Pb质量分数为4.13％，Ag质量分数为0.016％，首先将锌浸出渣烘干后破碎至1mm以下，然后以破碎后的锌浸出渣、兰炭(固定碳85％，灰分10％)、石灰石为主要原料，按照重量配比锌浸出渣：兰炭：石灰石＝76:16:8的比例混合后，进行压球，得到混合球团，然后将该混合球团烘干后供给至转底炉中，控制中温区的温度为1130～1200摄氏度，高温区的温度为1200～1350摄氏度，并且在转底炉中还原30～40分钟，得到的含有氧化锌和氧化铅的烟尘从高温区排出，待还原结束后从转底炉出料区排出高温金属化球团(金属化率大于85％)，经过对烟尘的成分进行分析，铅锌的回收率均在95％以上，接着，将所获得的高温金属化球团水淬后进行两段磨矿磁选，得到金属铁粉和磁选尾矿，其中，两段磨矿磁选的条件为：第一段磨矿，磨矿细度为-0.074mm占70～80％，磁选的磁场强度为1600～1800Oe；第二段磨矿，磨矿细度为-0.074mm占80～90％，磁选的磁场强度为800～1200Oe，所得的金属铁粉的铁品位和回收率为90％以上，接着，向磨矿磁选得到的磁选尾矿中先后加入水玻璃、捕收剂和起泡剂2#油进行浮选，其中，基于每吨磁选尾矿，水玻璃用量为200g，捕收剂为丁胺黑药和十二烷基硫醇按1:3质量比例混合，用量为90g，2#油的用量为40g，进行一段浮选，从而获得可以银精矿，并且银的回收率为90％以上。

在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。