一种锌焙砂还原焙烧-浸出-沉锌回收金属资源的方法
【技术领域】
[0001] 本发明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。
【背景技术】
[0002] 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。
[0003] 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。
【发明内容】
[0004] 本发明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。本发明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。
[0005] 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。
[0006] 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。
[0007] 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。
[0008] 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。
[0009] 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。
[0010] 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。
[0011] 上述方法中控制中和终点pH为7-10。
[0012] 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。
[0013] 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。
[0014] 本发明具体的工艺过程和工艺参数如下：
[0015] 1.焙烧
[0016] 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：
[0017] 3ZnFe204+C0 = 3Zn0+2Fe304+C02
[0018] ZnFe204+C0 = Zn0+2Fe0+C02
[0019] ZnFe2O4+FeO = ZnCHFe3O4
[0020] Fe304+C0 = Fe0+C02
[0021] 2.浸出
[0022] 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：
[0023] Zn0+2Na0H+H20 = Na2 [Zn (OH) 4]
[0024] 3.沉淀
[0025] 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。
[0026] 所述的弱还原气氛可为煤粉、煤气、天然气、一氧化碳或氢气。
[0027] 所述的中和液可为稀硫酸、锌净化液或锌废电解液。
[0028] 与现有技术相比，本发明的效果如下：
[0029] 本发明采用弱还原气体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；本发明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】
[0030] 图1为原料锌焙砂的XRD图；
[0031] 图2为实施例中不同还原焙烧条件下焙烧产物的XRD图；
[0032] 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；
[0033] 图4为实施例中沉锌产物煅烧后XRD图。
【具体实施方式】
[0034] 附图和具体实施例旨在对本发明做进一步详细说明，而非限制本发明。
[0035] 实施例
[0036] 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：
[0037] (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。
[0038] 表1锌焙砂元素分析结果，wt %
[0042] (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。3. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，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。4. 根据权利要求1或3所述的方法，其特征在于，还原焙烧产物碱性浸出后锌主要以锌 酸根ZnO广形式存在。5. 根据权利要求1或3所述的方法，其特征在于，碱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〇. 8-2倍。6. 根据权利要求1或3所述的方法，其特征在于，浸出温度60-85°C，液固比6 :1-10 : 1，浸出时间20-60min。7. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，浸出液中和调节沉锌采用稀硫酸、锌净化 液或锌废电解液。8. 根据权利要求1或7所述的方法，其特征在于，控制中和终点pH为7-10。9. 根据权利要求1或7所述的方法，其特征在于，浸出液中和调节沉锌反应温度为 20-45 °C，反应 10_30min。10. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，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。
【专利摘要】本发明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。
【IPC分类】C22B1/02, C22B3/12, C22B19/30, C22B19/20, C22B3/14, C22B3/44
【公开号】CN104946903
【申请号】CN201510390462
【发明人】彭兵, 柴立元, 陈栋, 闵小波, 彭宁, 李燕春, 林冬红, 袁莹珍
【申请人】中南大学
【公开日】2015年9月30日
【申请日】2015年7月6日
文档序号 :
【 9225849 】
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
技术所有人：中南大学
备 注：该技术已申请专利，仅供学习研究，如用于商业用途，请联系技术所有人。
声 明 ：此信息收集于网络，如果你是此专利的发明人不想本网站收录此信息请联系我们，我们会在第一时间删除
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