CN206986256U - 一种处理含锌废渣的系统 - Google Patents
一种处理含锌废渣的系统 Download PDFInfo
- Publication number
- CN206986256U CN206986256U CN201720795159.6U CN201720795159U CN206986256U CN 206986256 U CN206986256 U CN 206986256U CN 201720795159 U CN201720795159 U CN 201720795159U CN 206986256 U CN206986256 U CN 206986256U
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- zinc
- dehalogenation
- entrance
- outlet
- waste residue
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Fee Related
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本实用新型提供了一种处理含锌废渣的系统。该系统包括:脱卤装置,设有含锌废渣入口和脱卤料出口;压密装置,设有脱卤料入口、含碳料入口和压密料出口,脱卤料入口与脱卤装置的脱卤料出口相连;还原焙烧装置,设有压密料入口、含锌粉尘出口和贫化料出口,压密料入口与压密装置的压密料出口相连。本实用新型通过对含锌废渣进行氟、氯脱除工序,可有效降低还原焙烧装置内的氟、氯含量,减少本体设备及配套的预热锅炉、收尘系统被侵蚀。还解决了含锌废渣回收得到的含锌粉尘因氟、氯含量高,无法被有效利用,及锌元素回收率低的问题。
Description
技术领域
本实用新型属于冶金技术领域,具体地,涉及一种处理含锌废渣的系统。
背景技术
在金属冶炼过程中,往往附带产生一定量的冶金尘泥和冶炼渣,如钢铁厂烧结、高炉、电炉部分产生的除尘灰,还有锌、铅、铜等金属冶炼过程的含锌的废渣。这些冶炼废渣中仍然含有大量的可回收的有价金属,如锌、铅、铁等。加强此类冶炼渣的回收利用有利于提高我国资源回收率,目前有效的冶炼方法主要通过火法工艺来进行回收。如在回转窑、烟化炉或者转底炉中以煤基直接还原为基本原理,将冶炼废渣中锌、铅等化合物还原后挥发,再通过配套的收尘系统进行回收,得到含锌粉尘。
需要注意的是,冶炼渣中除了含有有用的铅、锌、铁等元素外,绝大部分均含有一些氟、氯等卤族元素,这些氟化物、氯化物也通过挥发进入收尘系统中,不仅严重腐蚀设备,并且导致含锌粉尘中氟氯严重富集,其中氟氯含量可达到1%以上,影响了这类含锌粉尘的进一步提纯利用。现有湿法脱氯工艺流程长,酸耗大,脱氯效率低,并容易造成氧化锌粉和冶炼渣中铁元素的损失,缺乏对该类含锌废渣的高效、经济的处理方法。
实用新型内容
本实用新型旨在解决现有技术中含锌废渣再利用时存在的氟、氯脱除率低、设备侵蚀严重等问题。
首先,本实用新型提供了一种处理含锌废渣的系统,其包括:
脱卤装置,设有含锌废渣入口和脱卤料出口;
压密装置,设有脱卤料入口、含碳料入口和压密料出口,所述脱卤料入口与所述脱卤装置的脱卤料出口相连;
还原焙烧装置,设有压密料入口、含锌粉尘出口和贫化料出口,所述压密料入口与所述压密装置的压密料出口相连。
优选地,上述系统还包括:
浸出装置,设有含锌粉尘入口、浸出剂入口、含锌浸出液出口和浸出渣出口,所述含锌粉尘入口与所述还原焙烧装置的含锌粉尘出口相连;
电解提锌装置,设有含锌浸出液入口、锌片出口和废液出口,所述含锌浸出液入口与所述浸出装置的含锌浸出液出口相连。
本实用新型通过对含锌废渣进行氟、氯脱除工序,可有效降低还原焙烧装置内的氟、氯含量,减少本体设备及配套的预热锅炉、收尘系统被侵蚀。还解决了含锌废渣回收得到的含锌粉尘因氟、氯含量高,无法被有效利用,及锌元素回收率低的问题。
本实用新型制得的含锌粉尘中氟、氯含量很少,可直接送入湿法浸出工艺并得到可用于电解的锌浸出渣,减少优质氧化锌的损失。而且,通过控制含锌废渣中含水率、硫含量及氟、氯脱除时的温度、时间、气氛控制条件,原料中氟、氯的脱除率可达到95%以上。
本实用新型的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出,部分将从下面的描述中变得明显,或通过本实用新型的实践了解到。
附图说明
图1为本实用新型实施例中的一种处理含锌废渣的系统的结构示意图。
具体实施方式
以下结合附图和实施例,对本实用新型的具体实施方式进行更加详细的说明,以便能够更好地理解本实用新型的方案以及其各个方面的优点。然而,以下描述的具体实施方式和实施例仅是说明的目的,而不是对本实用新型的限制。
本实用新型使用的含锌废渣为钢铁厂除尘灰、污泥、铅锌铜冶炼废渣中一种或几种的混合物。含锌废渣中一般含有锌、铅,另含有微量的铟、银、锗等易还原挥发的元素。
如图1所示,本实用新型提供的处理含锌废渣的系统包括:脱卤装置1、压密装置2、还原焙烧装置3、浸出装置4和电解提锌装置5。
脱卤装置1设有含锌废渣入口和脱卤料出口,含锌废渣中的氟、氯在脱卤装置1被脱除。在本实用新型优选的实施例中,脱卤装置1可以为挥发窑或多膛炉。
压密装置2设有脱卤料入口、含碳料入口和压密料出口,脱卤料入口与脱卤装置1的脱卤料出口相连。脱卤料和含碳料在压密装置2中混合、压密。
还原焙烧装置3设有压密料入口、含锌粉尘出口和贫化料出口,压密料入口与压密装置2的压密料出口相连。压密料在还原焙烧装置3中被还原,获得含锌粉尘和贫化料。在本实用新型优选的实施例中,还原焙烧装置3可为转底炉。
本实用新型通过对含锌废渣进行氟、氯脱除工序,可有效降低还原焙烧装置内的氟、氯含量,减少本体设备及配套的预热锅炉、收尘系统被侵蚀。还解决了含锌废渣回收得到的含锌粉尘因氟、氯含量高,无法被有效利用,及锌元素回收率低的问题。
浸出装置4设有含锌粉尘入口、浸出剂入口、含锌浸出液出口和浸出渣出口,含锌粉尘入口与还原焙烧装置3的含锌粉尘出口相连。
电解提锌装置5设有含锌浸出液入口、锌片出口和废液出口,含锌浸出液入口与浸出装置4的含锌浸出液出口相连。
浸出装置4和电解提锌装置5用于回收含锌粉尘中的锌。本实用新型制得的含锌粉尘中氟、氯含量很少,可直接送入湿法浸出工艺并得到可用于电解的锌浸出渣,减少优质氧化锌粉的损失。需要说明的是,制得的含锌粉尘也可另作他用,或采用其他设备或方法回收锌粉。浸出渣还可通过其他浸出工艺分离铅、铟、银等金属。
利用上述系统处理含锌废渣的方法,包括如下步骤:
1)将含锌废渣送入脱卤装置1中,在氧化性气氛下脱除含锌废渣中的氟和氯,获得脱卤料;含锌废渣还含有水和硫氧化合物。
在氧化性气氛下,含锌废渣中的氟氯化合物在脱卤装置1中会发生挥发反应,同时晶格中难以脱除的氟氯也与含锌废渣中的水分子和硫氧化合物发生反应,形成氟化物或氯化物得以随烟气脱除。
通过控制含锌废渣中含水率、硫含量及氟、氯脱除时的温度、时间、气氛控制条件,原料中氟、氯的脱除率可达到95%以上。
在氧化性气氛下,含锌废渣中的氟氯化合物更容易发生挥发反应,在本实用新型优选的实施例中,在氧化性气氛下,脱除含锌废渣中的氟和氯,其中,氧化性气氛中O2的体积百分含量≥20%,由此可以保证反应体系中有足够的O2和硫氧化合物参与到脱氟、氯的反应中。
脱除氟和氯的温度过高或时间过长会造成含锌废渣中锌、铅氧化物挥发损失;温度过低或时间过短,不利于含锌废渣中结晶水的脱除和高价含硫物相(如碱式硫酸铁等)的分解,从而难以保证氟、氯的脱除。在本实用新型优选的实施例中,在温度为650℃(摄氏度)-800℃、时间为2h(小时)-5h的条件下脱除所述含锌废渣的氟和氯。更优选的,脱除氟和氯的温度为700℃-750℃,脱除时间为2h-3h。
含锌废渣中必须含有一定的水和硫氧化合物,水和硫氧化合物的含量由含锌废渣中氯化物的含量而定。一般来说,从钢铁厂出来的含锌废渣中锌的质量百分含量约为1%-20%,此时,含锌废渣中水的质量百分含量优选为1%-30%,硫的质量百分含量优选为0.3%-10%。更优选地,含锌废渣中水的质量百分含量优选为3%-10%,硫的质量百分含量优选为2%-5%。由此可保证有足够的水分和硫与氯化物发生反应,生成气态氯化铅、氯化锌等,在高温下挥发脱除。
2)将脱卤料和含碳料送入压密装置2中进行混合和压密,获得压密料。
含碳料为含有碳的还原剂,用于在后续的还原挥发步骤中还原脱卤料。在本实用新型优选的实施例中,含碳料为烟煤、无烟煤、焦粉或生物炭中的一种或几种的混合物。更优选地,含碳料为焦粉或生物炭,焦粉和生物质碳中氟氯含量低,可减少含锌粉尘中氟氯含量,进一步降低对设备的侵蚀。
含碳料的用量根据脱卤料中需要被还原的铁、铅、锌化合物的量而定,用量过低无法将脱卤料中待还原的物质充分还原,用料过高增加还原剂的成本,并且容易造成块状压密料的粉化。在本实用新型优选的实施例中,脱卤料与含碳料的质量比为100:(5-25)。
3)将压密料送入还原焙烧装置3中进行还原挥发,获得贫化料和含锌粉尘。
还原挥发反应(即还原反应和可挥发性物质挥发进入烟道的过程)过程中,待还原的块状压密料中的碳与锌、铅化合物发生还原反应生成铅、锌金属,铅、锌金属在高温下挥发变成蒸汽,蒸汽在还原焙烧装置3的烟道中经过再次氧化得到优质的含锌粉尘。
还原挥发反应时的温度越高或时间越长,还原挥发反应进行得越彻底,但温度过高或时间过长会浪费热量,并且会引起物料熔化。在本实用新型优选的实施例中,压密料在温度为1100℃-1300℃、时间为30min(分钟)-60min的条件下进行还原挥发。
在本实用新型优选的实施例中,当含锌废渣中水的质量百分含量为1%-30%、锌的质量百分含量为1%-20%、硫的质量百分含量为0.3%-10%时,通过控制1)、2)、3)步骤的其他条件,可使制得的含锌粉尘中锌的质量百分含量为40%-65%,氟、氯的质量百分含量均≤0.015%。
4)将含锌粉尘用硫酸浸出,得到含锌浸出液和浸出渣。
5)将浸出液电解提锌,获得锌粉和废液。
由于制得的含锌粉尘中氟、氯的含量少,且锌的含量高,故可直接送去湿法浸出工艺,采用硫酸进行浸出,然后电解提锌。当然,如前所述含锌粉尘可另作他用,或采用其他工艺进行提锌。同样,如前所述浸出渣还可通过其他浸出工艺分离铅、铟、银等金属。
下面参考具体实施例,对本实用新型进行说明。下述实施例中所取工艺条件数值均为示例性的,其可取数值范围如前述实用新型内容中所示,对于未特别注明的工艺参数,可参照常规技术进行。下述实施例所用的检测方法均为本行业常规的检测方法。
实施例1
本实施例采用图1所示的系统处理含锌废渣,具体流程如下:
11)将的铁矾渣(含水3wt%(质量百分含量)、锌含量为5.2wt%、铅含量为3.3wt%、氯含量为0.2wt%、硫含量为10wt%)送入挥发窑(脱卤装置1)中。窑内的温度为720℃,物料在窑内停留的时间为4h,同时鼓入空气。脱除氯后得到的脱卤料中氟氯含量为0.005wt%,脱除率达到98%。
12)脱卤料经冷却后送入压密装置2中,并配入脱卤料质量18%的焦粉,经过混匀、压密后制得压密料。
13)将压密料送入转底炉(还原焙烧装置3)中,炉内温度控制在1100℃-1200℃,反应40min,铁钒渣中铅、锌硫酸盐进一步分解为氧化铅、氧化锌,氧化物被还原为单质锌、单质铅,在烟道中再次被氧化成氧化铅和氧化锌,通过收尘系统得到含锌粉尘,含锌粉尘中锌含量为47wt%,铅含量为23wt%,粉尘中氟氯含量均小于0.01wt%。转底炉中的剩余物质为贫化料。贫化料通过转底炉的出料装置排出炉外。
14)将该含锌粉尘送入浸出装置4中,经过硫酸浸出后得到含锌浸出液和浸出渣。
15)将该浸出液送入电解提锌装置5中用于电解提锌,得到锌片。
实施例2
本实施例采用图1所示的系统处理含锌废渣,具体流程如下:
21)将钢铁厂尘泥(水含量为30wt%、锌含量为1.5wt%、铅含量为0.2wt%、氯含量为0.5wt%、硫含量为0.3wt%)送入多膛炉(脱卤装置1)中。炉内的温度为650℃,物料在炉内停留的时间为2h,同时鼓入空气。脱除氯后得到的脱卤料中氟氯含量为0.01wt%,脱除率达到94%以上。
22)脱卤料经冷却后送入压密装置2中,并配入脱卤料质量5%的焦粉,经过混匀、压密后制得压密料。
23)将压密料送入转底炉(还原焙烧装置3)中,炉内温度控制在1200℃-1300℃,反应20min,钢铁厂尘泥中铅、锌硫酸盐进一步分解为氧化铅、氧化锌,氧化物被还原为单质锌、单质铅,在烟道中再次被氧化成氧化铅和氧化锌,通过收尘系统得到含锌粉尘,含锌粉尘中锌含量为42wt%,铅含量为8wt%,粉尘中氟氯含量均小于0.015wt%。转底炉中的剩余物质为贫化料。贫化料通过转底炉的出料装置排出炉外。
24)将该含锌粉尘送入浸出装置4中,经过硫酸浸出后得到含锌浸出液和浸出渣。
25)将该浸出液送入电解提锌装置5中用于电解提锌,得到锌片。
实施例3
本实施例采用图1所示的系统处理含锌废渣,具体流程如下:
31)将常规锌浸出渣(水含量为10wt%、锌含量为17.2wt%、铅含量为3.6wt%、氯含量为0.15wt%、硫含量为4wt%)送入多膛炉(脱卤装置1)中。炉内的温度为650℃,物料在炉内停留的时间为2h,同时鼓入空气。脱除氯后得到的脱卤料中氟氯含量为0.01wt%,脱除率达到90%以上。
32)脱卤料经冷却后送入压密装置2中,并配入脱卤料质量25%的焦粉,经过混匀、压密后制得压密料。
33)将压密料送入转底炉(还原焙烧装置3)中,炉内温度控制在1150℃-1250℃,反应35min,常规锌浸出渣中铅、锌硫酸盐进一步分解为氧化铅、氧化锌,氧化物被还原为单质锌、单质铅,在烟道中再次被氧化成氧化铅和氧化锌,通过收尘系统得到含锌粉尘,含锌粉尘中锌含量为62wt%,铅含量为12wt%,粉尘中氟氯含量均小于0.015wt%。转底炉中的剩余物质为贫化料。贫化料通过转底炉的出料装置排出炉外。
34)将该含锌粉尘送入浸出装置4中,经过硫酸浸出后得到含锌浸出液和浸出渣。
35)将该浸出液送入电解提锌装置5中用于电解提锌,得到锌片。
实施例4
本实施例采用图1所示的系统工艺处理含锌废渣,具体流程如下:
41)将钢铁厂尘泥(水含量为30wt%、锌含量为1.5wt%、铅含量为0.2wt%、氯含量为0.5wt%、硫含量为0.3wt%)送入多膛炉(脱卤装置1)中。炉内的温度为800℃,物料在炉内停留的时间为2h,同时鼓入空气。脱除氟氯后得到的脱卤料中氟氯含量小于0.008wt%,脱除率达到95%以上。
42)脱卤料经冷却后送入压密装置2中,并配入脱卤料质量5%的焦粉,经过混匀、压密后制得压密料。
43)将压密料送入转底炉(还原焙烧装置3)中,炉内温度控制在1200℃-1300℃,反应20min,钢铁厂尘泥中铅、锌硫酸盐进一步分解为氧化铅、氧化锌,氧化物被还原为单质锌、单质铅,在烟道中再次被氧化成氧化铅和氧化锌,通过收尘系统得到含锌粉尘,含锌粉尘中锌含量为42wt%,铅含量为8wt%,粉尘中氟氯含量均小于0.015wt%。转底炉中的剩余物质为贫化料,贫化料通过转底炉的出料装置排出炉外。
44)将该含锌粉尘送入浸出装置4中,经过硫酸浸出后得到含锌浸出液和浸出渣。
45)将该浸出液送入电解提锌装置5中用于电解提锌,得到锌片。
从上述实施例可知,本实用新型通过对含锌废渣进行氟、氯脱除工序,可有效降低还原焙烧装置内的氟、氯含量,减少本体设备及配套的预热锅炉、收尘系统被侵蚀。还解决了含锌废渣回收得到的含锌粉尘因氟、氯含量高,无法被有效利用,及锌元素回收率低的问题。
显然,上述实施例仅仅是为清楚地说明本实用新型所作的举例,而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说,在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引申出的显而易见的变化或变动仍处于本实用新型的保护范围之中。
Claims (2)
1.一种处理含锌废渣的系统,其特征在于,包括:
脱卤装置,设有含锌废渣入口和脱卤料出口;
压密装置,设有脱卤料入口、含碳料入口和压密料出口,所述脱卤料入口与所述脱卤装置的脱卤料出口相连;
还原焙烧装置,设有压密料入口、含锌粉尘出口和贫化料出口,所述压密料入口与所述压密装置的压密料出口相连。
2.根据权利要求1所述的系统,其特征在于,还包括:
浸出装置,设有含锌粉尘入口、浸出剂入口、含锌浸出液出口和浸出渣出口,所述含锌粉尘入口与所述还原焙烧装置的含锌粉尘出口相连;
电解提锌装置,设有含锌浸出液入口、锌片出口和废液出口,所述含锌浸出液入口与所述浸出装置的含锌浸出液出口相连。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201720795159.6U CN206986256U (zh) | 2017-07-03 | 2017-07-03 | 一种处理含锌废渣的系统 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201720795159.6U CN206986256U (zh) | 2017-07-03 | 2017-07-03 | 一种处理含锌废渣的系统 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN206986256U true CN206986256U (zh) | 2018-02-09 |
Family
ID=61400670
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201720795159.6U Expired - Fee Related CN206986256U (zh) | 2017-07-03 | 2017-07-03 | 一种处理含锌废渣的系统 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN206986256U (zh) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN107326189A (zh) * | 2017-07-03 | 2017-11-07 | 江苏省冶金设计院有限公司 | 一种处理含锌废渣的系统及方法 |
-
2017
- 2017-07-03 CN CN201720795159.6U patent/CN206986256U/zh not_active Expired - Fee Related
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN107326189A (zh) * | 2017-07-03 | 2017-11-07 | 江苏省冶金设计院有限公司 | 一种处理含锌废渣的系统及方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102286665B (zh) | 一种复杂含砷及有价金属渣尘物料的综合回收方法 | |
CN110564970A (zh) | 一种从高炉布袋灰中回收钾、钠、锌的工艺方法 | |
CN106065435A (zh) | 一种处理钒渣的方法与系统 | |
CN106893864A (zh) | 一种从黑铜泥中回收砷的方法 | |
CN106011489A (zh) | 处理铁矾渣的方法 | |
CN108130422A (zh) | 一种钢铁厂烟尘中提取有价金属的方法 | |
CN106282582A (zh) | 一种从炼钢烟尘中回收有色金属、稀贵金属和铁粉的方法 | |
CN104294053A (zh) | 一种从含砷烟尘还原挥发分离砷的方法 | |
Mahdavian et al. | Recovery of vanadium from Esfahan Steel Company steel slag; optimizing of roasting and leaching parameters | |
CN107674972A (zh) | 利用铜渣生产海绵铁的方法 | |
CN101341265A (zh) | 锌浸出残渣中有价金属的分离 | |
CN104451188A (zh) | 一种真空处理脆硫铅锑矿分离铅锑的方法 | |
KR100791513B1 (ko) | 전기로 더스트에 포함된 금속 아연의 회수방법 | |
CN104372173A (zh) | 一种从含氟失效铂催化剂中富集铂的方法 | |
JP3727232B2 (ja) | 亜鉛回収法 | |
CN105861838A (zh) | 一种从含氟失效铂催化剂中富集铂的方法 | |
CN112813277B (zh) | 一种铜冶炼渣氯化焙烧分离回收有价金属的方法 | |
CN206986256U (zh) | 一种处理含锌废渣的系统 | |
CN103820587A (zh) | 一种含砷富铁渣中挥发脱砷的方法 | |
CN106282583A (zh) | 一种从炼铁烟尘中回收有色金属、稀贵金属和铁粉的方法 | |
CN108546829A (zh) | 一种含锌冶金尘泥综合回收处理的方法 | |
CN113044815A (zh) | 综合处理含硒碲废料的方法和系统 | |
CN111575500A (zh) | 一种氯化焙烧联合氨法电积处理含锌危固废及锌矿的方法 | |
CN107354309A (zh) | 一种金精矿的综合回收方法 | |
CN107326189A (zh) | 一种处理含锌废渣的系统及方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant | ||
PP01 | Preservation of patent right |
Effective date of registration: 20190102 Granted publication date: 20180209 |
|
PP01 | Preservation of patent right | ||
PD01 | Discharge of preservation of patent |
Date of cancellation: 20220102 Granted publication date: 20180209 |
|
PD01 | Discharge of preservation of patent | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20180209 Termination date: 20180703 |
|
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |