一种处理锌浸渣的系统和方法与流程

本发明涉及冶金技术领域，具体涉及一种处理锌浸渣的系统和方法。

背景技术：

目前，锌浸渣的处理方法主要包括高温还原挥发法和水溶液浸出法。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。水溶液浸出法包括两种：直接将锌浸渣用酸或碱溶液进行浸出；锌浸渣在500～700℃之间预焙解，得到的渣再采用酸或碱溶液浸出其中的金属。

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，能够将这些元素全部收集至氧化锌烟尘中，但能耗高，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55wt％(wt％为质量百分数)左右，但渣中锌含量较高，普遍在1wt％以上，且主要以铁酸锌形式存在，用作炼铁原料使用时，锌会对炼铁过程造成不利影响。

在利用湿法冶炼处理锌浸渣时，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，黄钾铁矾法具有易沉淀析出、溶解度低、过滤性好、试剂消耗少、生产成本低的优点，应用广泛。黄钾铁矾法是使锌浸出液中的铁元素选择性地形成沉淀，从而达到铁、锌分离的目的。同时，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进入铁矾渣。目前，我国堆存铁矾渣的量超过3000万吨，而且以每年100万吨的速度增长，对环境产生巨大的潜在污染。并且，有价金属损失大，如果铁矾渣按平均含锌5wt％计算，则积存的锌金属量超过150万吨，利用价值很高。因此，对锌浸渣进行深入研究具有重大意义。

技术实现要素：

本发明旨在提供一种处理锌浸渣的系统和方法，本发明能够在较低的温度下实现锌浸渣中铁与其它有色金属的分离，缩短工艺流程，降低生产成本。

本发明提供了一种处理锌浸渣的系统，包括混料装置、压球装置、氯化焙烧装置。

所述混料装置具有锌浸渣入口、氯化剂入口、还原剂入口、粘结剂入口、混合料出口。

所述压球装置具有混合料入口、生球出口；所述混合料入口与所述混料装置的混合料出口连接。

所述氯化焙烧装置依次包括预热段、氯化反应段、铁还原段，所述预热段具有生球入口，所述氯化反应段设置有烟道，所述铁还原段具有金属化球团出口，所述生球入口与所述压球装置的生球出口连接。

所述预热段和氯化反应段之间由挡板隔开，所述氯化反应段与铁还原段之间由挡板隔开，使得所述预热段、氯化反应段、铁还原段分别形成封闭空间。所述挡板下方设置有传送装置，所述传送装置包括控制器，控制所述挡板下端打开或闭合。

进一步的，还包括冷却装置和磨矿磁选装置；所述冷却装置具有金属化球团入口、冷却金属化球团出口，所述金属化球团入口与所述氯化焙烧装置的金属化球团出口连接；所述磨矿磁选装置具有冷却金属化球团入口、铁出口，所述冷却金属化球团入口与所述冷却装置的冷却金属化球团出口连接。

优选的，所述传送装置的一端与所述压球装置的生球出口连接，接收由所述生球出口排出的生球并通过所述生球入口送入所述氯化焙烧装置中，所述传送装置的另一端与所述金属化球团出口连接，输出金属化球团。

优选的，所述挡板与垂直方向的夹角为0～15°。

优选的，所述烟道位于所述氯化反应段的顶端，并靠近所述铁还原段。

本发明还提出了一种利用上述系统处理锌浸渣的方法，包括步骤：

将锌浸渣、氯化剂、还原剂、粘结剂按照质量配比为100：(15～20)：(10～15)：(5～10)送入所述混料装置中混合均匀，得到混合料。

将所述混合料送入所述压球装置中压制得到生球。

将含水量为8～20wt％的所述生球送入所述氯化焙烧装置中，并置于所述传送装置上，所述生球依次经过所述预热段、氯化反应段、铁还原段进行预热、氯化反应、铁还原反应，得到金属氯化物和金属化球团，所述金属氯化物输送至所述烟道中收集。

进一步的，将所述金属化球团送入所述磨矿磁选装置中，经磨矿磁选处理回收铁。

优选的，所述锌浸渣的粒度≤3mm。所述氯化剂选用氯化钠、氯化钙、氯化钾中的一种或几种的混合物，所述氯化剂的粒度≤200目。所述还原剂选用无烟煤，所述还原剂的粒度≤3mm。所述粘结剂选用无机粘结剂。

优选的，所述生球的含水量为10～15wt％。

优选的，所述预热过程的温度≤500℃，时间为3～5min。所述氯化反应温度为700～800℃，时间为15～20min。所述铁还原反应温度为1000～1200℃，时间为20～25min。

本发明采用氯化焙烧的方法处理含有锌浸渣的生球，并且严格控制反应各阶段的温度和时间，可以在较低的温度下实现锌浸渣中有色金属与铁的分离，降低反应能耗。

本发明的方法中，在原料中加入氯化剂，可实现多种金属的综合回收，使得锌浸渣中的铜也能生成氯化铜烟尘挥发进入烟道，从而能够实现铁与铅、锌、铟、铜的分离，得到纯度较高的铁粉，而传统的碳质还原反应是难以实现铜与铁的有效分离的。并且，氯化剂的加入能够降低还原剂煤粉的用量，而煤粉的还原作用又有助于氯化反应的进行。同时，氯化反应的温度降低，实现了节能降耗的目的。

并且，本发明采用将合格的含水生球直接送入氯化焙烧装置中进行氯化焙烧处理锌浸渣，在技术上是一种突破，可以通过严格控制氯化焙烧各阶段的温度和时间达到本发明分离有价金属的目的，与传统的干球入炉焙烧相比省去了烘干装置，从而缩短了工艺流程，降低了生产成本。

附图说明

图1为本发明实施例中处理锌浸渣的系统示意图。

图2为本发明实施例中处理锌浸渣的方法流程示意图。

附图中的附图标记如下：

100-混料装置；

200-压球装置；

300-氯化焙烧装置、301-预热段、302-氯化反应段、303-铁还原段、304-烟道、305-挡板、306-传送装置；

400-磨矿磁选装置。

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以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。

由图1，本发明提出的处理锌浸渣的系统，包括混料装置100、压球装置200、氯化焙烧装置300。

混料装置100用于混合原料，得到混合料，其具有锌浸渣入口、氯化剂入口、还原剂入口、粘结剂入口、混合料出口。

压球装置200用于将混合料压制成型，其具有混合料入口、生球出口。其中，混合料入口与混料装置100的混合料出口连接。

氯化焙烧装置300包括依次连接的预热段301、氯化反应段302、铁还原段303，用于接收由压球装置200输出的生球并对生球进行氯化焙烧处理。并且，预热段301和氯化反应段302之间设置有挡板305，氯化反应段302与铁还原段303之间设置有挡板305。本发明中，挡板305的设置使得预热段301、氯化反应段302、铁还原段303三个区域之间分别形成封闭空间。

挡板305的下方设置有传送装置306，用于放置并传送物料。其中，挡板305的上端固定在氯化焙烧装置300顶部的内壁上，挡板305的下端与传送装置306连接。作为本发明优选的实施方式，挡板305与垂直方向的夹角为0～15°。传送装置306上设置有控制器，用于控制挡板305的下端打开或闭合。

当生球由预热段301进入氯化反应段302中时，挡板305打开，生球进入氯化反应段302，通过完毕后挡板闭合，该过程由传送装置306上的控制器实现自动控制。氯化反应过后得到的球团进入铁还原段303的过程如上。

预热段301设置有生球入口，该生球入口与压球装置200的生球出口连接，用于接收由压球装置200输出的生球。氯化反应段302设置有烟道304。作为本发明优选的实施方式，烟道设置在氯化反应段302的顶端，并且，在靠近铁还原段303的位置，便于回收氯化反应过程得到的金属氯化物烟尘。铁还原段303上设置有金属化球团出口，用于输出生球经氯化焙烧处理后得到的金属化球团。

作为本发明优选的实施例，传送装置306的一端与压球装置200的生球出口连接，生球出口排出的生球置于传送装置306上，通过传送装置306向前传送，将生球经由生球入口送入氯化焙烧装置300中，进行生球的氯化焙烧处理。并且，传送装置306的另一端与金属化球团出口连接，用于输出金属化球团。即，在本发明优选的实施例中，传送装置306位于挡板下端并贯穿于氯化焙烧装置300之中，用于在预热段301、氯化反应段302、铁还原段303之间传送物料，并且不影响各个区域形成独立且封闭的空间。

在本发明的不同实施例中，该系统还包括冷却装置(选用常规冷却装置，图中未示出)和磨矿磁选装置400，冷却装置用于接收金属化球团进行冷却，然后送入磨矿磁选装置400中磨矿磁选获得金属铁。其中，冷却装置具有金属化球团入口、冷却金属化球团出口，金属化球团入口与氯化焙烧装置300的金属化球团出口连接。磨矿磁选装置400具有冷却金属化球团入口、铁出口，冷却金属化球团入口与冷却装置的冷却金属化球团出口连接。

本发明中，不限制预热段301、氯化反应段302、铁还原段303、烟道304、挡板305、传送装置306的数量，以能实现本发明的目的为准。

本发明还提出了一种处理锌浸渣的方法，如图2所示，为本发明其中一个实施例的流程示意图，包括步骤：

(1)原料混合

将锌浸渣、氯化剂、还原剂、粘结剂按照质量配比为100：(15～20)：(10～15)：(5～10)送入混料装置100中混合均匀，得到混合料。优选的，还包括步骤：将锌浸渣烘干、破碎、筛分至粒度≤3mm。优选的，选用的锌浸渣粒度为325目～200目，使得锌浸渣中含有的铅、锌、铜、铟等有色金属与氯化剂充分接触，促进后续氯化反应的进行。

本发明中，锌浸渣的组成为：全铁含量为28～35.5wt％，锌含量为16～18wt％，铅含量为1.0～3.5wt％，铜含量为0.5～1.5wt％，铟含量为0.15～0.28wt％。

本发明中，氯化剂需破碎至粒度≤200目。其中，氯化剂优选氯化钠(熔点801℃)、氯化钙(熔点782℃)或氯化钾(熔点771℃)中的一种或几种的混合物。

还原剂需破碎至粒度≤3mm。本发明中，还原剂优选无烟煤。粘结剂选用无机粘结剂。其中，粘结剂优选膨润土。

(2)制备生球

将上述步骤得到的混合料送入压球装置200中进行压制，得到生球。该生球为含有氯化剂和还原剂的含水生球。

(3)生球进行氯化焙烧处理

含水量合格的生球不经过烘干处理直接送入氯化焙烧装置300中进行氯化焙烧处理。将生球置于传送装置306上，依次被传送至预热段301、氯化反应段302、铁还原段303中，分别进行预热、氯化反应、铁还原反应，得到金属氯化物和金属化球团。其中，金属氯化物呈烟尘状挥发，在烟道304中进行收集。金属化球团经冷却后送入磨矿磁选装置400中进行磨矿磁选处理，分离得到金属铁和尾渣。即，实现了锌浸渣中铁与其它有色金属的分离。

该步骤中，控制生球的含水量为8～20wt％。优选的，控制生球的含水量为10～15wt％。将含水量符合要求的生球直接送入氯化焙烧装置300中进行氯化焙烧，需要严格控制生球在氯化反应段302停留的时间和温度。一方面，控制氯化反应段302的温度不宜过高，防止生球爆裂；另一方面，控制生球中的水分缓慢进行蒸发形成湿气氛，使得氯化剂与湿气氛中的水蒸气反应生成氯化氢气体，保证了氯化反应氯源的供应，氯化氢气体比氯气更容易与金属氧化物发生反应，从而促进有色金属氯化反应的进行。氯化反应过程中，锌浸渣中含有的锌、铅、铟、铜等金属形成相应的氯化物烟尘进行挥发，并在烟道304中进行收集，从而实现有色金属与金属铁的分离。

在本发明的实施例中，控制生球进入氯化焙烧装置300的温度不高于500℃，即预热段301的温度≤500℃，可防止含水生球发生爆裂。并且，控制生球在预热段301的停留时间为3～5min。

氯化反应过程中，控制氯化反应段302的温度为700～800℃，停留时间为15～20min。在该温度范围内，生球中的固体氯化剂达到熔点后挥发，与生球加热蒸发产生的水蒸气反应生成氯化氢气体。由于生球中的水分不断进行蒸发，新生成的氯化氢气体不断与锌浸渣中的铅、锌、铜、铟等的氧化物发生氯化反应，生成相应的氯化物烟尘，挥发进入烟道304进行收集。同时，锌浸渣中的铁存在于固体球团中，从而实现铁与其它金属的分离。

本发明中，控制铁还原段303的温度为1000～1200℃，停留时间为20～25min，保证铁氧化物的充分还原。

经过上述氯化焙烧处理过程，含水生球中铅的挥发率≥97.24％，锌的挥发率≥98.38％，铜的挥发率≥81.52％，铟的挥发率≥96.28％。得到的金属化球团中，全铁品位＞35％，金属化率≥76％。金属化球团经磨矿磁选回收的铁品位＞96.25％，铁回收率＞96.85％。

实施例1

本实施例选用的锌浸渣的组成为：全铁含量为32.52wt％，锌含量为16.02wt％，铅含量为3.30wt％，铟含量为0.20wt％，铜含量为0.80wt％。锌浸渣的粒度≤3mm。氯化剂选用氯化钙，粒度破碎至≤200目。还原剂选用宁夏煤(固定碳82.56wt％、挥发分6.49wt％、灰分10.02wt％、水分0.93wt％、硫0.51wt％)，粒度破碎至≤3mm。粘结剂选用膨润土。将锌浸渣、氯化钙、宁夏煤、膨润土按照100：15：10：5的比例充分混匀后进行压球，得到含水量为10％的生球。将生球送入氯化焙烧炉中，入炉温度为480℃，预热段停留时间为3min，氯化反应段温度为780℃，停留时间为15min。氯化反应段中，在该温度下氯化钙受热挥发，与生球蒸发产生的水蒸气反应生成氯化氢气体，锌浸渣中铅、锌、铟、铜等的氧化物与氯化氢气体发生氯化反应生成金属氯化物烟尘，挥发进入烟道，实现了与铁的分离。其中，铅的挥发率为97.28％，锌的挥发率为98.38％，铜的挥发率为81.52％，铟的挥发率为96.30％。生球经氯化反应后得到球团，并进入铁还原段，温度控制在1100℃，还原时间为20min，铁氧化物被还原，得到金属化球团。金属化球团经冷却后进行磨矿磁选得到全铁品位为96.56％，铁回收率为97.85％的金属铁。

实施例2

本实施例选用的锌浸渣的组成为：全铁含量为35.08wt％，锌含量为16.28wt％，铅含量为2.20wt％，铟含量为0.25wt％，铜含量为1.20wt％。锌浸渣的粒度≤3mm。氯化剂选用氯化钙，粒度破碎至≤200目。还原剂选用宁夏煤(固定碳82.56wt％、挥发分6.49wt％、灰分10.02wt％、水分0.93wt％、硫0.51wt％)，粒度破碎至≤3mm。粘结剂选用膨润土。将锌浸渣、氯化钙、宁夏煤、膨润土按照100：15：10：5的比例充分混匀后进行压球，得到含水量为12％的生球。将生球送入氯化焙烧炉中，入炉温度为500℃，预热段停留时间为5min，氯化反应段温度为800℃，停留时间为20min。氯化反应段中，在该温度下氯化钙受热挥发，与生球蒸发产生的水蒸气反应生成氯化氢气体，锌浸渣中铅、锌、铟、铜等的氧化物与氯化氢气体发生氯化反应生成金属氯化物烟尘，挥发进入烟道，实现了与铁的分离。其中，铅的挥发率为98.02％，锌的挥发率为98.62％，铜的挥发率为81.76％，铟的挥发率为96.66％。生球经氯化反应后得到球团，并进入铁还原段，温度控制在1100℃，还原时间为20min，铁氧化物被还原，得到金属化球团。金属化球团经冷却后进行磨矿磁选得到全铁品位为97.28％，铁回收率为98.08％的金属铁。

实施例3

本实施例选用的锌浸渣的组成为：全铁含量为30.76wt％，锌含量为17.86wt％，铅含量为3.54wt％，铟含量为0.23wt％，铜含量为1.09wt％。锌浸渣的粒度≤3mm。氯化剂选用氯化钾，粒度破碎至≤200目。还原剂选用宁夏煤(固定碳82.56wt％、挥发分6.49wt％、灰分10.02wt％、水分0.93wt％、硫0.51wt％)，粒度破碎至≤3mm。粘结剂选用膨润土。将锌浸渣、氯化钙、宁夏煤、膨润土按照100：20：15：10的比例充分混匀后进行压球，得到含水量为15wt％的生球。将生球送入氯化焙烧炉中，入炉温度为490℃，预热段停留时间为5min，氯化反应段温度为770℃，停留时间为20min。氯化反应段中，在该温度下氯化钾受热挥发，与生球蒸发产生的水蒸气反应生成氯化氢气体，锌浸渣中铅、锌、铟、铜等的氧化物与氯化氢气体发生氯化反应生成金属氯化物烟尘，挥发进入烟道，实现了与铁的分离。其中，铅的挥发率为97.98％，锌的挥发率为98.56％，铜的挥发率为81.66％，铟的挥发率为96.72％。生球经氯化反应后得到球团，并进入铁还原段，温度控制在1000℃，还原时间为25min，铁氧化物被还原，得到金属化球团。金属化球团经冷却后进行磨矿磁选得到全铁品位为96.30％，铁回收率为97.02％的金属铁。

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。