CN102191371B - 一种传统锌湿法冶炼过程中铁锌分离的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公共开了一种传统锌湿法冶炼过程中铁和锌分离的方法。将锌焙砂在低还原气氛条件下还原焙烧，使锌焙砂中的铁酸锌分解为氧化锌和磁性四氧化三铁，还原焙砂经弱酸浸出溶出锌，实现铁和锌的分离，锌浸出渣经磨细后弱磁选回收铁精矿。本发明能耗低、工艺流程简单，不仅能解决常规湿法炼锌过程中除铁难题，而且能高效回收锌湿法冶炼过程中的伴生铁资源，降低大量铁渣堆存造成的环境污染及铁资源浪费。
Description
技术领域
本发明属于环境工程与冶金工程交叉领域，具体涉及一种从传统锌湿法冶炼过程中分离铁和锌并回收锌和铁精矿的方法。
背景技术
锌是重要的战略性基础材料，我国是世界第一产锌大国。目前锌的常规湿法冶炼工艺主要为氧化焙烧-浸出-电积。锌矿中常伴生有8-15％左右的铁元素，氧化焙烧过程中，这部分铁被氧化成氧化铁后不可避免的与锌焙砂中的氧化锌发生反应生成铁酸锌。因铁酸锌性质稳定，常规中性浸出及酸性浸出难以将铁酸锌溶解，导致锌的总体回收率低，且产生大量的含铁锌浸出渣。锌浸出渣的处理方法主要包括火法和湿法工艺。常规火法工艺如回转窑挥发法，将锌浸出渣添加40-50％的还原焦炭，在1100℃-1300℃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。该工艺流程简单，但能耗高，劳动操作强度大，锌的回收率不高，能耗大，环境污染严重。且产生的回转窑渣主要成分为碳、铁及稀散金属的固溶体，硬度大给磨矿带来一定的困难，难以采用常规方法回收其中的铁及希散金属，造成含铁窑渣的大量堆积。锌浸出渣的湿法处理工艺主要为高温高酸浸出-除铁工艺。其基本原理是在高温高酸条件下，将铁酸锌强制溶解，因此导致了大量的铁元素进入浸出系统，造成处理负担和工艺负荷成倍增加。为了不影响后续作业，需将其以铁渣形式从溶液中去除。依据除铁工艺不同，有黄钾铁矾法、针铁矿法、赤铁矿法等。该工艺锌的总体回收率较高，但工艺流程复杂、对设备要求高、一次性投入大，且产生大量的沉铁渣无法利用，导致了铁资源的浪费，并给环境造成了一定的污染。因此，如何从传统锌湿法冶炼系统中分离铁，已经成为制约锌冶炼行业发展的瓶颈。
发明内容
本发明的目的是提供一种将锌焙砂中的铁酸锌分解为氧化锌和磁性四氧化三铁，再通过酸性浸出-磁选工艺实现铁锌分离的方法。本发明不仅能解决常规锌湿法冶炼过程的除铁难题，而且磁选铁精矿还可作为炼铁原料，减少大量铁渣堆存造成的环境污染及缓解铁资源紧张问题。
一种传统锌湿法冶炼过程中铁锌分离的方法，包括以下步骤：
1)锌焙砂还原焙烧：焙烧炉升温过程中，采用N2作为保护气赶净炉内空气，待还原焙烧炉升温至700-900℃后恒温，停止通入N2，开始通入CO和CO2的混合气体，控制CO的浓度在5-10％之间，气体流量控制在0.8-1.5L/min；反应1-3小时后关闭还原炉，并继续向炉内通入CO和CO2的混合气体直到炉内温度降低至100℃以下，取出还原焙砂；
2)所得还原焙砂搅拌酸浸，过滤，滤液回收锌，所得浸出渣经过磨矿、加水调浆，搅拌、磁选回收铁精矿。
步骤2)所述的还原焙砂酸浸工艺条件为：浸出温度30-70℃，浸出液与锌焙砂的液固质量比为14∶1-16∶1，硫酸浓度为70-90g/L(为了不改变现有锌冶炼工艺，仅限于使用硫酸)，浸出时间3.5-4.5h。
步骤2)所述的浸出渣加水调浆至料浆质量浓度为35-45％，采用搅拌机在700-900r/min的条件下搅拌8-12分钟后进入弱磁选设备，在60-80KA/m2的磁场强度下磁选回收铁精矿。
步骤2)所述的浸出渣磨矿粒度控制在-0.074mm不低于85％。
本发明的基本原理及优势：
(1)锌精矿经氧化焙烧后，锌焙砂中的铁主要以铁酸锌的形式存在，锌焙砂中铁的化学物相分析结果见表1所示。铁酸锌在一定的弱还原气氛下可分解为氧化锌和四氧化三铁，相关热力学数据见图1及图2所示。由图1可知，在500K～1000K温度范围内，铁酸锌还原分解反应的
且随着温度的增加，
不断减小，这说明铁酸锌的还原分解反应在热力学上可自发进行，但生成的ZnO和Fe3O4、FeO继续还原得到单质金属却要困难的多。与此相一致的，如图2所示，铁酸锌还原分解反应达到平衡时其CO分压非常小，铁酸锌在弱还原气氛下即可发生分解，但ZnO和Fe3O4、FeO还原生成单质金属的CO平衡分压非常大，只有在非常强的还原气氛下该反应才有可能发生。另外，图2也可看作各物相稳定存在的热力学优势区图。通过控制还原焙烧过程的PCO和温度，即可得到预想的ZnO和强磁性Fe3O4，为后续磁选分离铁、锌创造必要条件。
分别对锌焙砂及还原焙砂中的铁进行Mossbauer分析，分析结果见图3、图4及表2所示。结合图3、图4和表2中的相关参数可知，锌焙砂中仅发现一个四极分裂的双峰，且超精细场为零，为铁酸锌的谱线，根据峰面积可知其含量为100％。锌焙砂经还原焙烧后，还原焙砂中增加了六线峰，根据表2中的同质异能移及超精细场参数，主要为四氧化三铁谱线，其含量大约为80％。由此可以说明，铁酸锌在一定的还原气氛下，可以分解为磁性氧化铁，为后续磁选提供条件。
表1锌焙砂中铁的化学物相分析
表2Mossbauer图谱相关参数
(2)本发明所采用的还原气氛为低浓度的CO，因还原气氛较弱，不会将ZnO及Fe3O4等还原为金属单质。
(3)本发明对还原焙砂采用弱酸低温浸出工艺，因为四氧化三铁难溶于酸，可以在酸性浸出过程中实现铁锌分离；弱酸浸出工艺可浸出原料中90％以上的锌，同时可以控制铁的浸出率在25％以下，降低后续除铁难题。
(4)本发明对酸浸后渣采用磁选工艺回收铁，铁精矿品位可达54％以上，稍加处理后可以用作炼铁原料。
附图说明
图1为本发明还原反应过程相关反应的温度-吉布斯自由能图；
图2为本发明反应过程中相关物质在温度-CO分压下的优势区域图；
图3为锌焙砂原样中铁的Mossbauer图谱；
图4为经过还原焙烧后还原焙砂中铁的Mossbauer图谱；
图5为锌焙砂铁锌分离效果图；
图6为锌浸出渣铁锌分离效果图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明进一步说明，而不会限制本发明。
实施例1：
将锌焙砂在105℃下烘干4小时，然后放入还原焙烧炉，通入N2赶净炉内空气，同时还原焙烧炉开始升温。控制炉内温度为900℃，切断N2，开始通入CO和CO2的混合气体，其CO的浓度为5％，气体流量为1.5L/min，反应2小时后，关闭还原炉，为防止还原过程生成的氧化锌和磁性氧化铁在降温过程中重新生成铁酸锌，需要继续向炉内通入CO和CO2混合气体，直到炉内温度降低至100℃以下。关闭CO和CO2混合气体，取出还原焙砂。将还原焙砂置于80g/l的硫酸溶液中，液固质量比14∶1，控制温度为30℃，在800r/min条件下搅拌浸出4小时，反应结束后过滤，滤液返回传统炼锌系统，所得滤渣磨矿粒度控制在-0.074mm不低于85％；加水调浆至矿浆浓度在40％左右，采用搅拌，800r/min搅拌10分钟后，控制磁场强度60KA/m2磁选工艺回收铁精矿，锌浸出率及磁选铁回收率实验效果见图5所示。由图5可见，随着焙烧温度的增加，其锌浸出率及铁回收率逐渐增加，说明焙烧温度升高有利于铁锌的分离。
实施例2：
将锌浸出渣放入105℃的烘箱中烘干4小时，然后放入还原焙烧炉，通入N2赶净炉内空气，同时还原焙烧炉开始升温。待炉内温度升至850℃后，切断N2，开始通入CO和CO2的混合气体，其CO的浓度为10％，气体流量为1L/min，反应2小时后，关闭还原炉，为防止还原过程生成的氧化锌和磁性氧化铁在降温过程中重新生成铁酸锌，需要继续向炉内通入CO和CO2混合气体，直到炉内温度降低至100℃以下。关闭CO和CO2混合气体，取出还原焙砂。将还原焙砂置于80g/l的硫酸溶液，液固质量比16∶1，控制浸出温度为50℃，在800r/min条件下搅拌浸出4小时，反应结束后过滤，滤液返回传统炼锌系统，所得滤渣磨矿粒度控制在-0.074mm不低于85％；加水调浆至矿浆浓度在40％左右，采用搅拌机，800r/min搅拌10分钟后，控制磁场强度60KA/m2磁选工艺回收铁精矿。锌浸出率及磁选铁回收率效果见图6所示。由图6可见，随着酸浸温度的提高，锌的浸出率逐渐升高，但铁的回收率却逐渐下降，说明浸出温度升高导致铁的浸出率升高，对铁锌分离不利。
Claims (2)
1.一种传统锌湿法冶炼过程中铁锌分离的方法，其特征在于，包括以下步骤：
1）锌焙砂还原焙烧：焙烧炉升温过程中，采用N2作为保护气赶净炉内空气，待还原焙烧炉升温至700-900℃后恒温，停止通入N2，开始通入CO和CO2的混合气体，控制CO的浓度在5-10%之间，气体流量控制在0.8-1.5L/min；反应1-3小时后关闭还原炉，并继续向炉内通入CO和CO2的混合气体直到炉内温度降低至100℃以下，取出还原焙砂；
2）所得还原焙砂搅拌酸浸，过滤，滤液回收锌，所得浸出渣经过磨矿、加水调浆，搅拌、磁选回收铁精矿 ；
步骤2）中还原焙砂搅拌酸浸工艺条件为：浸出温度30-70℃，液固质量比14:1-16:1，硫酸浓度为70-90g/L，浸出时间3.5-4.5h；
所述的浸出渣加水调浆至料浆质量浓度为35-45%，采用搅拌机在700-900r/min的条件下搅拌8-12分钟后进入弱磁选设备，在60-80KA/m2的磁场强度下磁选回收铁精矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤2）所述的浸出渣磨矿粒度控制在-0.074mm不低于85%。
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