本发明属于冶金与能源领域，尤其涉及一种氯化焙烧处理锌浸渣的方法。
背景技术：
我国锌冶炼工艺技术以湿法冶炼为主。按浸出液除铁工艺的不同，可分为针铁矿法、赤铁矿法和黄钾铁矾法等。其中，黄钾铁矾法由于易沉淀析出、溶解度低、过滤性好、试剂消耗少和生产成本低而应用最广。由黄钾铁矾法沉矾工序就是把锌浸出溶液中的铁元素选择性地形成沉淀，从而达到铁和锌分离的最终目的。但是在沉矾过程中除了形成铁矾，还有一部分的锌、铅、银等有价金属以硅酸盐和硫酸盐的形式和铁矾一起进入铁矾渣。基于黄钾铁矾法工艺的优点，在湿法炼锌工艺中，全国有45％的产量是通过该工艺进行冶炼的，但是热酸-黄钾铁矾法产生的铁矾量大、污染大。目前我国堆存铁矾渣量超过3000万吨，而且每年将以100万吨的速度增长，对环境产生巨大的潜在污染；同时金属损失大，如果铁矾渣按平均含锌5％计算，积存锌金属量超过150万吨，利用价值很高。基于以上两点，对铁矾渣深入研究，变废为宝，具有重大意义。
目前对锌浸渣的处理方法目前主要高温还原挥发法和水溶液浸出方法两种类型。高温还原挥发法是在锌浸渣中配入焦粉作为还原剂，在回转窑或者烟化炉中进行高温焙烧或者熔炼，使有价金属铅、锌、银、铟等还原挥发。水溶液浸出方法有两种类型，一种是直接将锌浸渣用酸或碱进行浸出；第二种是将锌浸渣在500-700℃之间预先焙解，经焙解后的渣再采用酸或者碱溶液浸出锌浸渣中的金属。高温还原挥发法的优势是可以同时回收锌浸渣中的铅、锌、铟等，将这些元素全部收集至氧化锌烟尘中，但该方法能耗高，且产出的含铁渣由于在挥发锌过程中呈熔体状态，熔体中混入大量硅酸盐，导致含铁渣中铁的收率较低。水溶液浸出法的优势是经浸出后的含铁渣中铁的含量达到55％左右，但渣中锌含量较高，锌含量普遍在1％以上，因这部分锌主要是以铁酸锌形式存在，在铁作为炼铁原料使用时，锌会对炼铁过程造成不利影响。
技术实现要素：
面临上述技术问题，本发明旨在提供一种处理锌浸渣的方法，以实现铅、锌、铜、铟与铁的有效分离，节能降耗，节约生产成本的目的。
为实现上述目的，本发明提出了一种处理锌浸渣的方法，其特征在于，包括步骤：
a.混合造球：将锌浸渣破碎后，加入氯化剂、还原剂和粘结剂，后混合均匀，然后在圆盘造球机中造球，烘干后得到的含碳球团；
b.氯化焙烧和还原：将烘干后的含碳球团送至转底炉中进行氯化焙烧、还原；得到金属化球团；
c.铁回收：将所述金属化球团进行磨矿磁选，得到回收铁。
具体地，在步骤b中，对氯化焙烧和还原过程中的温度和的时间进行分段分区控制，使所述含碳球团在所述转底炉中进行氯化焙烧和还原，回收有色金属，收集反应得到的金属化球团。
进一步地，所述分段分区控制是指，氯化焙烧和还原过程被分为预热区和高温区，其中，预热区温度控制在500℃～1000℃，高温区1000℃～1250℃。
优选地，将氯化焙烧和还原反应的总时间控制在30-40min。
进一步地，所述锌浸渣中按照重量百分比包括以下组分：：
全铁30～40wt％，锌16-20wt％，铅1～5wt％，铜0.5～2wt％，铟0.16-0.25wt％。
优选地，将80％所述锌浸渣的粒度破碎至200目以下。
具体地，所述氯化剂为nacl或cacl2。
进一步地，将所述氯化剂粒度控制在200目～100目。
优选地，将所述氯化剂占所述锌浸渣的重量百分比控制在5wt％～20wt％。
进一步地，所用还原剂为无烟煤，粒度控制在1mm以下，加入量占所述锌浸渣的重量百分比为5wt％～10wt％。
优选地，所述粘结剂为有机粘结剂，加入量占所述锌浸渣的重量百分比为5wt％～10wt％。
进一步地，所述有机粘结剂为淀粉或羧甲基纤维素钠。
采用本发明所述的技术方案有如下优点：
(1)锌浸渣中含有铁30～40％，还有铅、锌、铜、铟等大量的有价金属，该方法可以实现多金属综合回收，传统还原气氛下只能实现铅、锌、铟的回收而不能实现铜与铁的分离回收，添加氯化剂后，氯化铜也能挥发进入烟道，从而实现了铅、锌、铜、铟与铁的分离；
(2)转底炉中进行氯化焙烧可以分段分区控制反应温度和反应的时间，实现有色金属氯化物的分区回收，由于金属氯化物的沸点较低(氯化铟沸点为498℃，氯化锌沸点为732℃，氯化铅沸点为954℃)，预热区温度为500℃～1000℃，因此在预热区即可以实现部分有色金属铅、锌和铟的回收，此温度下实现有色金属的氯化焙烧从而最大限度的抑制了铁的氯化反应；高温区1000℃～1250℃条件下，剩余有色金属可以被碳质还原剂还原，有色金属得到进一步回收，实现了锌浸渣中铅、锌、铟、铜与铁的进一步分离，使得到的铁粉更加纯净，品质更高；
(3)氯化焙烧的方法对于转底炉中气氛要求较低，弱还原气氛条件下即可，因此可以适当提高空燃比，降低天然气用量，从而降低生产成本；
(4)该方法配加氯化剂，减小了还原煤用量，氯化反应的温度较低，降低了转底炉的加热温度，实现了节能降耗，同时煤粉的还原作用有助于氯化反应的进行；
(5)传统转底炉一般采用碳质还原剂进行还原反应，难以实现铜与铁的有效分离，最终得到的金属产品为铜铁合金，而转底炉中采用氯化焙烧的方法可以实现铜分离与回收，从而使得到的铁粉更加纯净。
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
图1为本发明的处理锌浸渣的工艺流程图。
具体实施方式
以下结合附图和实施例，对本发明的具体实施方式进行更加详细的说明，以便能够更好地理解本发明的方案及其各个方面的优点。然而，以下描述的具体实施方式和实施例仅是说明的目的，而不是对本发明的限制。
本发明的目的是提供本发明旨在提供一种处理锌浸渣的方法，以实现铅、锌、铜、铟与铁的有效分离，节能降耗，节约生产成本的目的。
为实现上述目的，本发明提出了一种处理锌浸渣的方法，如图1，包括步骤：
a.混合造球：将锌浸渣破碎后，加入氯化剂、还原剂和粘结剂，后混合均匀，然后在圆盘造球机中造球，烘干后得到的含碳球团；
b.氯化焙烧和还原：将烘干后的含碳球团送至转底炉中进行氯化焙烧、还原；得到金属化球团；
具体地，在步骤b中，对氯化焙烧和还原过程中的温度和的时间进行分段分区控制，使所述含碳球团在所述转底炉中进行氯化焙烧和还原，回收有色金属，收集反应得到的金属化球团。
所述氯化焙烧是指氯化剂达到熔点之后，与干气氛中的氧气反应生成氯气，大部分铅、锌、铜、铟的氧化物发生氯化反应，生成相应的金属氯化物，金属氯化物的沸点一般都比较低，易挥发进入烟道；
在所述还原过程中，由于转底炉内为弱还原气氛，使得锌窑渣中的部分铅、锌化合物还原为单质锌、单质铅，挥发进入烟道中，在烟道中被重新氧化以氧化物、硫化物的形式进入烟尘而被回收；
c.铁回收：将所述金属化球团进行磨矿磁选得到回收铁。
进一步地，所述分段分区控制是指，氯化焙烧和还原过程被分为预热区和高温区，其中，预热区温度控制在500℃～1000℃，高温区1000℃～1250℃。设置预热区和高温区目的在于实现有色金属分段分区回收，此还原温度比现有工艺还原温度低，由于铅锌铜铟的氯化物熔点也较低且易挥发，因此转底炉温度可以控制在较低范围内，还原温度低于此温度，则难以实现铅锌铜铟的挥发，还原温度过高则会造成能耗增高，资源浪费。
优选地，将氯化焙烧和还原反应的总时间控制在20-45min，保证球团中铅、锌、铟、铜等有色金属的挥发率，其中铅的挥发率在96.4％以上，锌的挥发率在97.5％以上，铜的挥发率在80.2％以上，铟的挥发率在95.3％以上。产出的金属化球团全铁品位大于40％，金属化率在65％以上，转底炉得到的金属化球团经过磨矿磁选回收铁，铁的回收率在93％以上；
进一步地，所述锌浸渣中按照重量百分比包括以下组分：
全铁30～40wt％，锌16-20wt％，铅1～5wt％，铜0.5～2wt％，铟0.16-0.25wt％。
优选地，将80％所述锌浸渣的粒度破碎至200目以下，锌浸渣破碎至该粒度既有利于铅锌的挥发，同时能够增大与氯化剂的接触面积，有助于氯化反应的进行；
具体地，所述氯化剂选自nacl(熔点801℃)或cacl2(熔点782℃)。
进一步地，将所述氯化剂粒度控制在200目～100目。
优选地，将所述氯化剂占所述锌浸渣的重量百分比控制在5wt％～20wt％。
进一步地，所用还原剂为无烟煤(例如：固定碳82.56％、挥发分6.49％、灰分10.02％、水分0.93％、硫0.51％)，粒度控制在1mm以下，加入量占所述锌浸渣的重量百分比为5wt％～10wt％。
优选地，所述粘结剂为有机粘结剂，加入量占所述锌浸渣的重量百分比为5wt％～10wt％。
下面结合具体实施例对本发明处理锌浸渣的方法作进一步地具体详细描述，但本发明的实施方式不限于此，对于未特别注明的工艺参数，可参照常规技术进行。
实施例1
利用图1的工艺流程回收锌浸渣中的铅、锌、铟、铜和铁，所用锌浸渣成分及含量为：全铁为32.02wt％，锌含量为17.52wt％，铅含量为4.23wt％，铟含量为0.21wt％，铜含量为1.5wt％，粒度破碎至200目以下的占80％以上，所用氯化剂为cacl2，粒度为200目～100目之间，添加量为锌浸渣的10％，所用还原剂为无烟煤：固定碳82.56％、挥发分6.49％、灰分10.02％、水分0.93％、硫0.51％，加入量为锌浸渣的5％，所用粘结剂为淀粉溶液，加入量为锌浸渣的6％，四者充分混匀后进行造球，然后输至转底炉分段分区控制其氯化焙烧和还原过程，氯化焙烧和还原过程被分为预热区和高温区，其中，预热区温度设置为500℃，高温区1100℃，反应的总时间为45min，收集过程中产生的烟气，部分铅、锌、铟化合物还原为单质锌、单质铅、单质铟，挥发进入烟道中，在烟道中被重新氧化以氧化物、硫化物的形式进入烟尘而被回收，而大部分铅、锌、铜、铟的氧化物会发生氯化反应，生成相应的金属氯化物，挥发进入烟道，实现了铅、锌、铟、铜与铁的分离，其中粉尘中铅的挥发率为97.68％，锌的挥发率为99.22％，铜的挥发率在81.2％，铟的挥发率在96.3％，反应后得到的金属化球团全铁品位44％，金属化率在68％，金属化球团经过磨矿磁选全铁品位为95.25％，回收率为96.63％。
实施例2
本实施处理锌浸渣的方法和实施例1步骤相同，但工艺参数不同，具体如下：
所用锌浸渣成分及含量为：全铁为35.72wt％，锌含量为16.97wt％，铅含量为3.94wt％，铟含量为0.18wt％，铜含量为1.8wt％，粒度破碎至200目以下的占80％以上，所用氯化剂为cacl2，粒度为200目～100目之间，添加量为锌浸渣的10％，所用还原剂为无烟煤：固定碳82.56％、挥发分6.49％、灰分10.02％、水分0.93％、硫0.51％，加入量为锌浸渣的5％，所用粘结剂为淀粉溶液，加入量为锌浸渣的6％，四者充分混匀后进行造球，然后输至转底炉分段分区控制其氯化焙烧和还原过程，氯化焙烧和还原过程被分为预热区和高温区，其中，预热区温度设置为700℃，高温区1000℃，反应的总时间为35min。收集过程中产生的烟气，部分铅、锌、铟化合物还原为单质锌、单质铅、单质铟，挥发进入烟道中，在烟道中被重新氧化以氧化物、硫化物的形式进入烟尘而被回收，而大部分铅、锌、铜、铟的氧化物会发生氯化反应，生成相应的金属氯化物，挥发进入烟道，实现了铅、锌、铟、铜与铁的分离，其中粉尘中铅的挥发率为96.40％，锌的挥发率为99.36％，铟的挥发率为97.3％，铜的挥发率为83.2％，反应后得到的金属化球团全铁品位43％，金属化率在67.5％，产出的金属化球团经过磨矿磁选全铁品位为95.32％，回收率为94.22％。
实施例3
本实施处理锌浸渣的方法和实施例1步骤相同，但工艺参数不同，具体如下：
所用锌浸渣成分及含量为：全铁为39.72wt％，锌含量为19.97wt％，铅含量为4.94wt％，铟含量为0.25wt％，铜含量为2.0wt％，粒度破碎至200目以下的占80％以上，所用氯化剂为nacl，粒度为200目～100目之间，添加量为锌浸渣的10％，所用还原剂为无烟煤：固定碳82.56％、挥发分6.49％、灰分10.02％、水分0.93％、硫0.51％，加入量为锌浸渣的15％，所用粘结剂为淀粉溶液，加入量为锌浸渣的6％，四者充分混匀后进行造球，然后输至转底炉分段分区控制其氯化焙烧和还原过程，氯化焙烧和还原过程被分为预热区和高温区，其中，预热区温度设置为1000℃，高温区1250℃，反应的总时间为20min。收集过程中产生的烟气，部分铅、锌、铟化合物还原为单质锌、单质铅、单质铟，挥发进入烟道中，在烟道中被重新氧化以氧化物、硫化物的形式进入烟尘而被回收，而大部分铅、锌、铜、铟的氧化物会发生氯化反应，生成相应的金属氯化物，挥发进入烟道，实现了铅、锌、铟、铜与铁的分离，其中粉尘中铅的挥发率为98.06％，锌的挥发率为97.50％，铟的挥发率为97.3％，铜的挥发率为80.2％，反应后得到的金属化球团全铁品位50.1％，金属化率在71.1％，产出的金属化球团经过磨矿磁选全铁品位为96.83％，回收率为93.01％。
实施例4
本实施处理锌浸渣的方法和实施例1步骤相同，但工艺参数不同，具体如下：
所用锌浸渣成分及含量为：全铁为30.11wt％，锌含量为16.17wt％，铅含量为0.99wt％，铟含量为0.16wt％，铜含量为0.5wt％，粒度破碎至200目以下的占80％以上，所用氯化剂为nacl，粒度为200目～100目之间，添加量为锌浸渣的20％，所用还原剂为无烟煤：固定碳82.56％、挥发分6.49％、灰分10.02％、水分0.93％、硫0.51％，加入量为锌浸渣的5％，所用粘结剂为羧甲基纤维素钠，加入量为锌浸渣的6％，四者充分混匀后进行造球，然后输至转底炉分段分区控制其氯化焙烧和还原过程，氯化焙烧和还原过程被分为预热区和高温区，其中，预热区温度设置为800℃，高温区1100℃，反应的总时间为30min。收集过程中产生的烟气，部分铅、锌、铟化合物还原为单质锌、单质铅、单质铟，挥发进入烟道中，在烟道中被重新氧化以氧化物、硫化物的形式进入烟尘而被回收，而大部分铅、锌、铜、铟的氧化物会发生氯化反应，生成相应的金属氯化物，挥发进入烟道，实现了铅、锌、铟、铜与铁的分离，其中粉尘中铅的挥发率为98.06％，锌的挥发率为99.36％，铟的挥发率为95.3％，铜的挥发率为83.2％，反应后得到的金属化球团全铁品位42％，金属化率在65.1％，产出的金属化球团经过磨矿磁选全铁品位为95.11％，回收率为97.10％。
上述实施例中，在转底炉中采用氯化焙烧，分段分区控制反应温度和反应时间的方法可以实现铜分离与回收，从而使最终得到的铁粉更加纯净(93％以上)，还实现铅、锌、铜、铟与铁的有效分离，且减小了还原煤用量，氯化反应的温度较低，降低了转底炉的加热温度，实现了节能降耗。
最后应说明的是：显然，上述实施例仅仅是为清楚地说明本发明所作的举例，而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引申出的显而易见的变化或变动仍处于本发明的保护范围之中。