CN103695662B - 一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法；属于冶金技术领域。本发明以湿法炼锌窑渣铁精矿为原料，盐酸水溶液作为浸出剂，两段逆流浸出使窑渣铁精矿中的铁、银、铜、铅、锌、砷等有价金属进入浸出液中；利用金属铁粉置换、控制pH值沉砷和硫化沉淀等工艺净化浸出液，分离铜、银、铅、锌、砷等有价金属，净化后液为纯FeCl₂水溶液，将其喷雾热分解得到Fe₂O₃粉，生成的HCl气体用水吸收，再生为盐酸返回浸出工序。这一方法可实现湿法炼锌窑渣铁精矿中有价元素全面分离回收，浸出剂盐酸循环利用，是一种资源节约、环境友好的方法。本发明整个工艺基本上无三废排除，所有资源得到最大效率利用，所得产物均便于后续的处理和加工；本发明具有环保、经济、节能、高资源利用率的优势，便于产业化生产。

Description

一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法

技术领域

本发明涉及一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法；属于冶金技术领域。

背景技术

我国2011年金属锌产量达446万吨，其中约85%采用湿法生产。湿法炼锌有常规浸出、高温高酸浸出、常压及高压氧浸等多种工艺，在我国均得到应用，其中常规浸出工艺产量约占我国湿法锌产量的50%。在常规浸出工艺中，焙烧矿经中性及低酸两段逆流浸出，其中Pb、Au、Ag、In、Ge、Ga以及60%Cu、30%Cd和15%的Zn进入浸出渣中。浸出渣采用威尔兹法处理，即干燥后配入45～55%的焦粉，混合后送入回转窑，在1100～1300℃高温下，Zn、Pb、Cd等还原挥发产出次氧化锌，半熔融状态的炉渣从窑尾排出水淬成窑渣。

上述窑渣中主要有价元素成分（质量分数）为：Cu0.7%～1.2%、Fe35%～40%、C15%～18%、Au0.1～0.3g/t、Ag250～300g/t、In100～250g/t、Ge100～300g/t。采用常规浸出工艺，每生产1t电锌约产出浸出渣1.05t，窑渣0.8t。我国每年约产出窑渣150万t。窑渣硬度高、粒度细，其成分、物相及其嵌布状态复杂，历经数十年研究，其综合回收工艺仍未取得突破，以往一般堆存处理，造成资源浪费和污染环境。

近年来，国内部分企业采用重、磁选等相结合的物理分离方法处理上述窑渣，分别产出焦粉、铁精矿和尾矿等物质。焦粉作为燃料利用，尾矿用于水泥生产。铁精矿中富集了Cu、Ag、In等有价金属，含铁可达质量百分含量65%左右。目前，这类铁精矿有两种用途：第一种是在烧结—鼓风炉炼铅工艺中作为熔剂使用，这使得其中的Cu、Ag和In等有价金属得到部分回收，但随着烧结—鼓风炉炼铅工艺因能耗高、污染大等原因而逐步淘汰，这一方面的应用趋于消失；第二种是用作炼铁原料，但由于其S、As等有害元素含量较高，所以只能少量掺用，这类铁精矿售价一般较低，同时其中所含的铜、银、铟等有价金属在炼铁过程中也不能得到回收，造成资源浪费。

针对湿法炼锌窑渣铁精矿的综合回收，也曾实验研究了两种新的工艺：第一种是采用硫酸浸出，浸出液分离回收铜及稀散金属元素后，制造聚合硫酸铁产品。由于硫酸浸出中只有部分铁、铜、锌进入浸出液，大部分的银、铅及部分铜、锌仍留在浸出渣中，不能回收稀贵金属和其他有价元素。且聚合硫酸铁产品市场较小，这一工艺未能实现工业化生产；第二种是将窑渣铁精矿熔铸成铁阳极，采用电解工艺对其进行处理，阴极产出纯铁产品作为粉末冶金原料利用，其他有价元素分别从电解液或阳极泥中回收。这一工艺技术难度大，加之纯铁产品销路限制，经济效益难以保证，也未在工业上得到应用。

综上所述，湿法炼锌窑渣铁精矿产量大、有价元素含量高，是一种价值较高的金属资源，但截至目前仍然没有一种较好的工艺，对其进行处理以实现资源的全面综合回收。正是在这一背景下，发明了一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法。

发明内容

本发明针对现有湿法炼锌窑渣铁精矿综合利用技术存在的问题，提出一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，本发明具有环保、经济、节能、资源利用率高的优点，本发明可实现湿法炼锌窑渣铁精矿中银、铜、锌、铅、砷、铁等有价元素的全面回收与综合利用。

本发明一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，包括下述步骤：

步骤一湿法炼锌窑渣铁精矿盐酸浸出

用0.5～3mol/L的盐酸对湿法炼锌窑渣铁精矿进行低酸浸出处理，所得低酸浸出液备用，所得低酸浸出渣用3～6mol/L的盐酸进行高酸浸出，高酸浸出所得浸出液返回用于低酸浸出，高酸浸出所得浸出渣在锌精矿焙烧工序处理；

步骤二铁粉置换铜、银

将上述低酸浸出液的pH值调到0.5～1.5，往其中加入铁粉，进行置换反应后液固分离，得到银铜渣和置换后液；铁粉的加入量为置换出所述低酸浸出液中所有银离子和铜离子所需单质铁的理论用量的1.1～2.5倍；

步骤三沉砷

将置换后液的pH值调到2.0～3.5，在60～95℃下进行沉砷处理，得到沉砷渣和沉砷后液；

步骤四铅、锌硫化沉淀

将硫化剂加入沉砷后液中，使溶液中的铅、锌离子生成硫化物沉淀，得到铅锌渣和净化后液；硫化剂的加入量是将所述沉砷后液中所有铅离子和锌离子硫化沉淀成铅锌渣所需理论用量的2～6倍；所述硫化剂为二价硫的金属硫化物或H₂S；

步骤五FeCl₂水溶液喷雾热分解

将净化后液装入喷雾容器，以含氧气体作为载气，在400～1000℃进行喷雾热解，得到Fe₂O₃粉和HCl气体，HCl气体经水吸收后制成高浓度盐酸，返回高酸浸出工序使用。

本发明一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，所述湿法炼锌窑渣铁精矿以质量百分比计主要成分如下：

所述铁精矿中还包括银，银的含量为10～1000g/t。

本发明一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，步骤一中所述浸出为逆流浸出，低酸浸出时，控制浸出温度为室温至90℃、时间为30～240min、液固比为5:1～20:1ml/g；高酸浸出时，控制浸出温度为室温至80℃、浸出时间为30～180min、液固比为5:1～20:1ml/g；通过两段逆流浸出后，99.0%以上的银、95.0%以上的铜、55.0%以上的锌、99.0%以上的铅、90.0%以上的砷、90.0%以上的铁进入浸出液中。

本发明一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，步骤二中，所用铁粉的比表面积为0.17～0.36m²/g；置换反应时，控制温度为室温至50℃、时间为20～120min。

本发明一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，步骤三中，通过控制溶液pH值和温度使砷以砷酸铁或臭葱石形式沉淀，沉砷处理的时间为30～240min。

本发明一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，步骤四中，铅、锌硫化沉淀时，控制溶液的温度为室温至80℃。

本发明一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，步骤四中，硫化剂为二价硫的金属硫化物或硫化氢，所述二价硫的金属硫化物为硫化亚铁或黄铁矿，所述黄铁矿中FeS₂的质量百分含量≥90%。

本发明一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，步骤四中，硫化沉淀铅锌渣的时间为60～240min；所述铅锌渣中Zn的质量百分含量>45%，Pb的质量百分含量>30%，S的质量百分含量>20%。

本发明一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，步骤五中，在温度为400～1000℃，氧化性气氛条件下，将FeCl₂溶液喷雾热分解为Fe₂O₃和HCl，HCl气体制备盐酸返回浸出。

本发明方法的优点和积极效果：

1、本发明采用两段逆流浸出的方式，将低酸浸出与高酸浸出有机的结合起来，通过控制不同浸出阶段所用盐酸的浓度、浸出的温度、矿浆液固比以及浸出时间，充分利用了氯化盐类在盐酸中溶解的优越性和湿法炼锌窑渣铁精矿中铁、银、铜、锌、铅、砷等有价元素的存在特性，使得湿法炼锌窑渣铁精矿中铁、银、铜、锌、铅、砷等有价元素经两段盐酸逆流浸出后，99.0%以上的银、95.0%以上的铜、55.0%以上的锌、99.0%以上的铅、90.0%以上的砷、90.0%以上的铁进入浸出液中，在浸出液中分步富集和回收有价金属。经试验还发现，通过控制不同浸出阶段的所用盐酸的浓度、浸矿浆液固比以及浸出时间可以在室温或接近室温的温度范围内，使湿法炼锌窑渣铁精矿中的铁、银、铜、锌、铅、砷等有价元素得到最大的溶解和浸出；在较低的温度下实现铁、银、铜、锌、铅、砷等有价元素的有效溶解和浸出，这有利于节能和实现资源的高效利用；高酸浸出的浸出渣中主要是硫化锌和硫化铁，通过返回锌冶炼焙烧***回收锌；

2、在湿法炼锌窑渣铁精矿中的铁、银、铜、锌、铅、砷等有价元素得到有效溶解和浸出后，本发明选择优先从浸出液中分离出银、铜，这是基于浸出液中铁、银、铜、锌、铅、砷等有价元素的特性，尤其是银、铜标准电极电位比其他元素的标准电极电位多要正基础上，选择铁粉作为他们的置换剂，通过控制严格浸出液的pH值和铁粉的用量，很好的将银、铜置换出来，而溶液中其他金属元素和类金属元素却不会以固体的形式大量掺杂于置换出来的银、铜之中，这不仅能够达到与其它金属元素有效分离的效果，而且还能最大限度的实现银和铜的回收；由于采用铁粉还原，在整个体系中并没有不引入其它杂质元素，这使得后续处理时不需要考虑所引入其它杂质金属元素所带来的不利影响，这是简化操作、提高效率的前提条件；由于所得银、铜渣的组分比较简单，很容易就能得到高纯的铜和银，这对于降低生产成本，是非常有利的；由于控制了铁粉的粒度和比表面积使得整个置换反应的速度变得非常迅速，这便于提高工作效率；

3、本发明在沉砷过程中，此时已将置换后液的pH值调至2.0～3.5，并将温度控制在60-95℃，在此，条件下铅、锌以及铁离子均不会以沉淀物的形式析出，而溶液中三价铁离子却会与砷生成砷酸铁或臭葱石沉淀，这使得砷通过沉淀物的形式基本得到除去，砷的去除率≥95%；由于无需添加格外的试剂，这使得后续处理时不需要考虑格外的试剂所带来的不利影响，从而为简化操作、提高效率提供了必要条件；

4、将沉砷后液在室温至80℃下加入硫化亚铁或黄铁矿或硫化氢，利用硫化氢或硫化亚铁或黄铁矿来富集铅、锌，不仅效果明显，而且不会带入其他金属元素，这就为简化后续的工艺提供了必要条件；

5、利用喷雾热解法可制备纯度较高的氧化铁，操作简单，便于控制，利用空气作为氧化性气氛，经济适用而且取材方便，回收HCl制备盐酸可以返回浸出工序，经济环保；

总之，本发明合理的工序搭配、通过严格控制每个工序中的条件参数，使得溶液中银、铜、砷、锌、铅、铁按银铜-砷-锌铅-铁的顺序得到回收和有效利用，达到了环保、经济、节能、高资源利用率的目的，实现银、铜、锌、铅、砷、铁等有价元素的全面回收与综合利用，由于采用的是湿法工艺避免了火法所带来的大规模污染以及资源利用不高的问题，由于通过铁粉置换出了银铜这对于降低生产成本是非常有利的，由于pH值的控制得当，使得砷的沉淀物既不会在银铜渣中大规模富集，也不会有铅、锌、铁得沉淀物富集与砷的沉淀物中，这不仅便于银铜的回收，也有利于砷的回收，这有利于资源的高效率回收和利用；由于通过硫化沉淀得到的铅锌渣通过适当处理后也可从重复利用；由于喷雾热解所得氧化铁的纯度较高，其市场需求量和价值均远大于硫酸铁，所得HCl制备盐酸可以返回浸出工序，整个工艺基本上无三废排除，所有资源得到最大效率利用，所得产物均便于后续的处理和加工，所以本发明具有环保、经济、节能、高资源利用率的优势。

附图说明

图1为本发明的原则流程图。

具体实施方式

以下对本发明的技术方案详细叙述，其中所述百分含量均为质量数。

本发明涉及的原料中主要含铁质量百分含量40%～68%，银含量10～1000g/t，铜质量百分含量0.5%～5%，锌质量百分含量0.5%～5%，铅质量百分含量0.5%～5%，砷质量百分含量0.1%～5%，硫质量百分含量2.3%～10%，Al₂O₃质量百分含量1%～3%，SiO₂质量百分含量2.3%～6.8%。

如图1所示：

1、盐酸浸出工序是对铁质量百分含量40～68%，银含量10～1000g/t，铜质量百分含量0.5%～5%，锌质量百分含量0.5%～5%，铅质量百分含量0.5%～5%，砷质量百分含量0.1%～5%，硫质量百分含量3%～10%，Al₂O₃质量百分含量1%～3%，SiO₂质量百分含量2.3%～6.8%的湿法炼锌窑渣铁精矿采用两段逆流浸出，首先用低浓度的盐酸进行浸出，盐酸浓度为0.5～3mol/L，优选为2～3mol/L，进一步优选为3mol/L，溶液温度为室温至90℃，优选为30～60℃，进一步优选为60℃，矿浆液固比为5:1～20:1，低酸浸出在10:1为宜，浸出时间为30～240min，优选为120min；紧接着用高浓度的盐酸浸出低酸浸出渣，盐酸浓度为3～6mol/L，以5mol/L的盐酸浸出效果为宜，浸出温度为室温至80℃，优选为30～60℃，进一步优选为60℃，矿浆液固比为5:1～20:1，高酸浸出在5:1为宜，浸出时间为30～180min，优选为120min，高酸浸出后浸出液盐酸浓度为0.5～3.0mol/L，返回低酸浸出工序，完成两段逆流；

2、铁粉置换工序是对盐酸浸出所得的浸出液中银、铜采用铁粉置换，将盐酸浸出液pH值调到0.5～1.5，以0.5为宜，置换时间为20～120min，一般控制在30～60min即可，溶液温度为室温至50℃，一般采用室温，铁粉的加入量为置换出所述低酸浸出液中所有银离子和铜离子所需单质铁的理论用量的1～2.5倍；优选为2倍；

3、沉砷工序是对铁粉置换所得的置换后液进行反应沉淀，置换后液pH值调到2.0～3.5，反应30～240min，一般控制在180～240min，溶液温度为60～95℃；

4、硫化沉淀工序是对沉砷所得的沉砷后液利用二价硫的金属硫化物或硫化氢进行硫化沉淀，使溶液中的铅、锌离子生成硫化物沉淀，得到铅锌渣和净化后液；硫化剂的加入量是将所述沉砷后液中所有铅离子和锌离子硫化沉淀成铅锌渣所需理论用量的2～6倍，优选为3～5倍，所述硫化剂为二价硫的金属硫化物或H₂S，所述二价硫的金属盐选自硫化亚铁或黄铁矿，所述黄铁矿中FeS₂的质量百分含量≥90%；硫化沉铅锌时，控制溶液温度为室温至80℃，以室温至60℃较佳，控制反应时间为60～240min，优选为120～240min；

5、喷雾热解工序是对硫化沉淀的净化后液进行喷雾热解，所述含氧气体为空气或氧气，优选为空气；所述热分解温度为400～1000℃，优选为600～900℃；所述HCl气体经水吸收后制成高浓度盐酸，返回高酸浸出工序使用。

以下是本发明的实施例。

实施例1：

以湿法炼锌窑渣铁精矿为原料，原料的主要成分为：Fe40%，Ag10g/t，Cu5.0%，Zn5.0%，Pb5.0%，As5.0%，Al₂O₃1.0%，S10.0%，SiO₂6.8%；

在室温下浸出窑渣铁精矿，低酸浸出时盐酸的浓度为0.5mol/L，液固比为10:1ml/g，浸出时间为240min；所得低酸浸出液备用，所得低酸浸出渣用3mol/L的盐酸按液固比为20:1ml/g进行高酸浸出180min，高酸浸出后浸出液盐酸浓度为0.65mol/L，可返回低酸浸出工序，按照低酸浸出条件继续浸出，高酸浸出所得浸出渣用于焙烧工艺；经低酸浸出和高酸浸出后，原料中Fe的浸出率为92.21%，Ag的浸出率为98.95%，铜的浸出率为95.07%，Pb的浸出率为99.34%，As的浸出率为88.57%，Zn的浸出率为57.92%；

此时低酸浸出液的pH值为1.5，符合还原银、铜时对溶液pH值的要求，于是在室温下，往上述低酸浸出液中加入金属铁粉进行置换反应120min，然后固液分离，得到银铜渣和置换后液，铁粉的加入量为置换出所述低酸浸出液中所有银离子和铜离子所需单质铁的理论用量的1.5倍，经铁粉还原后，溶液中银的还原率为99.1%，铜的还原率为99.0%；

此时置换后液的pH值为2.0，符合沉砷时对溶液pH值的要求，于是对置换后液进行升温至60℃，进行沉砷处理240min，过滤得到砷渣和沉砷后液；经沉砷处理后，砷的去除率为95.42%，所述砷渣为砷酸铁或臭葱石；

将沉砷后液升温至80℃后往其中加入FeS₂的质量百分含量≥90%的黄铁矿进行硫化沉铅锌处理240min，得到铅锌渣和净化后液；黄铁矿的加入量是是将所述沉砷后液中所有铅离子和锌离子硫化沉淀成铅锌渣所需理论用量的5倍；在硫化沉淀成铅锌渣同时也能除去残留的砷，硫化沉铅锌处理后，沉砷后液中，铅的去除率为99.95%，Zn的去除率为97.55%，经沉砷处理和硫化沉铅锌处理后，砷的总去除率达到99.8%；

将净化后液装入喷雾容器中雾化为细小雾滴，在空气气氛中，反应温度为800℃，热分解得到Fe₂O₃粉和HCl气体，回收HCl气体制得盐酸溶液返回浸出工序。

实施例2：

以湿法炼锌窑渣铁精矿为原料，原料的主要成分为：Fe55.0%，Ag1000g/t，Cu0.5%，Zn5.0%，Pb5.0%，As3.5%，Al₂O₃2.0%，S5.0%，SiO₂4.6%，其余为各元素氧化物中的氧；在60℃下浸出窑渣铁精矿，低酸浸出时盐酸的浓度为2.5mol/L，液固比为10:1ml/g，浸出时间为180min；所得低酸浸出液备用，所得低酸浸出渣用5mol/L的盐酸按液固比为5:1ml/g进行高酸浸出30min，高酸浸出后浸出液盐酸浓度为2.6mol/L，可返回低酸浸出工序，按照低酸浸出条件继续浸出，高酸浸出所得浸出渣用于焙烧工艺；经低酸浸出和高酸浸出后，原料中Fe的浸出率为91.36%，Ag的浸出率为99.95%，铜的浸出率为96.34%，Pb的浸出率为99.55%，As的浸出率为90.54%，Zn的浸出率为60.79%；

此时低酸浸出液的pH值为1.5，符合还原银、铜时对溶液pH值的要求，于是在40℃下，往上述低酸浸出液中加入金属铁粉进行置换反应60min，然后固液分离，得到银铜渣和置换后液，铁粉的加入量为置换出所述低酸浸出液中所有银离子和铜离子所需单质铁的理论用量的1.1倍，经铁粉还原后，溶液中银的还原率为99.95%，铜的还原率为99.95%；

此时置换后液的pH值为2.4，调整置换后液的pH值至3.0后，升温至95℃，进行沉砷处理30min，过滤得到砷渣和沉砷后液；经沉砷处理后，砷的去除率为99.0%，所述砷渣为砷酸铁或臭葱石；

将沉砷后液通入H₂S气体进行硫化沉铅锌处理240min，得到铅锌渣和净化后液；H₂S的加入量是是将所述沉砷后液中所有铅离子和锌离子硫化沉淀成铅锌渣所需理论用量的6倍；在硫化沉淀成铅锌渣同时也能除去残留的砷，硫化沉铅锌处理后，沉砷后液中，铅的去除率为99.95%，Zn的去除率为97.55%，经沉砷处理和硫化沉铅锌处理后，砷的总去除率达到99.99%；

将净化后液装入喷雾容器中雾化为细小雾滴，在纯氧气气氛中，反应温度为400℃，热分解得到Fe₂O₃粉和HCl气体，回收HCl气体制得盐酸溶液返回浸出工序。

实施例3：

以湿法炼锌窑渣铁精矿为原料，原料的成分为：Fe56.5%，Ag256g/t，Cu2.5%，Zn2.5%，Pb0.99%，As0.49%，Al₂O₃1.8%，S4.75%，SiO₂3.4%，其余为各元素氧化物中的氧；在90℃下浸出窑渣铁精矿，低酸浸出时盐酸的浓度为3.0mol/L，液固比为5:1ml/g，浸出时间为30min；所得低酸浸出液备用，所得低酸浸出渣用6.0mol/L的盐酸按液固比为5:1ml/g进行高酸浸出30min，高酸浸出后浸出液盐酸浓度为3.2mol/L，可返回低酸浸出工序，按照低酸浸出条件继续浸出，高酸浸出所得浸出渣用于焙烧工艺；经低酸浸出和高酸浸出后，原料中Fe的浸出率为90.92%，Ag的浸出率为99.91%，铜的浸出率为98.32%，Pb的浸出率为99.74%，As的浸出率为92.69%，Zn的浸出率为62.49%；

此时低酸浸出液的pH值为0.5，符合还原银、铜时对溶液pH值的要求，于是在室温下，往上述低酸浸出液中加入金属铁粉进行置换反应30min，然后固液分离，得到银铜渣和置换后液，铁粉的加入量为置换出所述低酸浸出液中所有银离子和铜离子所需单质铁的理论用量的2.5倍，经铁粉还原后，溶液中银的还原率为98.9%，铜的还原率为98.5%；

此时置换后液的pH值为2.1，调整置换后液的pH值至3.0后，升温至80℃，进行沉砷处理180min，过滤得到砷渣和沉砷后液；经沉砷处理后，砷的去除率为砷的去除率为99.5%，所述砷渣为砷酸铁或臭葱石；

将沉砷后液升温至80℃后往其中加入硫化亚铁进行硫化沉铅锌处理180min，得到铅锌渣和净化后液；硫化亚铁的加入量是是将所述沉砷后液中所有铅离子和锌离子硫化沉淀成铅锌渣所需理论用量的3倍；在硫化沉淀成铅锌渣同时也能除去残留的砷，硫化沉铅锌处理后，沉砷后液中，铅的去除率为99.93%，Zn的去除率为99.42%，经沉砷处理和硫化沉铅锌处理后，砷的总去除率达到99.9%；

将净化后液装入喷雾容器中雾化为细小雾滴，在空气气氛中，反应温度为1000℃，热分解得到Fe₂O₃粉和HCl气体，回收HCl气体制得盐酸溶液返回浸出工序。

实施例4：

以湿法炼锌窑渣铁精矿为原料，原料的主要成分为：Fe60.0%，Ag350g/t，Cu2.8%，Zn2.2%，Pb2.1%，As2.0%，Al₂O₃1.6%，S5.8%，SiO₂2.8%；

在60℃下浸出窑渣铁精矿，低酸浸出时盐酸的浓度为3.0mol/L，液固比为10:1ml/g，浸出时间为120min；所得低酸浸出液备用，所得低酸浸出渣用5mol/L的盐酸按液固比为5:1ml/g进行高酸浸出120min，高酸浸出后浸出液盐酸浓度为3.1mol/L，可返回低酸浸出工序，按照低酸浸出条件继续浸出，高酸浸出所得浸出渣用于焙烧工艺；经低酸浸出和高酸浸出后，原料中Fe的浸出率为92.58%，Ag的浸出率为99.93%，铜的浸出率为99.15%，Pb的浸出率为99.47%，As的浸出率为92.38%，Zn的浸出率为57.94%；

此时低酸浸出液的pH值为1.3，符合还原银、铜时对溶液pH值的要求，于是在50℃，往上述低酸浸出液中加入金属铁粉进行置换反应30min，然后固液分离，得到银铜渣和置换后液，铁粉的加入量为置换出所述低酸浸出液中所有银离子和铜离子所需单质铁的理论用量的2倍，经铁粉还原后，溶液中银的还原率为99.7%，铜的还原率为99.6%；

此时置换后液的pH值为2.5，将溶液的pH值调至3.5，在75℃进行沉砷处理240min，过滤得到砷渣和沉砷后液；经沉砷处理后，砷的去除率为砷的去除率为95.2%，所述砷渣为砷酸铁或臭葱石；

将沉砷后液升温至80℃后往其中加入硫化亚铁进行硫化沉铅锌处理240min，得到铅锌渣和净化后液；硫化亚铁的加入量是是将所述沉砷后液中所有铅离子和锌离子硫化沉淀成铅锌渣所需理论用量的4倍；在硫化沉淀成铅锌渣同时也能除去残留的砷，硫化沉铅锌处理后，沉砷后液中，铅的去除率为99.84%，Zn的去除率为99.77%，经沉砷处理和硫化沉铅锌处理后，砷的总去除率达到99.1%；

将净化后液装入喷雾容器中雾化为细小雾滴，在纯氧气气氛中，反应温度为800℃，热分解得到Fe₂O₃粉和HCl气体，回收HCl气体制得盐酸溶液返回浸出工序。

实施例5：

以湿法炼锌窑渣铁精矿为原料，原料的成分为：Fe68%，Ag500g/t，Cu5.0%，Zn0.5%，Pb0.5%，As0.1%，Al₂O₃3.0%，S3.0%，SiO₂2.3%，其余为各元素氧化物中的氧；在室温下浸出窑渣铁精矿，低酸浸出时盐酸的浓度为3.0mol/L，液固比为10:1ml/g，浸出时间为30min；所得低酸浸出液备用，所得低酸浸出渣用6mol/L的盐酸按液固比为10:1ml/g进行高酸浸出30min，高酸浸出后浸出液盐酸浓度为2.9mol/L，可返回低酸浸出工序，按照低酸浸出条件继续浸出，高酸浸出所得浸出渣用于焙烧工艺；经低酸浸出和高酸浸出后，原料中Fe的浸出率为91.27%，Ag的浸出率为99.0%，铜的浸出率为99.0%，Pb的浸出率为98.1%，As的浸出率为93.2%，Zn的浸出率为55.1%；

此时低酸浸出液的pH值为0.5，符合还原银、铜时对溶液pH值的要求，于是在30℃，往上述低酸浸出液中加入金属铁粉进行置换反应20min，然后固液分离，得到银铜渣和置换后液，铁粉的加入量为置换出所述低酸浸出液中所有银离子和铜离子所需单质铁的理论用量的2倍，经铁粉还原后，溶液中银的还原率为99.5%，铜的还原率为99.3%；

此时置换后液的pH值为2.7，升温至80℃，进行沉砷处理240min，过滤得到砷渣和沉砷后液；经沉砷处理后，砷的去除率为砷的去除率为98.2%，所述砷渣为砷酸铁或臭葱石；

将沉砷后液升温至80℃后往其中加入硫化亚铁进行硫化沉铅锌处理240min，得到铅锌渣和净化后液；硫化亚铁的加入量是是将所述沉砷后液中所有铅离子和锌离子硫化沉淀成铅锌渣所需理论用量的2倍；在硫化沉淀成铅锌渣同时也能除去残留的砷，硫化沉铅锌处理后，沉砷后液中，铅的去除率为96.8%，Zn的去除率为95.6%，经沉砷处理和硫化沉铅锌处理后，砷的总去除率达到99.0%；

将净化后液装入喷雾容器中雾化为细小雾滴，在纯氧气气氛中，反应温度为800℃，热分解得到Fe₂O₃粉和HCl气体，回收HCl气体制得盐酸溶液返回浸出工序。

Claims (7)

1.一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，其特征在于包括下述步骤：

步骤一湿法炼锌窑渣铁精矿盐酸浸出

用0.5～3mol/L的盐酸对湿法炼锌窑渣铁精矿进行低酸浸出处理，所得低酸浸出液备用，所得低酸浸出渣用3～6mol/L的盐酸进行高酸浸出，高酸浸出所得浸出液返回用于低酸浸出，高酸浸出所得浸出渣在锌精矿焙烧工序处理；所述浸出为逆流浸出，低酸浸出时，控制浸出温度为室温至90℃、时间为30～240min、液固比为5:1～20:1ml/g；高酸浸出时，控制浸出温度为室温至80℃、浸出时间为30～180min、液固比为5:1～20:1ml/g；

步骤二铁粉置换铜、银

将上述低酸浸出液的pH值调到0.5～1.5，往其中加入铁粉，进行置换反应后液固分离，得到银铜渣和置换后液；铁粉的加入量为置换出所述低酸浸出液中所有银离子和铜离子所需单质铁的理论用量的1.1～2.5倍；

步骤三沉砷

将置换后液的pH值调到2.0～3.5，在60～95℃下进行沉砷处理，得到沉砷渣和沉砷后液；

步骤四铅、锌硫化沉淀

将硫化剂加入沉砷后液中，使溶液中的铅、锌离子生成硫化物沉淀，得到铅锌渣和净化后液；硫化剂的加入量是将所述沉砷后液中所有铅离子和锌离子硫化沉淀成铅锌渣所需理论用量的2～6倍；所述硫化剂为二价硫的金属硫化物或H₂S；

步骤五FeCl₂水溶液喷雾热分解

将净化后液装入喷雾容器，以含氧气体作为载气，在400～1000℃进行喷雾热解，得到Fe₂O₃粉和HCl气体，HCl气体经水吸收后制成高浓度盐酸，返回高酸浸出工序使用。

2.根据权利要求1所述的一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，其特征在于：

所述湿法炼锌窑渣铁精矿以质量百分比计包括以下主要成分：

铁：40％～68％，

铜  0.5％～5％，

锌  0.5％～5％，

铅  0.5％～5％，

砷  0.1％～5％，

硫  3.0％～10％，

Al₂O₃ 1％～3％，

SiO₂ 2.3％～6.8％；

所述铁精矿中还包括银，银的含量为10～1000g/t。

3.根据权利要求1所述的一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，其特征在于：步骤二中，所用铁粉的比表面积为0.17～0.36m²/g；置换反应时，控制温度为室温至50℃、时间为20～120min。

4.根据权利要求1所述的一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，其特征在于：步骤三中，所述沉砷渣为砷酸铁或臭葱石。

5.根据权利要求1所述的一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，其特征在于：步骤四中，铅、锌硫化沉淀时，控制溶液的温度为室温至80℃。

6.根据权利要求1所述的一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，其特征在于：步骤四中，所述二价硫的金属硫化物为硫化亚铁或黄铁矿，所述黄铁矿中FeS₂的质量百分含量≥90％。

7.根据权利要求1所述的一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法，其特征在于：步骤五中，将净化后的FeCl₂溶液在氧气或空气气氛下采用喷雾热分解技术制备Fe₂O₃粉并回收HCl制备盐酸，喷雾热分解温度控制在400～1000℃。