專利名稱：高鐵鋅焙砂的處理方法
技術領域：
本發明涉及一種鋅冶煉方法，特別涉及一種鋅焙砂的處理方法。
背景技術：
常用的鋅礦的含鐵量一般在8％以下，現有的生產方法和設備均針對符合該標準的原料進行加工，生產出合格的鋅產品。針對含鐵量在8％以上鋅礦，其加工所得的鋅焙砂的含鐵量一般大于10％，因其含鐵量高，部份鋅以鐵酸鋅的形式存在，此部份鋅在中性浸出步驟中難以被浸出，甚至在酸性浸出和高溫高酸浸出的步驟中也難以被浸出。現有技術一般采用中性浸出、酸性浸出、高溫高酸浸出、預中和、除鐵、凈化、電積的工藝方法進行處理，該方法工藝流程長、浸出渣量大，未解決以鐵酸鋅的形式存在的鋅的回收問題，渣中含鋅量一般在6～8％左右，鋅的回收率僅達80％。且鋅礦中鉛尤其是價值昂貴的銦未綜合回收，造成嚴重的資源浪費。另一方面，該方法因其采用高溫高酸的生產條件，對設備要求很高，其生產成本不具有經濟可行性。也有相關領域企業采用火法土窯爐冶煉鋅等其它方法，其鋅回收率一般在80～90％，銦回收率僅為30～40％，因其環境污染嚴重，已被禁止使用。因此，如何高效地回收鋅，綜合回收鉛、銦，并降低生產成本是該領域的技術人員正在探索的難題。
發明內容
本發明的目的在于提供一種高鐵鋅焙砂的處理方法，它能將鋅的回收率提高至90％以上，并能將鉛、銦從原料中分離，鉛具備進一步回收的條件，銦加工成粗銦，銦回收率大于70％，使鉛、銦資源得以利用，生產成本降低，具有經濟可行性。
本發明的技術方案是一種高鐵鋅焙砂的處理方法，包含以下步驟步驟1將高鐵鋅焙砂按常規方法進行中性浸出處理，過濾分離得中性浸出液和中性浸出渣，將中性浸出液按常規方法進行鋅粉凈化、電積，得析出鋅片；步驟2將步驟1所得的中性浸出渣與焦粉按2∶1～4∶1的重量比進行混合，加入到已點火升溫的高溫爐中，上述混合物中的焦粉一部份參與燃燒，將爐內最高溫度升至1000～1300度，另一部份被還原成CO，與中性浸出渣中的鋅、銦、鉛的氧化物在高溫段發生還原反應，產生鋅、銦、鉛金屬氣體，上述金屬氣體隨煙氣離開爐體的高溫區，在窯尾低溫段與空氣中的氧氣發生反應，再次被氧化生成金屬氧化物并逐漸冷卻，得金屬氧化物固體粉末，被收集在收塵器中，清除爐內含鋅量小于3％的爐渣；步驟3將步驟2所得的金屬氧化物固體粉末按常規方法進行中性浸出處理，過濾分離得中性浸出液和中性浸出渣，將中性浸出液與步驟1所得的中性浸出液合并，按步驟1的方法處理；步驟4將步驟3所得的中性浸出渣按常規方法置于濃度為1.0～2.0mol/l、溫度為70～90度的硫酸溶液中進行浸出處理，過濾分離得酸性浸出液和主要成份為硫酸鉛的酸性浸出渣，所得的酸性浸出渣用作煉鉛的原料；步驟5將步驟4所得的酸性浸出液按常規的銦提取方法進行銦提取，得銦含量大于98％的粗銦。
作為對本發明的進一步改進，所述的步驟2中中性浸出渣與焦粉、石灰石按2∶1∶0.2～4∶1∶1的重量比進行混合。
作為對本發明的進一步改進，所述的步驟2中中性浸出渣與煤、石灰石按2∶1∶0.2～4∶1∶1的重量比進行混合，所述的煤是發熱量大于23000kJ/kg的煤。
作為對本發明的進一步改進，所述的步驟2中的高溫爐是間歇式生產的圍氏爐，混合物在爐內停留時間為3～6小時。
作為對本發明的進一步改進，所述的步驟2中連續式生產的回轉揮發爐。
作為對本發明的進一步改進，所述的步驟5中的銦提取方法為萃取法，包含萃取、反萃、置換、壓團、鑄型等步驟。
作為對本發明的進一步改進，所述的萃取步驟中產生的萃余液在經活性碳吸附脫除有機物質后，返回至步驟4作為浸出液的配料使用。
作為對本發明的進一步改進，所述的析出鋅片再進行鑄型，得符合GB/T470-1997的牌號為Zn99.995鋅錠要求的產品。
本發明的步驟2中的反應原理是還原反應
氧化反應
本發明的有益效果在于本發明采用常規的中性浸出方法將大部份容易回收的、以氧化鋅形式存在的鋅溶解到溶液中，以常規方法回收，與難處理的鋅資源分離，大大降低后續流程的物料處理量。將中性浸出渣進行高溫揮發處理，利用鐵酸鋅(ZnO、Fe2O3)在高溫還原條件下ZnO、Fe2O3之間的結合鍵會被破壞的原理，使鋅與鐵分離，氧化鋅先被還原成金屬氣體，再被氧化成易回收利用氧化鋅，氧化鉛、氧化銦同樣先被還原再被氧化，與氧化鋅同時從中性浸出渣中分離出來，經步驟3將氧化鋅分離提出，經步驟4將氧化鉛分離提出，經步驟5將銦提取，實現了將鉛、銦從原料中的初步分離，70％以上的銦回收成粗銦，可進一步對粗銦進行精加工，90％以上的鉛富集于酸性浸出渣中，具備進一步回收鉛的條件，達到鋅、鉛、銦綜合回收的目的，節約了大量的鋅、鉛、銦資源。由于本發明解決了以鐵酸鋅形式存在的鋅的回收處理問題，渣中含鋅量一般在3％以下，使鋅的回收利用率可達到90％以上，由于本發明將中性浸出和高溫揮發處理有機結合，所采用的設備為常規設備，無特殊要求，使生產成本大大降低，使該工藝路線具備經濟可行性。步驟2的混合物中加入石灰石可提高渣的熔點，使鐵渣在1300度時仍呈未熔化狀態，有利于鋅、銦、鉛等與鐵的分離。采用煤代替焦粉，可降低成本。經發明人應用于實際生產證明年產6000噸的生產裝置較現有技術成本可降低300-400元/噸，回收銦3噸左右，年效益達2000萬元，經濟效益顯著。
圖1為本發明的工藝流程圖。
具體實施例方式
實施例1采用本發明對成份為下述重量百分比Zn54.18％，Fe20.20％，In0.043％，Cu0.62％，Cd0.78％，Pb3.21％的高鐵鋅焙砂進行加工，按以下步驟進行步驟1將高鐵鋅焙砂在常規浸出設備內按常規方法進行中性浸出處理，調節PH值為4.5，使用壓濾機壓濾后得中性浸出液和中性浸出渣，將中性浸出液按常規方法進行加入鋅粉凈化除雜，再進行電積，得析出鋅片，將析出鋅片再進行鑄型，得符合GB/T470-1997的牌號為Zn99.995鋅錠要求的產品；步驟2將步驟1所得的中性浸出渣與焦粉按2∶1的重量比進行混合，拌勻，加入到已點火升溫的圍氏爐中，鼓入空氣，升溫到1300度，使混合物在爐內停留時間為6小時，停止鼓風，收集收塵器內的金屬氧化物固體粉末，其組份為鋅60.21％，鉛9.56％，銦0.28％，清除爐內含鋅量為1.85％的爐渣；步驟3將步驟2所得的金屬氧化物固體粉末在常規浸出設備內按常規方法進行中性浸出處理，使用壓濾機壓濾后得中性浸出液和中性浸出渣，將中性浸出液與步驟1所得的中性浸出液合并，按步驟1的方法處理；步驟4將步驟3所得的中性浸出渣按常規方法置于濃度為1.0mol/l、溫度為90度的硫酸溶液中進行浸出處理，壓濾后得酸性浸出液和含硫酸鉛為56.78％的酸性浸出渣，所得的酸性浸出渣銷往煉鉛廠；步驟5將步驟4所得的酸性浸出液按常規的萃取法提取銦，步驟為1、萃取，即向酸性浸出液加入以70％重量比的磺化煤油和30％重量比的T204混合而成的萃取劑，將銦從酸性浸出液中萃取出，得富含銦的有機相，將萃余液在經活性碳吸附脫有機物質后，返回至步驟4作為浸出液的配料使用；2、反萃，向富含銦的有機相中加入6M的鹽酸溶液，將銦從有機相中萃取出來；3、向步驟2所得溶液中加入鋅片進行置換，得海綿銦；4、將海綿銦壓團；5、將銦團鑄型，得銦含量為98.55％的粗銦。
實施例2按實施例1加工成份為下述重量百分比Zn54.18％，Fe20.20％，In0.043％，Cu0.62％，Cd0.78％，Pb3.21％的高鐵鋅焙砂，不同之處在于步驟中調節PH值為5.4；步驟2中中中性浸出渣與煤、石灰石按2∶1∶0.2的重量比進行混合，所使用的煤是發熱值為23000kJ/kg的煤，混合物在爐內停留時間為5小時，所得金屬氧化物固體粉末組份為鋅60.56％，鉛9.32％，銦0.28％，爐渣含鋅量為1.65％；步驟4中硫酸溶液濃度為1.9mol/l，溫度為80度，所得酸性浸出渣中含硫酸鉛58.88％；步驟5中所得粗銦中銦含量為98.89％。
實施例3按實施例1加工成份為下述重量百分比Zn54.18％，Fe20.20％，In0.043％，Cu0.62％Cd0.78％，Pb3.21％的高鐵鋅焙砂，不同之處在于步驟中調節PH值為5；步驟2中中中性浸出渣與焦粉、石灰石按4∶1∶1的重量比進行混合，混合物在爐內停留時間為3小時，升溫到1000度，所得金屬氧化物固體粉末組份為鋅59.06％，鉛8.90％，銦0.27％，爐渣含鋅量為2.50％；步驟4中硫酸溶液濃度為2.0mol/l，溫度為70度，所得酸性浸出渣中含硫酸鉛58.70％；步驟5中所得粗銦中銦含量為98.60％。
實施例4按實施例1加工成份為下述重量百分比Zn50.21％，Fe21.50％，In0.039％，Cu0.82％，Cd0.76％，Pb2.85％的高鐵鋅焙砂，不同之處在于步驟2中所采用的高溫爐為回轉揮發爐，容量為200m3，窯轉速為120s/r，風壓0.08Mpa，按常規的揮發窯操作方法操作，中性浸出渣與焦粉按4∶1的重量比進行混合。所得金屬氧化物固體粉末組份為鋅60.23％，鉛9.02％，銦0.21％，爐渣含鋅量為2.67％；步驟4中硫酸溶液濃度為1.5mol/l，溫度為70度，所得酸性浸出渣中含硫酸鉛58.90％；步驟5中所得粗銦中銦含量為98.67％。
實施例5按實施例4加工成份為下述重量百分比Zn50.21％，Fe21.50％，In0.039％，Cu0.82％，Cd0.76％，Pb2.85％的高鐵鋅焙砂，不同之處在于步驟2中所采用的高溫爐為回轉揮發爐，容量為200m3，窯轉速為60s/r，風壓0.08Mpa，按常規的揮發窯操作方法操作，中性浸出渣與煤、石灰石按4∶1∶1的重量比進行混合，所使用的煤是發熱值為24500kJ/kg的煤，所得金屬氧化物固體粉末組份為鋅59.52％，鉛8.43％，銦0.18％，爐渣含鋅量為1.78％；步驟4中硫酸溶液濃度為1.2mol/l，溫度為90度，所得酸性浸出渣中含硫酸鉛55.70％；步驟5中所得粗銦中銦含量為98.35％。
實施例6按實施例4加工成份為下述重量百分比Zn50.21％，Fe21.50％，In0.039％，Cu0.82％，Cd0.76％，Pb2.85％的高鐵鋅焙砂，不同之處在于步驟2中所采用的高溫爐為回轉揮發爐，中性浸出渣與焦粉、石灰石按2∶1∶0.2的重量比進行混合，所得金屬氧化物固體粉末組份為鋅61.52％，鉛8.83％，銦0.23％，爐渣含鋅量為1.59％；步驟4中硫酸溶液濃度為1.7mol/l，溫度為80度，所得酸性浸出渣中含硫酸鉛57.70％；步驟5中所得粗銦中銦含量為98.95％。
本發明包含但不限于上述實施方式，只要采用將中性浸出和高溫揮發處理有機結合的技術方案，即屬于本發明的保護范圍。
權利要求
1.一種高鐵鋅焙砂的處理方法，其特征在于包含以下步驟步驟1將高鐵鋅焙砂按常規方法進行中性浸出處理，過濾分離得中性浸出液和中性浸出渣，將中性浸出液按常規方法進行鋅粉凈化、電積，得析出鋅片；步驟2將步驟1所得的中性浸出渣與焦粉按2∶1～4∶1的重量比進行混合，加入到已點火升溫的高溫爐中，上述混合物中的焦粉一部份參與燃燒，將爐內溫度升至1000～1300度，另一部份被還原成CO，與中性浸出渣中的鋅、銦、鉛的氧化物發生還原反應，產生鋅、銦、鉛金屬氣體，上述金屬氣體隨煙氣離開爐體的高溫區，與空氣混合，再次被氧化生成金屬氧物并逐漸冷卻，得金屬氧化物固體粉末，被收集在收塵器中，清除爐內含鋅量小于3％的爐渣；步驟3將步驟2所得的金屬氧化物固體粉末按常規方法進行中性浸出處理，過濾分離得中性浸出液和中性浸出渣，將中性浸出液與步驟1所得的中性浸出液合并，按步驟1的方法處理；步驟4將步驟3所得的中性浸出渣按常規方法置于濃度為1.0～2.0mol/l、溫度為70～90度的硫酸溶液中進行浸出處理，過濾分離得酸性浸出液和主要成份為硫酸鉛的酸性浸出渣，所得的酸性浸出渣用作煉鉛的原料；步驟5將步驟4所得的酸性浸出液按常規的銦提取方法進行銦提取，得銦含量大于98％的粗銦。
2.根據權利要求1所述的高鐵鋅焙砂的處理方法，其特征在于所述的步驟2中中性浸出渣與焦粉、石灰石按2∶1∶0.2～4∶1∶1的重量比進行混合。
3.根據權利要求1所述的高鐵鋅焙砂的處理方法，其特征在于所述的步驟2中中性浸出渣與煤、石灰石按2∶1∶0.2～4∶1∶1的重量比進行混合，所述的煤是發熱量大于23000kJ/kg的煤。
4.根據權利要求1所述的高鐵鋅焙砂的處理方法，其特征在于所述的步驟2中的高溫爐是間歇式生產的圍氏爐，混合物在爐內的停留時間為3～6小時。
5.根據權利要求1所述的高鐵鋅焙砂的處理方法，其特征在于所述的步驟2中高溫爐是連續式生產的回轉揮發爐。
6.根據權利要求1所述的高鐵鋅焙砂的處理方法，其特征在于所述的步驟5中的銦提取方法為萃取法，包含萃取、反萃、置換、壓團、鑄型等步驟。
7.根據權利要求6所述的高鐵鋅焙砂的處理方法，其特征在于所述的萃取步驟中產生的萃余液在經活性碳吸附脫除有機物質后，返回至步驟4作為浸出液的配料使用。
8.根據權利要求1所述的高鐵鋅焙砂的處理方法，其特征在于所述的析出鋅片再進行鑄型，得符合GB/T470-1997的牌號為Zn99.995鋅錠要求的產品。
全文摘要
本發明涉及一種鋅冶煉方法，特別涉及一種鋅焙砂的處理方法。本發明采用常規的中性浸出方法將大部分容易回收的、以氧化鋅形式存在的鋅溶解到溶液中，以常規方法回收，與難處理的鋅資源分離，大大降低后續流程的物料處理量。將中性浸出渣進行高溫揮發處理，使鋅與鐵分離，氧化鋅先被還原成金屬氣體，再被氧化成易回收利用氧化鋅，氧化鉛、氧化銦同樣先被還原再被氧化，與氧化鋅同時從中性浸出渣中分離出來，再依次將氧化鋅、氧化鉛分離提出，70％以上的銦得到了回收，90％以上的鉛富集于酸性浸出渣中，達到鋅、鉛、銦綜合回收的目的，節約了大量的鋅、鉛、銦資源。本發明鋅的回收利用率可達到90％以上，該工藝路線具備經濟可行性。
文檔編號C22B13/00GK1730683SQ20051003205
公開日2006年2月8日 申請日期2005年8月25日 優先權日2005年8月25日
發明者劉一寧, 陳雪云 申請人:株洲冶煉集團有限責任公司