本发明专利技术公开了一种含铁酸锌物料还原焙烧-浸出-沉锌回收金属资源方法。将含铁酸锌的高铁锌焙砂在CO气氛下还原焙烧，使铁酸锌分解为氧化锌和铁氧化物，然后用氢氧化钠溶液对焙烧产物进行碱性浸出，获得含杂质离子少的锌酸钠溶液，铁和铅银等进入浸出渣富集回收，实现锌铁的高效分离。利用常规锌湿法冶炼中的废电解液对浸出液中和调节沉锌，沉淀后经马弗炉煅烧，以活性氧化锌形式回收锌资源。本发明专利技术方法避免了常规锌湿法冶炼流程中繁杂的沉铁流程，锌铁分离效果好，达到了综合回收金属资源的目的。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术属于冶金工程和环境工程的交叉领域，主要涉及一种从传统锌湿法冶炼过 程中高效分离锌和铁并回收有价金属资源的方法。
技术介绍
我国是锌冶炼大国，锌产量一直位居世界前列，目前超过85%的锌是采用传统的 焙烧-浸出-净化-电积湿法工艺生产。锌矿中常伴生有8-15%的Fe，在湿法冶炼的氧化 焙烧过程中，这部分Fe不可避免地与锌焙砂中氧化锌反应生成性质稳定的铁酸锌。铁酸锌 在常规的中性浸出和酸性浸出中难以溶解，导致锌回收率偏低，而含铅银的浸出渣大量堆 存，造成环境污染和有价金属资源流失。 目前，分解铁酸锌处理含锌废渣的方法有火法和湿法工艺。常规火法工艺如回转 窑挥发法，向含锌废渣中添加40-50%的还原焦炭，在1100°C -1300°C的高温下将铁酸锌 还原为锌蒸气，锌蒸气经氧化收集后返回锌浸出工段。该工艺耗能高、劳动操作强度大、锌 的回收率不高、环境污染严重。产生的回转窑渣主要为炭、铁、铅、银及稀散金属的固溶体， 硬度大、磨矿困难，难于后续处理，大量堆积污染环境。湿法处理工艺主要为高温高酸浸 出-沉铁工艺，在高温高酸条件下强制溶解铁酸锌，大量铁元素和锌一起进入浸出液中，后 续必须增加沉铁工艺使锌铁分离，其净化沉铁流程复杂、生产成本高、对设备要求高，大量 的沉铁渣堆存也是资源的浪费和对环境的污染。因此，如何改善湿法冶炼流程使锌铁高效 分离，成为锌冶炼行业发展的关键。
技术实现思路
本专利技术的目的旨在提供一种含铁酸锌物料还原焙烧-浸出-沉锌回收金属资源的 方法。本专利技术方法避免了常规锌湿法冶炼流程中繁杂的沉铁流程，浸出锌铁分离效果好，能 高效综合回收有价金属资源。 一种含铁酸锌物料还原焙烧-浸出-沉锌回收金属资源的方法，包括以下步骤：含 铁酸锌物料还原焙烧，还原焙烧产物碱性浸出，浸出液中和调节沉锌，铁和铅银富集于渣中 进一步回收。 上述方法中还原焙烧的还原剂为煤粉、煤气、天然气、一氧化碳或氢气；焙烧温度 为600~850°C ;焙烧时间为30~90min。 上述方法中还原焙烧产物碱性浸出时使用的碱包括：氢氧化钠、氨水或二者的混 合液。 上述方法中碱的添加质量为还原产物碱性浸出后锌主要以锌酸根ZnO广形式存 在。优选所有锌都以锌酸钠形式浸出的理论质量的〇. 8-2倍。 上述方法中浸出温度60-85°C，液固比6 :1-10 :1，浸出时间20-60min。 上述方法中浸出液中和调节沉锌采用稀硫酸、锌净化液或锌废电解液。 上述方法中控制中和终点pH为7-10。 上述方法中浸出液中和调节沉锌反应温度为20-45°C，反应10_30min。 上述方法中浸出液中和调节沉锌后过滤，然后在250-300°C下煅烧lh，得活性氧 化锌。 本专利技术具体的工艺过程和工艺参数如下： 1.焙烧 将含铁酸锌物料在弱还原气氛下焙烧，当该弱还原气氛为CO时控制CO浓度为 4-10%，其余气体为氮气，焙烧温度为600~850°C，焙烧时间30~90min，焙烧过程中铁酸 锌可能发生的化学反应如下： 3ZnFe204+C0 = 3Zn0+2Fe304+C02 ZnFe204+C0 = Zn0+2Fe0+C02 ZnFe2O4+FeO = ZnCHFe3O4 Fe304+C0 = Fe0+C02 2.浸出 取出焙烧产物进行水淬冷却后加入固体氢氧化钠配比，固体氢氧化钠添加质量为 将还原产物中所有锌都以锌酸钠形式浸出的理论质量的0. 8-2倍，浸出温度60-85°C，液固 比6-10:1，浸出时间20-60min。浸出过程可能发生的化学反应如下： Zn0+2Na0H+H20 = Na2 3.沉淀 向含锌浸出液中混合加入中和液，控制中和终点pH为7-10,温度为20-45°C，反应 10-30min后过滤，沉淀经250-300°C、Ih煅烧，得活性氧化锌产品。 所述的弱还原气氛可为煤粉、煤气、天然气、一氧化碳或氢气。 所述的中和液可为稀硫酸、锌净化液或锌废电解液。 与现有技术相比，本专利技术的效果如下： 本专利技术采用弱还原气体CO进行焙烧，使得高铁锌焙砂中铁酸锌成分大部分分解， 提高了有价金属浸出率；在浸出过程采用热碱浸出，实现锌、铁高效分离，与目前常用的热 酸浸出-黄钾铁矾法对比，大大降低了铁浸出率，避免了繁杂的沉铁工艺，缩短了工艺流 程，提高了浸出效率；本专利技术所需中和液可利用常规锌电积过程中产生的废电解液对锌的 碱性浸出液进行中和，可与常规锌电积工艺合并，充分利用废电解液进行有价金属回收利 用；沉锌物经煅烧后主要以活性氧化锌的形式回收锌资源，利用价值高，经济效益好。【附图说明】 图1为原料锌焙砂的XRD图； 图2为实施例中不同还原焙烧条件下焙烧产物的XRD图； 图3为实施例中不同还原焙烧条件下焙烧产物碱浸后的效果图； 图4为实施例中沉锌产物煅烧后XRD图。【具体实施方式】 附图和具体实施例旨在对本专利技术做进一步详细说明，而非限制本专利技术。 实施例 本实施例中锌焙砂还原焙烧-碱浸-沉锌的方法包括如下步骤： (1)将某铅锌冶炼厂湿法炼锌锌焙砂烘干，磨细至全部过100~200目筛。锌焙砂 的全元素和锌的化学物相分析以及XRD分析分别见表1，2以及图1。从分析可知，该锌焙砂 主要含53. 5% Zn，12. 1% Fe，其中的Fe主要以铁酸盐的形式存在，铁酸锌中锌的回收是提 高整体锌回收率的关键。 表1锌焙砂元素分析结果，wt % (2)将干燥磨细的锌焙砂放入还原焙烧炉，用N2赶净炉内空气，将还原焙烧炉 升温至700-800 °C，开始加入CO气体，控制CO浓度为4-10%，其余为氮气；反应时间为 30-90min。反应时间结束后，迅速取出样品水冷，防止还原焙砂在降温过程中重新生成铁酸 锌。不同焙烧条件下得到的焙烧产物XRD对比如图2,对比焙烧前后的物相可看出，大部分 铁酸锌经还原焙烧均得到分解，得到氧化锌和铁氧化物。取还原焙砂配比NaOH固体后混 合，NaOH的添加质量为还原产物中所有锌都以锌酸钠形式浸出的理论质量的0. 8-2倍，加 入一定量温水进行浸出，控制温度在30-60°C，液固比（7-10) :1，在400r/min条件下搅拌 浸出15-30min，反应结束后过滤，用滴定法分析浸出液中锌浸出率，实验效果如图3所示。 由图3可见，4% CO浓度、800°C和45min条件下的还原焙砂锌浸出率可达到87. 32%，同时 铁浸出率只有0. 13%，相比同等条件下的酸性浸出，在保证锌浸出率的同时，大大降低了铁 浸出率。向碱浸液中滴加模拟配制的锌电积废电解液（H 2SO4浓度130-150g/L)，常温下在 300r/min条件下搅拌，同时控制pH在8-10,反应10-30min后过滤，取沉淀在300°C煅烧lh， 煅烧产物XRD图谱如图4所示。经分析计算锌回收率可达到92-93 %，与现有技术相比，在 保证锌回收率的同时避免了繁杂的沉铁步骤，优化了工艺流程，且锌资源主要以氧化锌形 式回收。【主权项】1. 一种含铁酸锌物料还原焙烧-浸出-沉锌回收金属资源的方法，其特征在于，包括以 下步骤：含铁酸锌物料还原焙烧，还原焙烧产物碱性浸出，浸出液中和调节沉锌，铁和铅银 富集于渣中进一步回收。2. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，还原焙烧本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种含铁酸锌物料还原焙烧‑浸出‑沉锌回收金属资源的方法，其特征在于，包括以下步骤：含铁酸锌物料还原焙烧，还原焙烧产物碱性浸出，浸出液中和调节沉锌，铁和铅银富集于渣中进一步回收。
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：彭兵，柴立元，陈栋，闵小波，彭宁，李燕春，林冬红，袁莹珍，
申请(专利权)人：中南大学，
类型：发明
国别省市：湖南;43
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