专利名称：：湿法炼锌挥发窑窑渣的回收及利用方法
技术领域：
：本发明涉及金属冶炼领:威，尤其涉及用于处理和回收利用湿法炼锌挥发窑窑渣的方法。
背景技术：
：锌浸出渣是湿法炼锌过程中产生的一种固体废物。除含有锌、铅、铜、铁等常见金属元素外，还含有一定量的镓、锗、铟、银等稀贵金属，具有极大的综合利用价值。世界上70%以上的锌是由湿法冶炼产出的，而锌浸出渣是湿法炼锌厂第一副产品，因此锌浸出渣是非常重要的稀贵金属再生资源之一。对锌浸出渣中的有价元素进行综合回收，能获得很大的经济效益，并可变废为宝，有利于环境保护。为了有效地回收、利用锌浸出渣中的有4介元素，国内外专家学者进行了较为广泛的研究，开发了多种工艺方法，归纳起来有以下几种挥发窑烟化法、选冶联合法、热酸浸出-沉铁法等。此夕卜，在上述几种基本流程的基础上，还派生出了其他一些相关的工艺。有一些工艺是针对锌浸出渣中一种或几种金属进行回收处理，如浮选法、石克脲炭浆法、综合法等。目前，我国湿法炼锌厂大都釆用挥发窑烟4匕法处理锌浸出漆，以回收锌浸出;查中的有1"介元素。该法是在锌浸出渣中配人大量的焦粉后，于挥发窑中在1200~130(TC温度条件下焙烧，使其中的绝大部分锌、铅、铟以及少部分锗挥发进入烟尘，对烟尘进行处理可回收部分有1"介金属。其中《辛的4军发率可达90%左右，而稀贵金属镓、锗、银等仅有一定程度的挥发，其余大部分的稀贵金属进入挥发窑窑渣中，由于这些稀贵金属与渣中其他元素相互之间生成合金或以硅酸盐化合物形态存在，各物相之间紧密嵌布，用常^见物理化学方法难以进行经济有效的分离、富集和回收，造成有价金属，特别是稀贵金属资源严重损失。挥发窑窑渣是在锌浸出渣配入大量焦4分，在挥发窑中经高温还原，挥发掉名争、铅、镉、铟等金属之后从窑尾排出经水淬而形成的。锌浸出渣与焦粉的混合物并牛在经过挥发窑高温区时，渣碑+呈半熔化状态，物冲牛间有互相粘结现象，浸出渣中的氧化4失大部分^皮还原成金属铁，锗、镓也大部分被还原成金属，与铁生成合金。其他金属或者形成合金，或者形成各种化合物形态。他们互相嵌布紧密。但是由于高温窑渣从窑尾排出即遇水淬，所以窑渣具有粒度小、残碳高、硬度大、含有价金属多但含量低等特点，实质为含《失、碳、硅较高的弃渣，综合回收难度较大。研究发现窑渣中主要有价成分为铁(35~40%)和碳(15~18%)。用电子纟笨针分析、X光衍射分析、显孩史4竟下7见察窑渣物质组成见表1。窑渣中各组成嵌布复杂，窑渣基体大多为金属铁和其他化合物紧密结合的复相，尤其是有一部分微粒的a-Fe和细的铁闪锌矿，它常^皮包在玻璃体和焦石灰的颗粒之内。在J求状的oc-Fe和4失闪锌矿间隙填充着FeS,而FeS中又嵌有微粒铅-铁、锑-铜合金和金属银，所以很难用一般的物理方法获得純净或品位高的富集产品。窑渣中的铁元素是以金属4失为主，大部分铜元素以碌u化物为主，银元素以金属银和硫化银为主。关于挥发窑渣中镓、锗的物相组成，没有作过研究，从理-沦上推测，因为在挥发窑中经历了强还原过程，这两种元素似乎有相当一部分4皮转化成金属态，与铁生成合金，或以氯化物和盐类存在。以下表2列出镓、铟、锗、银在窑渣各物质中的分布，表3列出铁的物相组成，表4歹'j出铜的物相组成，表5歹寸出4艮的4勿才目纟且成。表1.窑渣的物质《且成<table>tableseeoriginaldocumentpage10</column></row><table>*44同^4勿^目纟且A<table>tableseeoriginaldocumentpage11</column></row><table>表54艮的物^目纟且成<table>tableseeoriginaldocumentpage11</column></row><table>
发明内容本发明4是供用于回收湿法炼锌挥发窑窑渣的方法，以4是高湿法炼锌窑渣的资源利用率。在本发明的第一方面，回收再利用湿法炼锌挥发窑窑渣的方法包4舌以下步艰i:一将窑渣石皮碎至约0.01-2mm的4立径范围，在800-1800奥期-特的》兹场强度进^f于初选，得窑;查第一石兹性部分和第一非石兹性部分；一将所述第一^兹性部分粉碎至50-60重量％200目的粒度范围，以500-1090奥斯特磁场强度进行精选，得到第二石兹性部分和第二非磁性部分。在一种具体实施方式中，所述窑渣含有35~40%重量比的4失和15~18%重量比的石友。在一种具体实施方式中，所述初选和/或^青选为湿式^兹选。在一种具体实施方式中，所述精选是以500-1090奥斯特的f兹场强度进行。在一种优选实施方式中，在所述初选之前包括一个将所述窑渣进行水力沖选的步骤。在一种优选实施方式中，进一步包括爿寻所述第二非-磁性部分用摇床进行重选的步骤，得到富含碳的回收焦粉。在一种优选实施方式中，还包括在所述窑渣破碎后进行重选的步骤，以得到富含银的银铁矿的步骤。作为进一步优选，所述破碎是用湿式球磨机，破碎粒度为-200目，并且所述重选是通过螺旋式重选机进行。在本发明的第二方面，用于回收再利用湿法炼锌挥发窑窑渣的方法包4舌以下步艰《一将来自挥发窑的窑渣在冲渣池中进4于水力沖选，以回收一部分焦炭，得到回用焦；一3寻除去所述部分焦炭的窑;查石皮石卒至2mm或以下；以/磁场强度为800-1800奥斯净争的》兹选才几石兹选所述经;皮石争的窑渣，；彈到二次焦和4失渣。在一种优选实施方式中，将所述二次焦在500-1090奥斯特以下进行第二次磁选，得到第二铁渣和第二焦炭。在一种具体实施方式中，所述回用焦用于部分代替锌冶炼中的燃料，其用量不超过总燃料重量的15%。在一种优选实施方式中，将所述二次焦进4亍重选，获得第二回用焦，用于锌冶炼中的燃料。所述铁渣被部分或全部替代铁源用于铅浮渣反射炉、铋反射炉、铜鼓风炉中的造渣。在本发明的第三方面，用于回收湿法炼锌挥发窑窑渣的方法包二括以下步艰《_将来自挥发窑的窑渣J求磨至小于0.074mm的粒径；一将经3求磨的窑渣通过重选机进行重选，以分出4艮铁矿；一将被分出银铁矿的窑渣进行磁选，以分出铁泥和煤泥。在一种具体实施方式中，所述》兹选为两次》兹选，第一次》兹选的条件是》兹场强度为800-1800奥斯特，第二次磁选的条件是磁场强度为500-1090奥斯特。在本发明的第四方面，提供一种利用通过处理湿法炼锌挥发窑窑渣所得的4失渣的方法，包4舌以下步4繁一通过;兹选法将粉^淬的挥发窑窑渣分成渣和富,灰部分；一将所述铁渣以不低于30%重量的比例代替黄铁矿烧渣，用于在铅鼓风炉的铅还原冶炼。在一种具体实施方式中，所述《失渣由以下步骤得到一将所述4军发窑窑渣寿分净卒至0.1至2mm的粒径，—将经粉碎的物料在800-1800奥斯特^兹场强度的条件下进4亍f兹选，得到所述4失渣和非》兹性部分。在一种优选实施方式中，所述铁渣还包括将所述非-磁性部分在500-1090奥斯特磁场强度的条件下进行进一步;兹选所获得的部分。在本发明的第五方面，提供一种回收利用湿法炼锌挥发窑窑渣的方法，包4舌以下步-骤_将窑渣石皮碎至约0.01-2mm的粒径范围，在800-1800奥斯特的》兹场强度进4亍初选，得窑渣第一》兹性部分和第一非石兹性部分；—将所述第一石兹性部分4分石卒至50-60重量％200目的并立度范围，以500-1090奥斯特石兹场强度进行精选，得到第二不兹性部分和第二非；兹性部分；一将所述第一非磁性部分作为二次焦粉部分地代替金属冶炼过程的燃料。该方法可以进一步包括将所述第一石兹性部分或所述第二石兹性部分作为在重金属冶炼过程中的《失源^吏用。在一种优选实施方式中，将所述第一》兹性部分或所述第二^兹性部分在铅鼓风炉还原熔炼中作为4失源用于造渣。在一种优选实施方式中，将所述第一^f兹性部分或所述第二^t性部分以至少30%重量比替代黄4失矿。作为进一步优选，将所述第二》兹性部分以100%重量比替代黄4失矿。在上述任一种方案中，作为优选，将所述第一^t性部分或所述第二磁性与黄铁矿混合后，上料到烧结配料烧渣仓，与铅精矿以及其他物料一起进行配料混合、制粒，然后再投入到烧结机进行焙烧，在焙烧时相应增加空气供给量。可以将所述第一f兹性部分或所述第二^兹性部分作为《失源在铅浮渣反射炉、铋反射炉、铜鼓风炉中使用。更具体地，将所述第一》兹性部分或所述第二》兹性部分完全替代铁屑在铅浮渣反射炉中使用。在该方法中，可以将所述第一/F兹性部分或所述第二》兹性部分以30%至60%的比例代替铁屑在铋反射炉中使用。在该方法中，可以^I寻所述第一》兹'I"生部分或所述第二石兹4生部分4失渣以20%至50%的比例代替铁屑在铜鼓风炉中使用。在一种具体实施方式中，，所述第一非f兹性部分作为二次焦并分以相对于一次焦粉5%至25%的重量比代替一次焦粉用于挥发窑炼锌。在一种具体实施方式中，所述精选是以500-1090奥斯特的f兹场强度进行。在一种4尤选实施方式中，在所述初步》兹性之前包4舌一个爿寻所述窑渣进4于水力沖选的步骤，以直纟妄回收一部分焦炭，用于金属冶炼中的部分替代燃料。在一种优选实施方式中，包括将所述第二非石兹性部分用摇床进行重选的步骤，得到富含碳的回收焦粉，用于金属冶炼中的部分替代燃料。在一种优选实施方式中，还包括在所述窑渣-皮碎后进行重选的步骤，以得到富含银的银铁矿的步骤，用于提炼银。在一种具体实施方式中，所述石皮石卒是用湿式球磨机石皮石夸，石皮碎粒度为-200目(粒径小于0.074mm),并且所述重选是通过螺旋式重选机进行。在一种具体实施方式中，将所述精选包括二级》兹选，其中，第一级》兹性是以800-1800奥斯特的；兹场强度进4亍；第二级石兹选是以500-1090奥斯特的》兹场强度进行。在一种优选实施方式中，所述精选包括二级磁选，其中，第一级石兹性是以1050奥斯特的石兹场强度进4亍；第二级》兹选是以650奥斯特的》兹场强度进4亍。采用本发明的方法，明显提高了窑渣中金属成分或碳成分的回收率，做到最大程度的有效利用，大大减轻了环境压力。图1为实施例1和2的流程图；图2为实施例3的流^f呈图；图3为实施例4的流禾呈图；图4为实施例4的设备连接图；以及图5为实施例5的流,呈图。具体实施例方式下面叙述本发明方法的详细技术方案。一般地说，本发明涉及处理在用挥发窑烟化法处理锌浸出渣过程中产生的挥发窑窑渣(以下称窑渣)以回收有用资源的方法，以及所回收产品的利用方法。具体而言，本发明的方法主要包括W兹选分离窑渣以富集金属和回收可用碳的方法；将磁选分离得到的富金属部分(以下称铁粉)制成铁剂以代替金属冶炼过程中添加的铁原料的方法；将该富金属部分代替铅浮渣反射炉、铋反射炉、铜鼓风炉配料中的铁屑或黄铁矿烧渣的方法；以及将非；兹性部分中的可用碳用于部分代替炼铅工艺中的焦炭燃料的方法。在本发明的方法中，采用,兹选方法来分离窑渣中的金属成分(主要为难失)和非金属成分(主要为^友)。该过程包括可选的水力沖选步驶A,以及两个必需步-骤——初选(一级》兹选)和4青选(二级磁选)。水力沖选作为可选，高温窑渣从挥发窑審尾排出来并经过水淬之后，经历一个水力沖洗步骤，该操作利用挥发窑渣与所含焦粉比重的差异，在挥发窑冲渣池中选出那些密度较小、含碳量较高的焦粉。这些焦4分在经过干燥后可以直4妻^^^焦炭回用。初选在本发明中，通过初选将窑渣初步分成第一》兹性部分和第一非石兹性部分。为此，可以将窑渣石皮碎至约0.01-2mm,然后在800-1800，^尤选1200-1700,更^尤选1300-1600,最l尤选1400-1500奥其斤4争的不兹场强度进4于初选，该石兹选可以是干式，也可以是湿式，优选为湿式。所用的》兹选才几可以是7Jc》兹》兹选才几或电》兹》兹选才几；；兹选才几的f兹场类型可以是恒定石兹场、3永动》兹场或交变石兹场；这些》兹选才几可以是带式》兹选才几、筒式f兹选才几、4昆式》兹选才几、盘式石兹选才几、if不式石兹选4几、笼式f兹选机或滑4仑式^兹选机。第一》兹性部分主要为4失，第一非》兹性部分主要为石友、金属和3永石成分(例如二氧化石圭)。申"i青人发现，窑渣中60-70%的有价金属#皮富集在第一^兹性部分中，其中^兹性铁回收率接近85%。表6示出初选所得到的结果。表6初选试—验结果<table>tableseeoriginaldocumentpage18</column></row><table>精选由表6可见，第一》兹性部分中的4失品位尚不高，还含有大量的利用〗介值不高的石圭酸盐。因此，有必要对第一》兹性部分进4亍进一步的4青细;兹选，以分离出第二非磁性部分，得到第二^兹性部分，以提高铁品位，同时也提高其他金属的含量。在此说明，在这些其他金属中，尽管有些金属不具有磁性，但是由于它们在窑渣中是与铁紧密结合在一起的，成为类似合金的形式，所以也会与铁一起被》兹选出来。发明人通过试验发现，该精选在窑渣粒度为50-60重量％200目、磁场强度为500-1090奥斯特的范围内皆是适用的。发明人经过试-验还发现，该磁选在800-1050奥斯特的场强下效果较佳，在900-1050奥其斤特更4圭，在950-1030奥斯特最佳。该4青选可以是干式^兹选，也可以是湿式》兹选。一^:而言，湿式^兹选要优于干式f兹选。该姊青选可以是只经过一道工序，例如可用；兹选才几，在1000奥斯特的条件下进^f亍；也可以经过两道工序，例如，可以先在800-1800奥斯特范围内的一个较高石兹场强度下，优选800-1090奥斯特，更优选900-1050奥斯特下石兹选一次，然后再在500-1090奥斯特范围内的一个專交4氐》兹场强度下，例如550-700奥^"特下^兹选一次。在本发明的一个具体实施中，先用》兹选才几在1000奥斯特的条件下进行一次，再用600奥斯特场强的》兹滑4仑进行二次》兹选，表-7纟会出了采用该两道工序进4亍4青选的测试结果。表7f兹选机精选-验证试-睑结果(％)产品名一尔产率品位回收率/卞FeAuAgFeAuAgf兹性4fcf青矿30.9383.674.08440.169.1672.1450.47磁选机尾矿35.7715.880.88240.615.1818.0832.62磁滑轮尾矿33.3017.600.53129.015.6610.0815.91窑渣(第一磁性部分)100.0037.421.74270.0100.00100.00100.00在表7中，磁性铁精矿(第二磁性部分)是磁选机和磁滑轮所选出的精矿的合并。试-验结果表明窑渣采用》兹选分离法能有效分离》兹性产品和非》兹性产品。^兹性名失精矿含4失可以高达83.67%。铁、^艮进入4失4青矿率为69.16%和50.47%。重选选碳第一磁性部分在经过精细磁选后得到的第二非磁性部分(表7的石兹选机尾矿和石兹滑4仑尾矿的合并部分)含有重量比约20-30%的碳，碳品味较低。其还含有约10-18%的铁，约10-15°/。的二氧化硅和少量其他金属或金属化合物，不能直接用作挥发窑的燃料。采用摇床选碳，碳进入尾矿的实收率可以高达88.7%,含碳率可以高达50.55%。另外，该选^岌步骤也可以应用于第一非^磁性部分，在一些情况下，在初选得到的第一非磁性部分的含碳量也不高，例如在30至50%的范围，这时，该第一非磁性部分尚不能直接作为替代燃料回用，需要经过选石友，以进一步富集石友。f兹选后4失渣的工业利用在本发明中石兹选出的^兹性部分，可以在重金属冶炼过程中作为造渣的原料。例如，在现有技术的铅原矿浮选过程中，杂质铁被最大程度地除去，近年来，铅精矿中铁含量越来越低。但是为满足鼓风炉渣型的需要，在铅鼓风炉还原熔炼过程中，总是要补入额外的铁剂，使用铁剂的目的是获得一定的鼓风炉渣型(Fe2125%、SiO22022%、Ca01619%)以获4寻理想的渣含铅指标，为此，铅冶炼企业常常要耗费大量资金。申请人原先的做法是在铅冶炼配料中加入黄铁矿烧渣，如此每年需要投入不小的资金。而从挥发窑窑渣中回收的铁渣具有高含量的铁，恰好可以代替这种黄铁矿烧渣。对于冶炼铅的情况，可以用本发明中得到的铁渣部分(即第一磁性部分或第二石兹性部分)来部分或者全部代替黄4失矿烧渣，至少可以替代30%的黄铁矿烧渣。对于不使用黄铁矿烧渣而是使用高纯度的铁屑的情况，铁渣同样可以按所需铁的量代替铁屑。当部分替^(戈黄4失矿烧渣时，可以将黄4失矿烧渣与4失渣在矿仓进行混合后，上料到烧结配料烧渣仓，与铅精矿等其他物料一起进行配料混合、制粒，然后再投入到烧结机进行焙烧。由于单质《失在烧结过程中比铅优先发生氧化反应，为确保石充化铅的充分脱硫，需要增加空气供给量。这种替代具有有益效果。首先，在现有工艺中，在混合制粒过程中，如烧渣类的4分末状物质，其粒度在200目(0.074mm)以下的部分占了90%的比例，这些粉末物料表面呈现峰窝状(多孔)，吸水速度快，抢先铅精矿与返粉(铅鼓风烧结后破碎时产生的粉末)粘结制冲立，所以，在混合制粒过程中，烧渣将返4分中孔隙堵塞，致使铅精矿的制粒受到很大的影响，最终使混合炉料成球率低、透气性差，影响烧结焙烧的焙烧强度和结块率。而由本发明的方法分离出的4失渣t匕烧渣4且，其粒径通常在〈2mm(或10目)左右，优选在lmm以上，铁渣的表面吸水速度较慢，所以，加入铁渣后，混合粒水份含量有所降低，其成球率提高，透气性改善，烧结时鼓入的空气压力降低；其次，由于铁渣中含有碳，碳氧化燃烧后放出热量，致使焙烧中部温度提高，因而烧结反应进行良好，烧结块质量提高；再次，由于烧结过程中4失的氧化反应发生得4交为充分，进入铅鼓风炉的单质铁很少，故避免了炉缸积铁故障的出现，熔炼生产顺畅；最后，铁渣中含有多种有价金属(铜、金、银、铟等)。当铁渣代替黄铁矿烧渣用于铅冶炼时，铅可以溶解捕集回收铁剂中的金、银、铜、铟等有价金属。在一种具体实施方式中，采用带式烧结机进行铁渣部分替代黄纟失矿烧渣的烧结，该烧结才几包括5个可烧结区域长36m、宽2.5m的台车，设置2个风机，分别为1#风机、2#风机。烧结时铺底料(烧结原泮+)的厚度为250350cm,台车运一亍的速度为7001000mm/秒，烧结原料的粒径为39mm在试验中，将30%至50%的黄4失矿烧渣以本发明中经^兹选得到的铁渣替代后，烧结原料水l分含量由5.5%下降为4.8%;烧结才几1#风机压力由2.9Kpa降为2.5Kpa，2#风才几压力由3.5Kpa降为3.0Kpa;2#风才几风量由33000Nm3/h增加为35000Nm3/h;焙烧中部温度由480。C升高到550°C;烧结块残石危基本无变化；鼓风炉还原熔炼生产正常。申请人经过试验发现(l)如果能进一步提高铁渣中铁含量，银得到更好的富集后，铁渣干量投入将减少，鼓风炉渣产出量将相应减少，经济效益更好；(2)铁渣粒度控制在12mm，对炉料混合制粒更有利，其替代比例可达到100%;(3)使用铁渣作为铁质熔剂，银回收率仍可达到95%以上。另夕卜，在例如铅浮渣反射炉、铋反射炉、铜鼓风炉中也需要一定量的铁。由本发明提供的回收铁渣在被制成铁剂后可以至少部分地代替外购的铁屑用于金属冶炼。例如，在铅浮渣反射炉中，铁渣可以完全替代外购铁屑；在铋反射炉中，4失渣可以以30%至60%的比例代替外购4失屑；在铜鼓风炉中，名失渣可以以20%至50%的比例代替外购铁屑。在这些替代中，熔炼生产正常。非石兹性产品(焦碳)的工业应用焦粉是挥发窑炼锌生产过程中消耗量最大的能源，焦粉消耗费用约占可4空加工费用的20~25%。本发明中4寻到的非》兹'l"生产品——二次焦粉可以部分代替焦粉(一次焦粉)，以降低氧化锌生产成本。该二次焦粉可以是经过水力冲选得到的回用焦，也可以是经过石兹选所获得的含碳量在50%以上，优选在60%以上的非》兹性部分，这些非磁性部分优选再经过重选工序，以进一步提高含碳量。二次焦粉搭配比例可以占一次焦粉(外购的新焦粉)重量的5%至25%之间。替代比例不宜过高。如果高于25%,则挥发窑工作温度达不到要求，影响挥发窑的正常生产。为研究二次焦粉的使用效果，发明人于2003年39月，在锌一军发窑第一工,殳和第二工段分别进行了试验。具体数据列于表8和表9中。表8第一工段煤、一次焦粉、二次焦粉搭配比例统计表月才殳入燃料重量(t)一次洗小焦粉块煤二次焦粉ZnO产量(t)才殳入燃并+配比(%)燃料消耗(kg/t.ZnO)焦粉洗小煤块次焦焦粉粉洗小块煤二次焦粉34354.942377.2793.033155.9163.834.81.413800752943536.92481.363030.9158.841.21167081904267.61707.93067.1671.428.613910557065153,71423.022017.3368.8963.06.430.6123126599074201.2598.2621160.61338.943047.0266.79.518.45.4137919638111184142.4113.6421.14184.722101.2392.82.50.54.1197154108891503.8939.2172.0559.441095.0384.72.29.73.313733615754合计36160.821174.119937.83676.1318866.1568.93,126.21.813876252736表9第二工段煤、一次焦粉、二次焦粉搭配比例统计表月投入燃料重量(t)才殳入燃并+配比(%)燃料消耗(kg/t.ZnO)产量二一次焦粉煤二次焦粉(t)焦粉煤二次焦粉焦粉煤次焦粉38882.1636053.324239.0495.63.9120958512.649301.431633558.15280.6980.914.24.917613091066692.9713031063.453805.7273.914.411.7175934227967056.822585.421731.64480.4862.022.715.2157557738675093.71133.911218.12570.8779.02.118.919815247488605.2118.61062.764643,0687.91.210.918532622991098.45192.11244.87646.1571.512.515.91700297379合计46730.746326.045932.225666.0179.210.710.11821246231在上述范围内将二次焦粉在挥发窑中搭配使用，设备运行稳定，未因二次焦粉利用而发生过窑内供热不足的现象，二次焦粉回收利用期间，产品(ZnO)质量稳定，窑尾工艺条件与未搭配二次焦粉时无变化。工艺技术条件处于稳定状况。二次焦粉(含固定碳5767%)基本能满足挥发窑生产要求。申请人通过试验证实，采用铁渣代替铁屑，所得粗铅的铅品位略优于现有工艺。采用水力沖洗，在挥发窑沖渣池能选出部分二次焦粉；采用磁选方法，能有效分离挥发窑窑渣中的磁性产品——铁渣与非磁性产品——二次焦粉，能重复小试结果。铁渣能代替铅浮渣反射炉配料中的4失屑4吏用。实施例实施例1所采用的窑渣试样具体成分为铁35.14%、铜1.03%、锌5.03%、4家194克/吨、铟154克/p屯、4者20克/卩屯、4艮160克/吃、碌u5.13%、氧化硅20.24%、碳14%。物相分析表明窑渣中的铁主要呈金属铁存在，其次是氧化亚铁和硫化亚铁；窑渣中的铜主要是金属铜和石危4匕^t同。如图1所示，用颚式石皮碎机将窑渣賴—降成约2mm的粒径，》兹选机进行初选，所采用的场强为1500奥斯特，得到第一非》兹性部分(尾矿I)和第一磁性部分(粗精矿I)。再将粗精矿I^求磨至约200目的细度，用弱磁选才几在600奥斯特的场强下进^亍干式精选，得到第二非f兹性部分(尾矿II)和第二磁性部分(精矿I)实施例2所采用的窑渣试样具体成分为铁35.14%、铜1.03%、锌5.03%、4家194克/p屯、铟154克一屯、4者20克/p屯、4艮160克/吨、石克5.13%、氧化硅20.24%、碳14%。物相分析表明窑渣中的铁主要呈金属铁存在，其次是氧化亚铁和硫化亚铁；窑渣中的铜主要是金属铜和硫化铜。如图1所示，用颚式破碎才几将窑渣賴啡卒成约2mm的粒径，》兹选机进行初选，所采用的场强为1500奥斯特，得到第一非磁性部分(尾矿r)和第一磁性部分(粗精矿r)。再将粗精矿r球磨至约200的纟田度，用弱磁选才几在600奥斯特的场强下进行湿式精选，得到第二非磁性部分(尾矿n，)和第二磁性部分(精矿r)实施例1和2的结果见表10。表10实施例1和2的f兹选试一验结果<table>tableseeoriginaldocumentpage26</column></row><table>乂人表10可见，湿式,兹选比干式石兹选4交好，4失的品^立达到76.65%。银也富集分离较好，铜虽有所富集，但不够理想。实施例3如图2所示，来自4军发窑的窑渣在冲渣池中经过水力沖选，分出部分焦4分(回用焦)之后，窑渣被石f磨成粒径小于2mm的窑渣，用干式;兹选才几进行》兹选，其》兹场强度为800-1800奥斯特，最优选为1000奥，得到二次焦和铁渣。铁渣可以用作返铅配料。结果见表ll所示。^兹性部分(《失渣)产率为60%，4失品位可才是高到60.21%,而碳可以降到2.36%;大量的碳、硅、镁、钙、铝等冨集于非-磁性部分二次焦中，产率40%,石灰的回收率为87.7%,其含-灰25%。表ll实施例3"i式马全结果本实施例中得到的非磁性部分二次焦含有重量比约20-30%的碳，碳品。未较低。其主要一定量的铁，二氧化硅和少量其他金属或金属化合物，不能直接用于挥发窑的燃料，再用摇床选碳进行重选,碳进入尾矿的实收率为88.7%,含碳50.55%,可用于挥发窑的燃料，精矿和尾矿用于炼钢炼4失，详见表12。表12实施例3非磁性部分重选结果<table>tableseeoriginaldocumentpage27</column></row><table>实施例4如图3和图4所示，来自挥发窑的窑;查在沖渣池中经过水力沖选，分出部分焦粉(回用焦)之后，其余部分被装入料仓斗，由振动给料机给料至原料皮带机，输送给双齿辊破碎机，被碎磨成粒径小于2mm的窑渣，通过石兹选皮带机I^兹选(场强1000奥斯特)，得到铁渣I和焦炭I。铁渣I含铁量高，由铁渣皮带机I输送，制成铁剂贮存备用。分选出的焦碳I中尚存大量的铁渣，所以由磁选皮带机II进行第二次磁选(磁选II)(场强600奥斯特)，得到铁渣II和焦炭II。铁渣II含4失含炭量都不高，可以外售，用于炼钢，炼钢。分选出的焦碳II经才展动筛，分选出4立径大于2mm的4且焦和辟立径小于2mm的细焦，分别由4且焦皮带枳4口细焦皮带才几送走，4且焦返挥发窑部分替代碳源，细焦销给砖厂替代碳源。一级磁选铁渣I、二级磁选4失渣I1，焦石友中的铜、铅、银、纟失、,友含量见表14。主要设备清单见表13。表13实施例4主要i殳备<table>tableseeoriginaldocumentpage28</column></row><table>表14窑渣磁选产品中铜、铅、4艮、铁、碳含量(wt。/0)<table>tableseeoriginaldocumentpage29</column></row><table>在该实施例的产品中，一级磁选铁;查的成份为Fe5065%、通常稳定在60%以上，Ag300~600g/t，可以供铅冶炼厂作为黄4失矿烧法的替代品使用。焦粉固定碳为6065%,冲立径为约lmm至约2mm,可以作为二次焦粉-使用。实施例5(2004年二期工程的^支术，J求磨-重选J兹选)所4吏用窑渣的主要成分为铁约30%、焦煤约20%，有价金属4S约1%、4辛约2%、4艮约260g一屯。工艺^fu禾呈3口图5所示。4巴块状窑渣，通过皮带运输机均匀送到座式双层振动筛进4亍一纟及筛分，筛上物用tf式石皮石f才几进行粗石皮石卒；啦L石皮石卒后的物冲牛用座式自定4展动筛进行二级筛分；二级筛分的筛上物和一级筛分的一层筛下物(賴J圣〈2mm,10目)用4垂式破石争才几进4亍细石皮石争；细石皮石争后的物料和一级筛分的二层筛下物以及二乡及筛分的筛下物(粒径<0.154mm,100目)用斗式提升机运送到中间緩沖仓，然后物料由给料机在中间緩冲仓底下均匀给料于湿式((D2100x5500)球磨才几；球磨后的物料用高频振动筛再次进行筛分，筛上物用砂泵打到小球磨才几(湿式)进行再次^求磨((Dl500x3000),3求磨后的物冲+重回高频4展动筛进行筛分，对高频才展动筛进4亍筛分的筛下物(粒径<0.074mm,200目)用螺旋式重选机进4亍重选，重的物料即为^4失矿，轻的物料则用圓4昆石兹选才几((D1050x2400)进4亍一级湿式f兹选(1000奥斯特)，磁选物即为《失泥；一《及^兹选后剩下的物料再用圆辊》兹选才几(0600x1500)进4亍二级湿式》兹选(才喿作条4牛600奥斯特)，磁选物也为铁泥，二级》兹选后的剩下物即最终产品煤泥。在本实施例中，共得到三种产品，分别为煤泥，铁泥和银铁矿。其中，4艮4失矿可以用于铅冶炼回收银；》某泥可以外销砖厂或冶炼厂；铁泥(含铁约65%)可以销往钢铁厂冶炼钢铁。表15列出本实施例采用的设备。<table>tableseeoriginaldocumentpage30</column></row><table><table>tableseeoriginaldocumentpage31</column></row><table>实施例6在9.6m2铅浮渣反射炉中，用实施例3所得到的铁品位约60%的铁渣按表16中的比例进行了试验。所得试验结果见表17，生产i式马t'〖青况正常。表16原料装入与产出量<table>tableseeoriginaldocumentpage31</column></row><table>表17产出物冲牛的4匕学成4分(wt%)<table>tableseeoriginaldocumentpage32</column></row><table>本发明的效果(1)由于窑渣经过高温锻烧，窑渣中有价金属存留成份复杂、含量低、惰性强，若采取火法、湿法回收，均成本高、周期长、处理量^f氐，可行性不高，效益没有4巴握。火法会生成新的废渣，所产废渣与原渣重量没有多大区别，仍然需要投入巨额的处置费用，但是釆用大的设备投资来回收窑渣中的有价金属不是好的选择。采取"重选分离银、磁选分出铁、富集白银、分离铁煤"的方法，是处理窑;查的理性的选4奪。(2)窑渣中的碳和铁基本得到回收利用；磁选分离出来的二次焦返挥发窑部分代替一次焦(焦炭)，煤泥外销给砖厂或冶炼厂作为部分固体燃料。重选出来的银铁矿用于铅冶炼，一方面利用铁，另一方面回收其中的银、铜、铟等有j介金属，铁泥外销给钢铁厂冶炼钢4失。权利要求1.一种回收湿法炼锌挥发窑窑渣的方法，其特征在于包括以下步骤将窑渣破碎至约0.01-2mm的粒径范围，在800-1800奥斯特的磁场强度进行初选，得窑渣第一磁性部分和第一非磁性部分；将所述第一磁性部分粉碎至50-60重量％200目的粒度范围，以500-1090奥斯特磁场强度进行精选，得到第二磁性部分和第二非磁性部分。2.根据权利要求1所述的方法，其中，所述窑渣含有35~40%重量比的《失和15~18%重量比的石友。3.根据权利要求1所述的方法，其中，所述初选和/或精选为湿式磁选。4.根据权利要求1或3所述的方法，其中，所述精选是以600-1090奥斯特的；兹场强度进行。5.根据权利要求1所述的方法，其中，在所述初选之前包括一个将所述窑渣进行水力冲选的步骤。6.根据权利要求1所述的方法，其中，包括将所述第二非^t性部分用摇床进行重选的步骤，得到富含石友的回收焦粉。7.根据权利要求1所述的方法，其中，还包括在所述窑渣破碎后进行重选的步骤，以得到富含银的银铁矿的步骤。8.根据权利要求7所述的方法，其中，所述石皮碎是用湿式球磨机，破碎粒度为-200目，并且所述重选是通过螺旋式重选机进行。9.一种回收再利用湿法炼《辛4军发窑窑渣的方法，包看舌以下步各聚将来自挥发窑的窑渣在沖渣池中进行水力冲选，以回收一部分焦炭，得到回用焦；将除去所述部分焦炭的窑渣石皮碎至2mm或以下；以石兹场强度为800-1800奥斯特的；兹选才几》兹选所述经石皮石争的窑渣，得到二次焦和4失渣。10.根据权利要求9所述的方法，其中，将所述二次焦在500-1090奥斯特以下进^f第二次^兹选，得到第二4^渣和第二焦炭。11.才艮据冲又利要求9所述的方法，其中，所述回用焦用于部分^^#锌冶炼中的燃料，其用量不超过总燃津+重量的15%。12.根据权利要求9所述的方法，其中，将所述二次焦进行重选，获得第二回用焦，用作锌冶炼中的燃^K13.4艮据片又利要求9所述的方法，其中，所述牵失渣#皮部分或全部^#代铁源用于铅浮渣反射炉、铋、反射炉、铜鼓风炉中的造渣。14.一种回收湿法炼《辛4军发窑窑渣的方法，包4舌以下步驶《将来自挥发窑的窑渣j求磨至小于0.074mm的粒径；将经球磨的窑渣通过重选机进4亍重选，以分出4艮4失矿；将被分出银铁矿的窑渣进行磁选，以分出铁泥和煤泥。15.才艮据4又利要求14所述的方法，其中，所述f兹选为两次f兹选，第一次石兹选的条件是石兹场强度为800-1800奥斯特，第二次》兹选的条件是》兹场强度为500-1090奥斯特。16.—种利用通过处理湿法炼《争4军发窑窑;查所得的4失渣的方法，其特;f正在于包4舌以下步-骤通过磁选法将粉碎的挥发窑窑渣分成铁渣和富碳部分；将所述4失渣以不低于30%重量的比例代替黄4失矿烧渣，用于在铅鼓风炉的铅还原冶炼。17.根据权利要求16所述的方法，其中，所述铁渣由以下步骤得到将所述挥发窑窑渣4分净卒至0.1至2mm的粒径，将经粉碎的物料在800-1800奥斯特》兹场强度的条件下进行磁选，得到所述铁渣和非》兹性部分。18.根据权利要求16所述的方法，其中，所述铁渣还包括将所述非石兹性部分在500-1090奥斯特f兹场强度的条件下进行进一步》兹选所获得的部分。19.一种回收利用湿法炼锌纟军发窑窑渣的方法，包纟舌以下步骤(1)将窑渣石皮石卒至约0.01-2mm的并立径范围，在800-1800奥斯特的石兹场强度进4于初选，得窑渣第一i兹性部分和第一非》兹寸生部分；(2)将所述第一磁性部分粉石争至50-60重量％200目的粒度范围，以500-1090奥斯特磁场强度进行精选，得到第二石兹性部分和第二非/磁性部分；(3)将所述第一非磁性部分作为二次焦粉部分地代替金属冶炼过程的燃料。20.才艮据一又利要求19所述的方法，进一步包括以下步骤(4)将所述第一磁性部分或所述第二磁性部分作为在重金属冶炼过程中的铁源使用。21.根据权利要求19所述的方法，其中，将所述第一磁性部分或所述第二磁性部分在铅鼓风炉还原熔炼中作为铁源用于造渣。22.才艮据冲又利要求21所述的方法，其中，将所述第一》兹性部分或所述第二石兹性部分以至少30%重量比#弄〗戈黄4失矿。23.根据权利要求22所述的方法，其中，将所述第二磁性部分以100%重量比替代黄《失矿。24.根据权利要求19至23任一项所述的方法，其中，将所述第一》兹性部分或所述第二;兹性与黄名失矿混合后，上并+到烧结配3牛烧渣仓，与铅精矿以及其他物料一起进行配料混合、制粒，然后再投入到烧结机进行焙烧，在焙烧时相应增加空气供给量。25.4艮据^又利要求20所述的方法，其中，将所述第一^兹性部分或所述第二磁性部分作为铁源在铅浮渣反射炉、铋反射炉、铜鼓风炉中4吏用。26.根据4又利要求25所述的方法，其中，将所述第一石兹性部分或所述第二磁性部分完全替代铁屑在铅浮渣反射炉中使用。27.根据权利要求25所述的方法，其中，将所述第一磁性部分或所述第二磁性部分以30%至60%的比例代替《失屑在叙、反射炉中使用。28.才艮据4又利要求25所述的方法，其中，一寻所述第一》兹性部分或所述第二》兹性部分i失渣以20%至50%的比例代^齐名失屑在铜鼓风炉中〗吏用。29.才艮据卄又利要求19所述的方法，其中，所述第一非^磁性部分作为二次焦粉以相对于一次焦粉5%至25%的重量比代替一次焦粉用于挥发窑炼锌。30.才艮据一又利要求19所述的方法，其中，所述精选是以500-1090奥斯特的磁场强度进行。31.根据权利要求19所述的方法，其中，在所述初步石兹性之前包括一个将所述窑渣进4于水力冲选的步-骤，以直4妻回收一部分焦炭，用于金属冶炼中的部分替代燃料。32.根据权利要求19所述的方法，其中，包括将所述第二非磁性部分用摇床进行重选的步骤，得到富含碳的回收焦粉，用于金属冶炼中的部分替代燃料。33.根据权利要求19所述的方法，其中，还包括在所述窑渣破碎后进行重选的步骤，以得到富含银的4艮铁矿的步骤，用于提炼银。34.才艮据片又利要求33所述的方法，其中，所述石皮石卒是用湿式if求磨一几石皮z晬，^^晬粒度为-200目，并且所述重选是通过螺i走式重选才几进ft。35.冲艮据4又利要求19所述的方法，其中，^夺所述津奇选包4舌二级》兹选，其中，第一级^兹性是以800-1800奥斯特的磁场强度进行;第二级磁选是以500-1090奥斯特的^兹场强度进行。36.根据权利要求19所述的方法，其中，所述精选包括二级磁选，其中，第一级磁性是以1050奥斯特的石兹场强度进行；第二级磁选是以650奥斯特的》兹场强度进4亍。全文摘要一种回收湿法炼锌挥发窑窑渣的方法，包括(1)将窑渣破碎至约0.01-2mm的粒径范围，在800-1800奥斯特的磁场强度进行初选，得窑渣第一磁性部分和第一非磁性部分；和(2)将所述第一磁性部分粉碎至50-60重量％200目的粒度范围，以500-1090奥斯特磁场强度进行精选，得到第二磁性部分和第二非磁性部分。采用本发明的方法，明显提高了窑渣中金属成分或碳成分的回收率，做到最大程度的有效利用，大大减轻了环境压力。文档编号B03C1/00GK101637744SQ20091016989公开日2010年2月3日申请日期2009年9月8日优先权日2009年9月8日发明者刘朗明,唐明成,夏中卫,彭海良,易克俊,曾纪斌,辉王,窦传龙,肖功明,顺陈,魏文武申请人:株洲冶炼集团股份有限公司