一种高铁锌浸渣清洁利用方法技术

本发明专利技术涉及一种高铁锌浸渣清洁利用方法，属于选冶技术领域。首先将高铁锌浸渣干燥脱水，然后同时添加还原剂和硫化剂，在温度为400℃~900℃条件下进行碳‑硫混合气氛焙烧反0.5h~3.5h，焙烧结束后，通入氮气或氩气作保护气体，以150℃/h~300℃/h的速度进行缓慢冷却，待温度降至200℃以下后水淬得水淬渣；将得到的水淬渣进行常规的浮选处理，得到人造硫化矿精矿和浮选尾矿；将得到的浮选尾矿进行常规的强磁磁选得到锌铁氧化物精矿，锌铁氧化物精矿通入气体还原剂并在温度为950℃~1300℃还原挥发反应1.0h~4.0h，还原挥发结束后，将挥发出来的气体回收后得到含铟的锌产品，挥发剩余的固体冷却后得到铁产品。本发明专利技术铜、铅、锌、铟和银等有价金属元素可高效回收以及无铁渣生成的高值化、清洁新技术。

Clean utilization method of high iron zinc dipping slag

The invention relates to a method for cleaning and utilizing high iron zinc leaching slag, belonging to the technical field of beneficiation and metallurgy. The high iron zinc leaching residue dehydration, and then adding a reducing agent and curing agent, the temperature of carbon sulfur mixed atmosphere roasting anti 0.5h~3.5h 400 ~900 DEG C under the condition of roasting after introducing nitrogen or argon gas as protective gas, slowly cooling to 150 DEG /h~300 DEG /h to speed. The temperature dropped to 200 degrees Celsius after water quenching water quenching slag; the water quenching slag obtained by conventional flotation processing, to obtain artificial sulphide concentrate and flotation tailings; flotation tailings will get the strong magnetic separation by conventional zinc iron oxide concentrate, zinc oxide concentrate into a gaseous reductant and at a temperature of 950 ~1300 DEG C reduction volatilization of 1.0h~4.0h, reduction and volatilization after gas recovery will be volatilized after containing indium zinc products, solid after cooling volatile residual iron products. The invention of copper, lead, zinc, indium and silver and other valuable metals can be efficient recycling and slag free generated high value of new technology and clean.

【技术实现步骤摘要】
一种高铁锌浸渣清洁利用方法
本专利技术涉及一种高铁锌浸渣清洁利用方法，属于选冶

技术介绍
高铁锌浸渣是高铁锌精矿经过沸腾焙烧-两段浸出流程之后得到的一种中间物料，对其进行高值化与清洁利用一直是国内外冶金行业有待攻破的难题。在锌冶炼过程中，由于锌精矿常伴生有10%左右的铁元素，在焙烧过程中为了达到理想的脱硫率，锌焙砂中不可避免地产生铁酸锌，铁酸锌中锌量占总锌量的8%~10%。当锌精矿为我国大量存在的高铁料（≥10%）或铁闪锌矿时，焙砂中铁酸锌含量会更高。铁酸锌属难浸锌物种，中性浸出和低酸浸出环节很难将其浸出，在浸出过程会产生大量的浸出渣。热酸浸出成功解决了锌浸出率提高和有价金属铅银回收的难题，但也产生了两大新的问题：除铁负担繁重、操作复杂、生产成本高；产生大量除铁渣，有价元素随铁渣损失大，铁资源不能得到有效利用，铁渣中存在大量不稳定重金属污染物，堆存过程重金属溶出易造成二次污染等，国家已禁止了沉铁渣的露天堆存。火法冶金工艺处理后的高铁酸浸渣渣量少、铁渣污染小，是锌清洁冶炼技术的新方向。然而，如今回转窑工艺焦量消耗高达渣量的50%，致使大量二氧化碳排放且需要增加低浓度SO2烟气处理系统。此外，铁、稀贵金属及脉石成分已生成了复合固溶体，造成稀贵金属及铁资源难以回收。随着人们环保意识的不断加强，尤其是国家在十二五期间制定节能减排为重点任务、发展低碳绿色经济的思路以来，以及铅锌市场价格不景气，部分企业开始停止对此类冶炼渣的火法处理，致使大量锌冶渣不得不以堆存或直接向外出售的方式处理，造成严重环境污染以及有价资源的浪费。因此，开发锌冶炼渣清洁处理新技术对缓解资源供需矛盾以及减少环境污染具有重要的意义。选冶联合技术是近年来锌冶炼渣清洁处理研究新动向。中国专利CN201110332253.5、CN201110096566.5和CN201210122328.1中均采用还原焙烧的方法，通过不同还原条件的精准控制，将铁酸锌选择性的还原为氧化锌和四氧化三铁，而后采用磁选和弱酸浸出的方法，实现了锌铁的有效分离，但仍然存在铁的过还原，锌浸出后大量铁进入浸出夜以及其它金属如铅、银和铟等回收效果不理想等难题。此外，专利中主要是针对锌精矿经过沸腾炉处理后得到的锌焙砂，而对含有铜、银和铅锌硫酸盐的高铁锌浸出渣关注较少。对于含铅锌硫酸盐的渣料，专利申请者所在的研究团队曾通过引入还原性气氛，将铅锌硫酸盐选择性的自硫化为人造硫化矿而后采用浮选，取得一定的转化和浮选回收效果（CN201310065266.X），但对于含多种组分的高铁锌浸渣的高值化与清洁利用并没有提出有效的方法。
技术实现思路
针对湿法炼锌过程中产生的大量高铁锌浸渣带来的环境污染，湿法或火法回收成本高，常规选矿方法回收有价金属难度大等一系列问题，本专利技术旨在提供一种高铁锌浸渣高值化、清洁利用方法，该方法首先将物料进行脱水、干燥处理后，在碳-硫混合气氛下将渣料中的铅锌硫酸盐选择性的转化为人造硫化矿，同时实现铜、铋和银的硫化与铁酸锌的磁化转化，然后采用浮-磁联合流程分别得到人造硫化矿和高纯铁酸锌精矿，前者可以作为锌精矿直接出售，后者通过还原挥发后获得含铟的锌产品和高品位炼铁料。本专利技术通过以下技术方案实现。一种高铁锌浸渣清洁利用方法，其具体步骤如下：（1）首先将高铁锌浸渣干燥脱水，然后同时添加还原剂和硫化剂，在温度为400℃~900℃条件下进行碳-硫混合气氛焙烧反0.5h~3.5h，焙烧结束后，通入氮气或氩气作保护气体，以150℃/h~300℃/h的速度进行缓慢冷却，待温度降至200℃以下后水淬得水淬渣；具体反应方程式为：PbSO4+4C=PbS+4CO(g)（1）ZnSO4+4C=ZnS+4CO(g)（2）PbSO4+4CO(g)=PbS+4CO2(g)（3）ZnSO4+4CO(g)=ZnS+4CO2(g)（4）3ZnFe2O4(s)+C(s)=3ZnO(s)+2Fe3O4(s)+CO(g)（5）3ZnFe2O4(s)+CO(g)=3ZnO(s)+2Fe3O4(s)+CO2(g)（6）Fe2O3(s)+C(s)=2Fe3O4(s)+CO(g)（7）Fe2O3(s)+CO(g)=2Fe3O4(s)+CO2(g)（8）FeS2=FeS+1/2S2(g)（9）S→S2(g)（10）2CuO+3/2S2(g)=2CuS+SO2(g)（11）2CuO+C+S2(g)=2CuS+CO2(g)（12）2BiO+3/2S2(g)=2BiS+SO2(g)（13）2BiO+C+S2(g)=2BiS+CO2(g)（14）4Ag2O+5S2(g)=8AgS+2SO2(g)（15）2Ag2O+C+2S2(g)=4AgS+CO2(g)（16）其中反应（1）~（4）为铅锌硫酸盐在还原性气氛下的自硫化反应，（5）~（8）为铁酸锌和三氧化二铁的磁化分解反应；（9）~（16）为铜、铋和银氧化物的硫化反应；（2）将步骤（1）得到的水淬渣进行常规的浮选处理，得到人造硫化矿精矿和浮选尾矿；采用的是常规硫化矿浮选药剂体系，浮选流程为混合浮选或优先浮选，其中混合浮选得到的是混合精矿，优先浮选得到的是单独的铜、铅和锌精矿；（3）将步骤（2）得到的浮选尾矿进行常规的强磁磁选得到锌铁氧化物精矿，锌铁氧化物精矿通入气体还原剂并在温度为950℃~1300℃还原挥发反应1.0h~4.0h，还原挥发结束后，将挥发出来的气体回收后得到含铟的锌产品（含铟的锌产品为金属锌粉或氧化锌粉，金属锌粉的成分为：Zn90%~95%，In0.5~2%，其它3%~9.5%，氧化锌粉的成分为Zn50%~75%，In0.5~3%其它23%~49.5%），挥发剩余的固体冷却后得到铁产品（成分为Fe85~97%，其它3~15%），挥发具体反应方程式为：ZnFe2O4(s)+4H2(g)=Zn(g)+2Fe(s)+4H2O(g)（17）ZnFe2O4(s)+4CO(g)=Zn(g)+2Fe(s)+4CO2(g)（18）ZnO(s)+H2(g)=Zn(g)+H2O(g)（19）ZnO(s)+CO(g)=Zn(g)+CO2(g)（20）In2O3+3CO(g)=2In(g)+3CO2(g)（21）In2O3+3H2(g)=2In(g)+3H2O(g)（22）FeO(s)+H2(g)=Fe(s)+H2O(g)（23）FeO(s)+CO(g)=Fe(s)+CO2(g)（24）。所述高铁锌浸渣包括以下质量百分比组分：Pb2~5%、Zn10~20%、Fe15~25%、Ag200~400g/t和In150~450g/t。所述步骤（1）中还原剂和硫化剂均为高硫煤，高硫煤中碳含量为70wt%~85wt%，硫含量3wt%~6wt%，添加量为高铁锌浸渣质量6%~15%。所述步骤（1）中还原剂为固体还原剂或气体还原剂。所述固体还原剂为活性炭、焦炭、碳粉中的一种或几种任意比例混合物，添加量为高铁锌浸渣质量5%~12%。所述气体还原剂为一氧化碳、氢气、发生炉煤气、焦炉煤气的一种或几种任意比例混合物；该气体还原剂含CO体积浓度10%~50%、H2体积浓度1%~12%，其余组分为N2。所述步骤（1）中硫化剂为硫化钠、黄铁矿或硫磺，添加量为高铁锌浸渣质量1%~4%。所述步骤（3）中强磁磁选磁本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种高铁锌浸渣清洁利用方法，其特征在于具体步骤如下：（1）首先将高铁锌浸渣干燥脱水，然后同时添加还原剂和硫化剂，在温度为400℃~900℃条件下进行碳‑硫混合气氛焙烧反0.5h~3.5h，焙烧结束后，通入氮气或氩气作保护气体，以150℃/h~300℃/h的速度进行缓慢冷却，待温度降至200℃以下后水淬得水淬渣；（2）将步骤（1）得到的水淬渣进行常规的浮选处理，得到人造硫化矿精矿和浮选尾矿；（3）将步骤（2）得到的浮选尾矿进行常规的强磁磁选得到锌铁氧化物精矿，锌铁氧化物精矿通入气体还原剂并在温度为950℃~1300℃还原挥发反应1.0h~4.0h，还原挥发结束后，将挥发出来的气体回收后得到含铟的锌产品，挥发剩余的固体冷却后得到铁产品。

【技术特征摘要】
1.一种高铁锌浸渣清洁利用方法，其特征在于具体步骤如下：（1）首先将高铁锌浸渣干燥脱水，然后同时添加还原剂和硫化剂，在温度为400℃~900℃条件下进行碳-硫混合气氛焙烧反0.5h~3.5h，焙烧结束后，通入氮气或氩气作保护气体，以150℃/h~300℃/h的速度进行缓慢冷却，待温度降至200℃以下后水淬得水淬渣；（2）将步骤（1）得到的水淬渣进行常规的浮选处理，得到人造硫化矿精矿和浮选尾矿；（3）将步骤（2）得到的浮选尾矿进行常规的强磁磁选得到锌铁氧化物精矿，锌铁氧化物精矿通入气体还原剂并在温度为950℃~1300℃还原挥发反应1.0h~4.0h，还原挥发结束后，将挥发出来的气体回收后得到含铟的锌产品，挥发剩余的固体冷却后得到铁产品。2.根据权利要求1所述的高铁锌浸渣清洁利用方法，其特征在于：所述高铁锌浸渣包括以下质量百分比组分：Pb2~5%、Zn10~20%、Fe15~25%、Ag200~400g/t和In150~450g/t。3.根据权利要求1所述的高铁锌浸渣清洁利用方法，其特征在于：所述步骤（1）中还原剂和硫化剂均为高硫煤，高硫煤中碳含量为70wt%~8...

【专利技术属性】
技术研发人员：郑永兴，王华，文书明，吕晋芳，蓝卓越，杨春曦，赖振宁，
申请(专利权)人：昆明理工大学，
类型：发明
国别省市：云南,53