CN106435205A - 处理锌浸出渣的***和方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了处理锌浸出渣的***和方法，该***包括：锌浸出渣磨细装置，还原剂磨细装置和助熔剂磨细装置；混合装置，具有锌浸出渣细料入口、还原剂细料入口、助熔剂细料入口和混合物料出口；成型装置，具有混合物料入口和混合球团出口；干燥装置，具有混合球团入口和干燥球团出口；旋转床，具有干燥球团入口、含铅锌银烟尘出口和含铁高温焙烧产物出口；水淬装置，具有含铁高温焙烧产物入口和水淬料出口；磨矿‑磁选单元，具有水淬料入口、金属铁粉出口和尾矿出口。采用该***可以实现锌浸出渣中铅锌银铁有价金属元素的综合回收利用，其中，铅、锌的回收率为95％以上，银的回收率为90％左右)，所得金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。

Description

处理锌浸出渣的***和方法
技术领域
本发明属于资源再生利用技术领域，具体而言，本发明涉及一种处理锌浸出渣的***和方法。
背景技术
锌浸出渣是湿法炼锌过程中产生的一种固体废弃渣，含有锌、铅、铜、铁、镓、锗、铟和银等有价金属元素，具有极大的综合利用价值。当前，对湿法炼锌浸出渣处理的工艺主要有湿法工艺、火法工艺、浮选工艺、选冶联合工艺等。在实际生产过程中，无论采用火法工艺还是湿法工艺都存在工艺条件苛刻、耐火材料消耗大、设备投资和维修费用高、工作环境差、能耗高等缺点。此外，若采用单一浮选工艺则渣中有价金属难于回收，废渣二次利用效果不理想。
因此，现有对湿法炼锌浸出渣处理的技术有待进一步改进。
发明内容
本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种处理锌浸出渣的***和方法，采用该***可以实现锌浸出渣中铅锌银铁有价金属元素的综合回收利用，其中，铅、锌的回收率为95％以上，银的回收率为90％左右)，所得金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。
在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理锌浸出渣的***。根据本发明的实施例，所述***包括：
锌浸出渣磨细装置，所述锌浸出渣磨细装置具有锌浸出渣入口和锌浸出渣细料出口；
还原剂磨细装置，所述还原剂磨细装置具有还原剂入口和还原剂细料出口；
助熔剂磨细装置，所述助熔剂磨细装置具有助熔剂入口和助熔剂细料出口；
混合装置，所述混合装置具有锌浸出渣细料入口、还原剂细料入口、助熔剂细料入口和混合物料出口，所述锌浸出渣细料入口与所述锌浸出渣出口相连，所述还原剂细料入口与所述还原剂细料出口相连，所述助熔剂细料入口与所述助熔剂细料出口相连；
成型装置，所述成型装置具有混合物料入口和混合球团出口，所述混合物料入口与所述混合物料出口相连；
干燥装置，所述干燥装置具有混合球团入口和干燥球团出口，所述混合球团入口与所述混合球团出口相连；
旋转床，所述旋转床具有干燥球团入口、含铅锌银烟尘出口和含铁高温焙烧产物出口，所述干燥球团入口与所述干燥球团出口相连；
水淬装置，所述水淬装置具有含铁高温焙烧产物入口和水淬料出口，所述含铁高温焙烧产物入口与所述含铁高温焙烧产物出口相连；
磨矿-磁选单元，所述磨矿-磁选单元具有水淬料入口、金属铁粉出口和尾矿出口。
由此，根据本发明实施例的处理锌浸出渣的***通过将锌浸出渣、还原剂和助熔剂分别在磨细装置中磨细、混合装置中混合和成型装置中成型，可以显著增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，从而使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，提高后续旋转床中相关反应的反应速率，同时，通过将锌浸出渣磨细，可以显著降低后续旋转床内的还原温度，从而降低了***能耗；其次将上述得到的混合球团进行干燥，可以去除混合球团中的水分，疏通球体内部的孔径，提高球体的机械强度，然后将所得干燥球团供给至旋转床中，还原剂在旋转床中首先发生热解反应，生成CO、H2等还原性气体，不产生氮氧化物等污染气体，然后发生还原反应，并且由于旋转床内为绝氧条件，随着反应的进行，CO浓度不断提高，从而可以显著促进还原反应的进行，其中锌浸出渣中的铅锌银以烟尘形式从旋转床排出后得以回收利用(铅、锌的回收率为95％以上，银的回收率为90％左右)，然后将所得到的含铁高温焙烧产物依次供给至水淬装置、磨矿-磁选装置中可以有效分离得到金属铁粉(金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右)，从而回收了锌浸出渣中的铁元素。由此，采用该***可以实现锌浸出渣中铅锌银铁有价金属元素的综合回收利用，同时工艺简单，能耗低。
另外，根据本发明上述实施例的处理锌浸出渣的***，还可以具有如下附加的技术特征：
在本发明的一些实施例中，所述成型装置为压球机或造球机。由此，可以显著增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，从而可以提高后续旋转床中相关反应的反应速率。
在本发明的一些实施例中，所述磨矿-磁选单元包括依次相连的一段磨矿装置、一段磁选装置、二段磨矿装置和二段磁选装置。由此，可以显著提高金属铁的回收率。
在本发明的一些实施例中，所述一段磨矿装置和所述二段磨矿装置分别独立地为棒磨机或球磨机。由此，可以进一步提高金属铁的回收率。
在本发明的一些实施例中，所述一段磁选装置和所述二段磁选装置分别独立地为磁选机或磁选管。由此，可以进一步提高金属铁的回收率。
在本发明的再一个方面，本发明提出了一种采用上述处理锌浸出渣的***处理锌浸出渣的方法，根据本发明的实施例，该方法包括：
(1)将锌浸出渣供给至所述锌浸出渣磨细装置中进行磨细处理，以便得到锌浸出渣细料；
(2)将还原剂供给至所述还原剂磨细装置中进行磨细处理，以便得到还原剂细料；
(3)将助熔剂供给至所述助熔剂磨细装置中进行磨细处理，以便得到助熔剂细料；
(4)将所述锌浸出渣细料、所述还原剂细料和所述助熔剂细料供给至所述混合装置中进行混合处理，以便得到混合物料；
(5)将所述混合物料供给至所述成型装置中进行成型处理，以便得到混合球团；
(6)将所述混合球团供给至所述干燥装置中进行干燥处理，以便得到干燥球团；
(7)将所述干燥球团供给至所述旋转床中进行还原处理，以便得到含铅锌银烟尘和含铁高温焙烧产物；
(8)将所述含铁高温焙烧产物供给至所述水淬装置中进行水淬处理，以便得到水淬料；
(9)将所述水淬料供给至所述磨矿-磁选单元中进行磨矿-磁选处理，以便得到金属铁粉和尾矿。
由此，根据本发明实施例的处理锌浸出渣的方法通过将锌浸出渣、还原剂和助熔剂分别在磨细装置中磨细、混合装置中混合和成型装置中成型，可以显著增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，从而使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，提高后续旋转床中相关反应的反应速率，同时，通过将锌浸出渣磨细，可以显著降低后续旋转床内的还原温度，从而降低了***能耗；其次将上述得到的混合球团进行干燥，可以去除混合球团中的水分，疏通球体内部的孔径，提高球体的机械强度，然后将所得干燥球团供给至旋转床中，还原剂在旋转床中首先发生热解反应，生成CO、H2等还原性气体，不产生氮氧化物等污染气体，然后发生还原反应，并且由于旋转床内为绝氧条件，随着反应的进行，CO浓度不断提高，从而可以显著促进还原反应的进行，其中锌浸出渣中的铅锌银以烟尘形式从旋转床排出后得以回收利用(铅、锌的回收率为95％以上，银的回收率为90％左右)，然后将所得到的含铁高温焙烧产物依次供给至水淬装置、磨矿-磁选装置中可以有效分离得到金属铁粉(金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右)，从而回收了锌浸出渣中的铁元素。由此，采用该方法可以实现锌浸出渣中铅锌银铁有价金属元素的综合回收利用，同时工艺简单，能耗低。
另外，根据本发明上述实施例的处理锌浸出渣的方法还可以具有如下附加的技术特征：
在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述还原剂为选自褐煤和长焰煤中的至少一种。由此，可以显著提高旋转床内还原反应的效率，且经济环保。
在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述助熔剂为选自生石灰、石灰石、碳酸钙和白云石中的至少一种。由此，有利于降低旋转床的能耗。
在本发明的一些实施例中，所述锌浸出渣细料、所述还原剂细料和所述助熔剂细料的粒径分别独立地不高于10微米。由此，可以显著增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，从而可以提高后续旋转床中相关反应的反应速率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，将所述锌浸出渣细料、所述还原剂细料和所述助熔剂细料按照质量比为(70～90)：(10～15)：(5～10)进行混合。由此，可以显著提高锌浸出渣中铅锌银铁的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(7)中，所述还原处理的温度为900～1050摄氏度，时间为30～40分钟。由此，可以进一步提高旋转床中还原反应的反应速率，同时提高有价金属铅、锌、银和铁等元素的回收率。
在本发明的一些实施例中，步骤(9)按照下列步骤进行：(9-1)将所述水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理，以便得到一段磨矿料；(9-2)将所述一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理，以便得到一段金属铁粉和所述尾矿；(9-3)将所述一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理，以便得到二段磨矿料；(9-4)将所述二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理，以便得到所述金属铁粉和所述尾矿，由此，可以显著提高金属铁的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(9-1)中，所述一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占70～80％。由此，可以进一步提高金属铁的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(9-2)中，所述一段磁选处理的磁场强度为1600～1800Oe。由此，可以进一步提高金属铁的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(9-3)中，所述二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％。由此，可以进一步提高金属铁的回收率。
在本发明的一些实施例中，在步骤(9-4)中，所述二段磁选处理的磁场强度为800～1200Oe。由此，可以进一步提高金属铁的回收率。
本发明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，或通过本发明的实践了解到。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：
图1是根据本发明一个实施例的处理锌浸出渣的***结构示意图；
图2是根据本发明再一个实施例的处理锌浸出渣的***结构示意图；
图3是根据本发明一个实施例的处理锌浸出渣的方法流程示意图；
图4是根据本发明再一个实施例的处理锌浸出渣的方法流程示意图；
图5是根据本发明又一个实施例的处理锌浸出渣的***结构示意图；
图6是对比例1-3的处理锌浸出渣的***结构示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。
在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体；可以是机械连接，也可以是电连接；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系，除非另有明确的限定。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。
在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理锌浸出渣的***。根据本发明的实施例，参考图1，该***包括：锌浸出渣磨细装置100、还原剂磨细装置200、助熔剂磨细装置300、混合装置400、成型装置500、干燥装置600、旋转床700、水淬装置800和磨矿-磁选单元900。
根据本发明的实施例，锌浸出渣磨细装置100具有锌浸出渣入口101和锌浸出渣细料出口102，且适于将锌浸出渣进行磨细处理，以便得到锌浸出渣细料。由此，可以显著增大后续过程中锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，从而使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，提高后续旋转床中相关反应的反应速率，同时通过将锌浸出渣磨细，可以显著降低后续旋转床内的还原温度，从而降低了***能耗。
根据本发明的一个实施例，锌浸出渣细料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，锌浸出渣细料的粒径可以不高于10微米。由此，不仅可以显著提高后续还原过程中的反应速率，而且可以降低***能耗。
根据本发明的实施例，还原剂磨细装置200具有还原剂入口201和还原剂细料出口202，且适于将还原剂进行磨细处理，以便得到还原剂细料。由此，可以进一步增加后续过程中锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者的接触面积，提高后续旋转床中相关反应的反应速率。
根据本发明的一个实施例，还原剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，还原剂可以为选自褐煤和长焰煤中的至少一种。发明人发现，采用该类还原剂可以明显优于其他类型提高旋转床内还原反应的效率，且经济环保。
根据本发明的再一个实施例，还原剂细料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，还原剂细料的粒径可以不高于10微米。由此，可以进一步提高后续还原过程中的反应速率。
根据本发明的实施例，助熔剂磨细装置300具有助熔剂入口301和助熔剂细料出口302，且适于将助熔剂进行磨细处理，以便得到助熔剂细料。由此，可以进一步增加后续过程中锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者的接触面积，提高后续旋转床中相关反应的反应速率。
根据本发明的一个实施例，助熔剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，助熔剂可以为选自生石灰、石灰石、碳酸钙和白云石中的至少一种。发明人发现，采用该类助熔剂可以显著优于其他类型降低旋转床内的能耗。
根据本发明的再一个实施例，助熔剂细料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，助熔剂细料的粒径可以为不高于10微米。由此，可以进一步提高后续还原过程中的反应速率以及大幅度降低***能耗。
根据本发明的实施例，混合装置400具有锌浸出渣细料入口401、还原剂细料入口402、助熔剂细料入口403和混合物料出口404，锌浸出渣细料入口401与锌浸出渣细料出口102相连，还原剂细料入口402与还原剂细料出口202相连，助熔剂细料入口403与助熔剂细料出口302相连，且适于将锌浸出渣细料、还原剂细料和助熔剂细料进行混合处理，以便得到混合物料。由此，可以显著增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，从而可以提高后续旋转床中相关反应的反应速率。
根据本发明的一个实施例，锌浸出渣细料、还原剂细料和助熔剂细料的混合比例并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，锌浸出渣细料、还原剂细料和助熔剂细料可以按照质量比为(70～90)：(10～15)：(5～10)进行混合。发明人发现，当还原剂细料与锌浸出渣细料的质量比过高时，会造成还原剂细料的浪费；而当还原剂细料与锌浸出渣细料的质量比过低时，则会造成锌浸出渣细料还原不彻底，从而降低有价金属元素的综合回收利用率；而助熔剂细料与锌浸出渣细料的质量比过高过低都会降低有价金属元素的综合回收利用率，具体的：当助熔剂细料与锌浸出渣细料的质量比过高时，会导致在旋转床内整个反应过于剧烈，球团熔化，不利于出料；而当助熔剂细料与锌浸出渣细料的质量比过低时，则会导致助熔剂不能有效促进反应进行。
根据本发明的实施例，成型装置500具有混合物料入口501和混合球团出口502，混合物料入口501与混合物料出口404相连，且适于将混合物料进行成型处理，以便得到混合球团。由此，可以增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，从而可以提高后续旋转床中相关反应的反应速率。具体的，成型装置可以为压球机或造球机。需要说明的是，本领域技术人员可以根据实际需要对混合球团的粒径进行选择。
根据本发明的实施例，干燥装置600具有混合球团入口601和干燥球团出口602，混合球团入口601与混合球团出口502相连，且适于将混合球团进行干燥处理，以便得到干燥球团。由此，可以去除混合球团中的水分，疏通球体内部的孔径，提高球体的机械强度。
根据本发明的实施例，旋转床700具有干燥球团入口701、含铅锌银烟尘出口702和含铁高温焙烧产物出口703，干燥球团入口701与干燥球团出口602相连，且适于将干燥球团进行还原处理，以便得到含铅锌银烟尘和含铁高温焙烧产物。具体的，在旋转床内，物料均匀布于旋转料床上，料床随炉底机械转动，炉墙上安装多个蓄热式辐射管燃烧器，燃烧器在辐射管内燃烧，通过炉床上下辐射管管壁辐射加热物料，有利于旋转床内的物料受热均匀，从而增加反应速率，并且辐射管端部装有蓄热体用于回收烟气显热，所回收的热量可用于预热助燃空气和低热值的燃料气，由此，可显著降低旋转床能耗，同时采用蓄热式辐射管辐射加热，可提高还原剂的利用效率，从而降低了还原剂的用量，节约成本，并且还原剂在旋转床中首先发生热解反应，生成CO、H2等物质，不产生氮氧化物等污染气体，然后发生还原反应，由于旋转床内为绝氧条件，随着反应的进行，CO浓度不断提高，促进了还原反应的进行，从而可以实现还原剂的高效利用，得到含铅锌银烟尘(铅、锌的回收率为95％以上，银的回收率为90％左右)和含铁高温焙烧产物。
根据本发明的一个实施例，还原处理的条件并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，还原处理的温度可以为900～1050摄氏度，时间可以为30～40分钟。发明人发现，采用该还原处理条件可以显著优于其他提高锌浸出渣中铅锌银铁的回收率。
根据本发明的实施例，水淬装置800具有含铁高温焙烧产物入口801和水淬料出口802，含铁高温焙烧产物入口801与含铁高温焙烧产物出口703相连，且适于将含铁高温焙烧产物进行水淬处理，以便得到水淬料。由此，可以显著提高后续过程中的磨矿效率。
根据本发明的实施例，磨矿-磁选单元900具有水淬料入口901、金属铁粉出口902和尾矿出口903，水淬料入口901与水淬料出口802相连，且适于将水淬料进行磨矿-磁选处理，以便得到金属铁粉和尾矿。由此，可以实现锌浸出渣中铁元素的回收利用，并且所得金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。
根据本发明的一个实施例，参考图2，磨矿-磁选单元900可以包括依次相连的一段磨矿装置91、一段磁选装置92、二段磨矿装置93和二段磁选装置94。
根据本发明的一个实施例，水淬料入口901设置在一段磨矿装置91上，并且一段磨矿装置91还设置有一段磨矿料出口911，一段磨矿装置91上适于将水淬料进行一段磨矿处理，以便得到一段磨矿料。由此，可以显著提高锌浸出渣中铁元素的回收率。
根据本发明的一个实施例，一段磨矿料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的可以占70～80％。发明人发现，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占比过高过低时均会降低锌浸出渣中铁元素的回收率。具体的：当一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占比过低时，无法实现矿物的单体解离，而过高则浪费能量，且矿物粒度过细不利于后续磁选处理。
根据本发明的再一个具体实施例，一段磁选装置92上可以设置有一段磨矿料入口921、一段金属铁粉出口922和尾矿出口903，一段磨矿料入口921与一段磨矿料出口911相连，一段磁选装置92适于将上述一段磨矿装置91得到的一段磨矿料进行一段磁选处理，以便得到一段金属铁粉和尾矿。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明的一个实施例，一段磁选处理的条件并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，一段磁选处理的磁场强度可以为1600～1800Oe。发明人发现，一段磁选处理的磁场强度过高会导致所得一段金属铁粉品位较低，过低则不能有效回收一段金属铁粉，从而影响铁元素的回收利用率。
根据本发明的又一个具体实施例，二段磨矿装置93上可以设置有一段金属铁粉入口931和二段磨矿料出口932，一段金属铁粉入口931与一段含硫金属铁粉出口922相连，且适于将一段磁选装置中得到的一段金属铁粉进行二段磨矿处理，以便得到二段磨矿料。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明的一个实施例，二段磨矿料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％。发明人发现，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占比过高过低时均会降低锌浸出渣中铁元素的回收率。具体的：当二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占比过低时，无法实现矿物的单体解离，而过高则浪费能量，且矿物粒度过细不利于后续磁选处理。
根据本发明的又一个具体实施例，金属铁粉出口902和尾矿出口903可以设置在二段磁选装置94上，并且二段磁选装置94上可以设置有二段磨矿料入口941，二段磨矿料入口941与二段磨矿料出口932相连，且适于将上述二段磨矿装置中得到的二段磨矿料进行二段磁选处理，以便得到金属铁粉和尾矿。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明的又一个实施例，二段磁选处理的条件并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，二段磁选处理的磁场强度可以为800～1200Oe。发明人发现，二段磁选处理的磁场强度过高会导致所得金属铁粉品位较低，过低则不能有效回收金属铁粉，从而影响铁元素的回收利用率。在实验中，发明人发现一段磁选处理的目的是尽可能回收金属化球团中的铁元素，而二段磁选处理的目的是获得铁品位较高的精矿，由此，发明人经过大量实验意外发现，当二段磁选处理的磁场强度低于一段磁选处理的磁场强度时可有效提高铁元素的回收利用率。
根据本发明的再一个实施例，一段磨矿装置91和二段磨矿装置93的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，一段磨矿装置91和二段磨矿装置93可以分别独立地为棒磨机或球磨机。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明的又一个实施例，一段磁选装置92和二段磁选装置94的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，一段磁选装置92和二段磁选装置94可以分别独立地为磁选机或磁选管。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明实施例的处理锌浸出渣的***通过将锌浸出渣、还原剂和助熔剂分别在磨细装置中磨细、混合装置中混合和成型装置中成型，可以显著增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，从而使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，提高后续旋转床中相关反应的反应速率，同时，通过将锌浸出渣磨细，可以显著降低后续旋转床内的还原温度，从而降低了***能耗；其次将上述得到的混合球团进行干燥，可以去除混合球团中的水分，疏通球体内部的孔径，提高球体的机械强度，然后将所得干燥球团供给至旋转床中，还原剂在旋转床中首先发生热解反应，生成CO、H2等还原性气体，不产生氮氧化物等污染气体，然后发生还原反应，并且由于旋转床内为绝氧条件，随着反应的进行，CO浓度不断提高，从而可以显著促进还原反应的进行，其中锌浸出渣中的铅锌银以烟尘形式从旋转床排出后得以回收利用(铅、锌的回收率为95％以上，银的回收率为90％左右)，然后将所得到的含铁高温焙烧产物依次供给至水淬装置、磨矿-磁选装置中可以有效分离得到金属铁粉(金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右)，从而回收了锌浸出渣中的铁元素。由此，采用该***可以实现锌浸出渣中铅锌银铁有价金属元素的综合回收利用，同时工艺简单，能耗低。
如上所述，根据本发明实施例的处理锌浸出渣的***可具有选自下列的优点至少之一：
根据本发明实施例的处理锌浸出渣的***可用于多种含铅、锌等挥发物的废渣、冶金尘泥等，应用范围广；
根据本发明实施例的处理锌浸出渣的***利用旋转床-磨矿磁选流程处理锌浸出渣，通过将锌浸出渣磨细，降低了还原温度，实现了铁、铅、锌和银的综合回收；
根据本发明实施例的处理锌浸出渣的***采用蓄热式辐射管加热方式，提高了煤的利用效率降低了煤用量，节约成本，同时有效避免烧嘴堵塞；
根据本发明实施例的处理锌浸出渣的***的处理过程工艺简单，易于操作，易于规模生产，有效实现了有价金属元素资源的回收利用。
在本发明的再一个方面，本发明提出了一种利用上述处理锌浸出渣的***处理锌浸出渣的方法。根据本发明的实施例，参考图3，该方法包括：
S100：将锌浸出渣供给至锌浸出渣磨细装置中进行磨细处理
该步骤中，将锌浸出渣供给至锌浸出渣磨细装置中进行磨细处理，以便得到锌浸出渣细料。由此，可以显著增大后续过程中锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，从而使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，提高后续旋转床中相关反应的反应速率，同时通过将锌浸出渣磨细，可以显著降低后续旋转床内的还原温度，从而降低了***能耗。
根据本发明的一个实施例，锌浸出渣细料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，锌浸出渣细料的粒径可以不高于10微米。由此，不仅可以显著提高后续还原过程中的反应速率，而且可以降低***能耗。
S200：将还原剂供给至还原剂磨细装置中进行磨细处理
该步骤中，将还原剂供给至还原剂磨细装置中进行磨细处理，以便得到还原剂细料。由此，可以进一步增加后续过程中锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者的接触面积，提高后续旋转床中相关反应的反应速率。
根据本发明的一个实施例，还原剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，还原剂可以为选自褐煤和长焰煤中的至少一种。发明人发现，采用该类还原剂可以明显优于其他类型提高旋转床内还原反应的效率，且经济环保。
根据本发明的再一个实施例，还原剂细料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，还原剂细料的粒径可以不高于10微米。由此，可以进一步提高后续还原过程中的反应速率。
S300：将助熔剂供给至助熔剂磨细装置中进行磨细处理
该步骤中，将助熔剂供给至助熔剂磨细装置中进行磨细处理，以便得到助熔剂细料。由此，可以进一步增加后续过程中锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者的接触面积，提高后续旋转床中相关反应的反应速率。
根据本发明的一个实施例，助熔剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，助熔剂可以为选自生石灰、石灰石、碳酸钙和白云石中的至少一种。发明人发现，采用该类助熔剂可以显著优于其他类型降低旋转床内的能耗。
根据本发明的再一个实施例，助熔剂细料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，助熔剂细料的粒径可以为不高于10微米。由此，可以进一步提高后续还原过程中的反应速率以及大幅度降低***能耗。S400：将锌浸出渣细料、还原剂细料和助熔剂细料供给至混合装置中进行混合处理
该步骤中，将锌浸出渣细料、还原剂细料和助熔剂细料供给至混合装置中进行混合处理，以便得到混合物料。由此，可以显著增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，从而可以提高后续旋转床中相关反应的反应速率。
根据本发明的一个实施例，锌浸出渣细料、还原剂细料和助熔剂细料的混合比例并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，锌浸出渣细料、还原剂细料和助熔剂细料可以按照质量比为(70～90)：(10～15)：(5～10)进行混合。发明人发现，当还原剂细料与锌浸出渣细料的质量比过高时，会造成还原剂细料的浪费；而当还原剂细料与锌浸出渣细料的质量比过低时，则会造成锌浸出渣细料还原不彻底，从而降低有价金属元素的综合回收利用率。而助熔剂细料与锌浸出渣细料的质量比过高过低都会降低有价金属元素的综合回收利用率，具体的：当助熔剂细料与锌浸出渣细料的质量比过高时，会导致在旋转床内整个反应过于剧烈，球团熔化，不利于出料；而当助熔剂细料与锌浸出渣细料的质量比过低时，则会导致助熔剂不能有效促进反应进行。
S500：将混合物料供给至成型装置中进行成型处理
该步骤中，将混合物料供给至成型装置中进行成型处理，以便得到混合球团。由此，可以增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，从而可以提高后续旋转床中相关反应的反应速率。具体的，成型装置可以为压球机或造球机。需要说明的是，本领域技术人员可以根据实际需要对混合球团的粒径进行选择。
S600：将混合球团供给至干燥装置中进行干燥处理
该步骤中，将混合球团供给至干燥装置中进行干燥处理，以便得到干燥球团。由此，可以去除混合球团中的水分，疏通球体内部的孔径，提高球体的机械强度。
S700：将干燥球团供给至旋转床中进行还原处理
该步骤中，将干燥球团供给至旋转床中进行还原处理，以便得到含铅锌银烟尘和含铁高温焙烧产物。具体的，在旋转床内，物料均匀布于旋转料床上，料床随炉底机械转动，炉墙上安装多个蓄热式辐射管燃烧器，燃烧器在辐射管内燃烧，通过炉床上下辐射管管壁辐射加热物料，有利于旋转床内的物料受热均匀，从而增加反应速率，并且辐射管端部装有蓄热体用于回收烟气显热，所回收的热量可用于预热助燃空气和低热值的燃料气，由此，可显著降低旋转床能耗，同时采用蓄热式辐射管辐射加热，可提高还原剂的利用效率，从而降低了还原剂的用量，节约成本，并且还原剂在旋转床中首先发生热解反应，生成CO、H2等物质，不产生氮氧化物等污染气体，然后发生还原反应，由于旋转床内为绝氧条件，随着反应的进行，CO浓度不断提高，促进了还原反应的进行，从而可以实现还原剂的高效利用，得到含铅锌银烟尘(铅、锌的回收率为95％以上，银的回收率为90％左右)和含铁高温焙烧产物。
根据本发明的一个实施例，还原处理的条件并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，还原处理的温度可以为900～1050摄氏度，时间可以为30～40分钟。发明人发现，采用该还原处理条件可以显著优于其他提高锌浸出渣中铅锌银铁的回收率。
S800：将含铁高温焙烧产物供给至水淬装置中进行水淬处理
该步骤中，将含铁高温焙烧产物供给至水淬装置中进行水淬处理，以便得到水淬料。由此，可以显著提高后续过程中的磨矿效率。
S900：将水淬料供给至磨矿-磁选单元中进行磨矿-磁选处理
该步骤中，将水淬料供给至磨矿-磁选单元中进行磨矿-磁选处理，以便得到金属铁粉和尾矿。由此，可以实现锌浸出渣中铁元素的回收利用，并且所得金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。
根据本发明的一个实施例，参考图4，步骤S900可以按照下列步骤进行：
S910：将水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理
该步骤中，将水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理，以便得到一段磨矿料。由此，可以显著提高锌浸出渣中铁元素的回收率。
根据本发明的一个实施例，一段磨矿料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的可以占70～80％。发明人发现，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占比过高过低时均会降低锌浸出渣中铁元素的回收率。具体的：当一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占比过低时，无法实现矿物的单体解离，而过高则浪费能量，且矿物粒度过细不利于后续磁选处理。
S920：将一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理
该步骤中，将一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理，以便得到一段金属铁粉和尾矿。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明的一个实施例，一段磁选处理的条件并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，一段磁选处理的磁场强度可以为1600～1800Oe。发明人发现，一段磁选处理的磁场强度过高会导致所得一段金属铁粉品位较低，过低则不能有效回收一段金属铁粉，从而影响铁元素的回收利用率。
S930：将一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理
该步骤中，将一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理，以便得到二段磨矿料。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明的一个实施例，二段磨矿料的粒径并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％。发明人发现，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占比过高过低时均会降低锌浸出渣中铁元素的回收率。具体的：当二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占比过低时，无法实现矿物的单体解离，而过高则浪费能量，且矿物粒度过细不利于后续磁选处理。
S940：将二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理
该步骤中，将二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理，以便得到金属铁粉和尾矿。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明的又一个实施例，二段磁选处理的条件并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，二段磁选处理的磁场强度可以为800～1200Oe。发明人发现，二段磁选处理的磁场强度过高会导致所得金属铁粉品位较低，过低则不能有效回收金属铁粉，从而影响铁元素的回收利用率。在实验中，发明人发现一段磁选处理的目的是尽可能回收金属化球团中的铁元素，而二段磁选处理的目的是获得铁品位较高的精矿，由此，发明人经过大量实验意外发现，当二段磁选处理的磁场强度低于一段磁选处理的磁场强度时可有效提高铁元素的回收利用率。
根据本发明的再一个实施例，一段磨矿装置和二段磨矿装置的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，一段磨矿装置和二段磨矿装置可以分别独立地为棒磨机或球磨机。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明的又一个实施例，一段磁选装置和二段磁选装置的具体类型并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择。根据本发明的一个具体实施例，一段磁选装置和二段磁选装置可以分别独立地为磁选机或磁选管。由此，可以进一步提高锌浸出渣中铁元素的回收利用率。
根据本发明实施例的处理锌浸出渣的方法通过将锌浸出渣、还原剂和助熔剂分别在磨细装置中磨细、混合装置中混合和成型装置中成型，可以显著增大锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者之间的接触面积，从而使得锌浸出渣、还原剂和助熔剂三者充分接触，提高后续旋转床中相关反应的反应速率，同时，通过将锌浸出渣磨细，可以显著降低后续旋转床内的还原温度，从而降低了***能耗；其次将上述得到的混合球团进行干燥，可以去除混合球团中的水分，疏通球体内部的孔径，提高球体的机械强度，然后将所得干燥球团供给至旋转床中，还原剂在旋转床中首先发生热解反应，生成CO、H2等还原性气体，不产生氮氧化物等污染气体，然后发生还原反应，并且由于旋转床内为绝氧条件，随着反应的进行，CO浓度不断提高，从而可以显著促进还原反应的进行，其中锌浸出渣中的铅锌银以烟尘形式从旋转床排出后得以回收利用(铅、锌的回收率为95％以上，银的回收率为90％左右)，然后将所得到的含铁高温焙烧产物依次供给至水淬装置、磨矿-磁选装置中可以有效分离得到金属铁粉(金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右)，从而回收了锌浸出渣中的铁元素。由此，采用该方法可以实现锌浸出渣中铅锌银铁有价金属元素的综合回收利用，同时工艺简单，能耗低。
下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。
实施例1
锌浸出渣的组成为：全铁质量分数为20.12wt％，Zn质量分数为14.87wt％，Pb质量分数为3.34wt％，Ag质量分数为0.012wt％；还原剂选用褐煤，组成成分为：固定碳31.28wt％，挥发分27.13wt％，灰分12.6wt％；助熔剂选用石灰石。参考图5，按下列步骤进行处理：
(1)将上述锌浸出渣供给至锌浸出渣磨细装置中进行磨细处理，得到锌浸出渣细料，锌浸出渣细料的粒径不高于10微米；
(2)将上述褐煤供给至还原剂磨细装置中进行磨细处理，得到褐煤细料，褐煤细料的粒径不高于10微米；
(3)将上述石灰石供给至助熔剂磨细装置中进行磨细处理，得到石灰石细料，石灰石细料的粒径不高于10微米；
(4)将上述锌浸出渣细料、褐煤细料和石灰石细料供给至混合装置中按照质量比80：12：8的比例混合进行混合处理，得到混合物料；
(5)将上述混合物料供给至成型装置中进行成型处理，得到混合球团；
(6)将上述混合球团供给至干燥装置中进行干燥处理，得到干燥球团；
(7)将上述干燥球团供给至旋转床中进行还原处理，还原处理的温度为900～1050摄氏度，还原30～40分钟，即可从旋转床顶部管道中的含铅锌银烟尘中回收铅、锌、银等有价金属，待还原结束后从旋转床排出含铁高温焙烧产物，经过对烟尘的成分进行分析，铅、锌、银的回收率均在95％以上；
(8)将上述含铁高温焙烧产物供给至水淬装置中进行水淬处理，得到水淬料；
(9)将上述水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理，得到一段磨矿料，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占70～80％；接着将上述一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理，得到一段金属铁粉和尾矿，一段磁选处理的磁场强度为1600～1800Oe；然后将上述一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理，得到二段磨矿料，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％；最后将上述二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理，得到金属铁粉和尾矿，二段磁选处理的磁场强度为800～1200Oe，得到金属铁粉和尾矿，所得的金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。
实施例2
锌浸出渣的组成为：全铁质量分数为21.58wt％，Zn质量分数为15.64wt％，Pb质量分数为3.85wt％，Ag质量分数为0.015wt％；还原剂选用长焰煤，组成成分为：固定碳47.38wt％，挥发分44.60wt％，灰分4.39wt％；助熔剂选用生石灰。参考图5，按下列步骤进行处理：
(1)将上述锌浸出渣供给至锌浸出渣磨细装置中进行磨细处理，得到锌浸出渣细料，锌浸出渣细料的粒径不高于10微米；
(2)将上述长焰煤供给至还原剂磨细装置中进行磨细处理，得到长焰煤细料，长焰煤细料的粒径不高于10微米；
(3)将上述生石灰供给至助熔剂磨细装置中进行磨细处理，得到生石灰细料，生石灰细料的粒径不高于10微米；
(4)将上述锌浸出渣细料、长焰煤细料和生石灰细料供给至混合装置中按照质量比83：11：6的比例混合进行混合处理，得到混合物料；
(5)将上述混合物料供给至成型装置中进行成型处理，得到混合球团；
(6)将上述混合球团供给至干燥装置中进行干燥处理，得到干燥球团；
(7)将上述干燥球团供给至旋转床中进行还原处理，还原处理的温度为900～1050摄氏度，还原30～40分钟，即可从旋转床顶部管道中的含铅锌银烟尘中回收铅、锌、银等有价金属，待还原结束后从旋转床排出含铁高温焙烧产物，经过对烟尘的成分进行分析，铅、锌、银的回收率均在95％以上；
(8)将上述含铁高温焙烧产物供给至水淬装置中进行水淬处理，得到水淬料；
(9)将上述水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理，得到一段磨矿料，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占70～80％；接着将上述一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理，得到一段金属铁粉和尾矿，一段磁选处理的磁场强度为1600～1800Oe；然后将上述一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理，得到二段磨矿料，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％；最后将上述二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理，得到金属铁粉和尾矿，二段磁选处理的磁场强度为800～1200Oe，得到金属铁粉和尾矿，所得的金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。
实施例3
锌浸出渣的组成为：全铁质量分数为22.72wt％，Zn为16.87wt％，Pb为4.13wt％，Ag为0.016wt％；还原剂选用兰炭，组成成分为：固定碳85wt％，灰分10wt％；助熔剂选用石灰石。参考图3，按下列步骤进行处理：
1)将上述锌浸出渣供给至锌浸出渣磨细装置中进行磨细处理，得到锌浸出渣细料，锌浸出渣细料的粒径不高于10微米；
(2)将上述兰炭供给至还原剂磨细装置中进行磨细处理，得到兰炭细料，兰炭细料的粒径不高于10微米；
(3)将上述石灰石供给至助熔剂磨细装置中进行磨细处理，得到石灰石细料，石灰石细料的粒径不高于10微米；
(4)将上述锌浸出渣细料、兰炭细料和石灰石细料供给至混合装置中按照质量比82：14：4的比例混合进行混合处理，得到混合物料；
(5)将上述混合物料供给至成型装置中进行成型处理，得到混合球团；
(6)将上述混合球团供给至干燥装置中进行干燥处理，得到干燥球团；
(7)将上述干燥球团供给至旋转床中进行还原处理，还原处理的温度为900～1050摄氏度，还原30～40分钟，即可从旋转床顶部管道中的含铅锌银烟尘中回收铅、锌、银等有价金属，待还原结束后从旋转床排出含铁高温焙烧产物，经过对烟尘的成分进行分析，铅、锌、银的回收率均在95％以上；
(8)将上述含铁高温焙烧产物供给至水淬装置中进行水淬处理，得到水淬料；
(9)将上述水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理，得到一段磨矿料，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占70～80％；接着将上述一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理，得到一段金属铁粉和尾矿，一段磁选处理的磁场强度为1600～1800Oe；然后将上述一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理，得到二段磨矿料，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％；最后将上述二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理，得到金属铁粉和尾矿，二段磁选处理的磁场强度为800～1200Oe，得到金属铁粉和尾矿，所得的金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。
对比例1
锌浸出渣的组成为：全铁质量分数为20.12wt％，Zn质量分数为14.87wt％，Pb质量分数为3.34wt％，Ag为0.012wt％；还原剂选用褐煤，组成成分为：固定碳31.28wt％，挥发分27.13wt％，灰分12.6wt％；助熔剂选用石灰石。参考图6，按下列步骤进行处理：
(1)将上述锌浸出渣供给至锌浸出渣破碎装置中进行破碎处理，得到锌浸出渣破碎料，锌浸出渣破碎料的粒径不高于1mm；
(2)将上述褐煤供给至还原剂破碎装置中进行破碎处理，得到褐煤破碎料，褐煤破碎料的粒径不高于1mm；
(3)将上述石灰石供给至助熔剂破碎装置中进行破碎处理，得到石灰石破碎料，石灰石破碎料的粒径不高于1mm；
(4)将上述锌浸出渣破碎料、褐煤破碎料和石灰石破碎料供给至混合装置中按照质量比80：12：8的比例混合进行混合处理，得到混合物料；
(5)将上述混合物料供给至成型装置中进行成型处理，得到混合球团；
(6)将上述混合球团供给至干燥装置中进行干燥处理，得到干燥球团；
(7)将上述干燥球团供给至转底炉中进行还原处理，还原处理的温度为1100～1200摄氏度，还原30～40分钟，即可从转底炉顶部管道中的含铅锌银烟尘中回收铅、锌、银等有价金属，待还原结束后从旋转床排出含铁高温焙烧产物，经过对烟尘的成分进行分析，铅、锌、银的回收率均在95％以上；
(8)将上述含铁高温焙烧产物供给至水淬装置中进行水淬处理，得到水淬料；
(9)将上述水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理，得到一段磨矿料，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占70～80％；接着将上述一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理，得到一段金属铁粉和尾矿，一段磁选处理的磁场强度为1600～1800Oe；然后将上述一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理，得到二段磨矿料，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％；最后将上述二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理，得到金属铁粉和尾矿，二段磁选处理的磁场强度为800～1200Oe，所得的金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。
对比例2
锌浸出渣的组成为：全铁质量分数为21.58wt％，Zn质量分数为15.64wt％，Pb质量分数为3.85wt％，Ag为0.015wt％；还原剂选用长焰煤，组成成分为：固定碳47.38wt％，挥发分44.60wt％，灰分4.39wt％；助熔剂选用生石灰。参考图6，按下列步骤进行处理：
(1)将上述锌浸出渣供给至锌浸出渣破碎装置中进行破碎处理，得到锌浸出渣破碎料，锌浸出渣破碎料的粒径不高于1mm；
(2)将上述长焰煤供给至还原剂破碎装置中进行破碎处理，得到长焰煤破碎料，长焰煤破碎料的粒径不高于1mm；
(3)将上述生石灰供给至助熔剂破碎装置中进行破碎处理，得到生石灰破碎料，生石灰破碎料的粒径不高于1mm；
(4)将上述锌浸出渣破碎料、上述长焰煤破碎料和上述生石灰破碎料供给至混合装置中按照质量比83：11：6的比例混合进行混合处理，得到混合物料，
(5)将上述混合物料供给至成型装置中进行成型处理，得到混合球团；
(6)将上述混合球团供给至干燥装置中进行干燥处理，得到干燥球团；
(7)将上述干燥球团供给至转底炉中进行还原处理，还原处理的温度为1100～1200摄氏度，还原30～40分钟，即可从转底炉顶部管道中的含铅锌银烟尘中回收铅、锌、银等有价金属，待还原结束后从旋转床排出含铁高温焙烧产物，经过对烟尘的成分进行分析，铅、锌、银的回收率均在95％以上；
(8)将上述含铁高温焙烧产物供给至水淬装置中进行水淬处理，得到水淬料；
(9)将上述水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理，得到一段磨矿料，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占70～80％；接着将上述一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理，得到一段金属铁粉和尾矿，一段磁选处理的磁场强度为1600～1800Oe；然后将上述一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理，得到二段磨矿料，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％；最后将上述二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理，得到金属铁粉和尾矿，二段磁选处理的磁场强度为800～1200Oe，所得的金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。
对比例3
锌浸出渣的组成为：全铁质量分数为22.72wt％，Zn质量分数为16.87wt％，Pb质量分数为4.13wt％，Ag为0.016wt％；还原剂选用兰炭，组成成分为：固定碳85wt％，灰分10wt％；助熔剂选用石灰石。参考图6，按下列步骤进行处理：
(1)将上述锌浸出渣供给至锌浸出渣破碎装置中进行破碎处理，得到锌浸出渣破碎料，锌浸出渣破碎料的粒径不高于1mm；
(2)将上述兰炭供给至还原剂破碎装置中进行破碎处理，得到兰炭破碎料，兰炭破碎料的粒径不高于1mm；
(3)将上述石灰石供给至助熔剂破碎装置中进行破碎处理，得到石灰石破碎料，石灰石破碎料的粒径不高于1mm；
(4)将上述锌浸出渣破碎料、上述兰炭破碎料和上述石灰石破碎料供给至混合装置中按照质量比82：14：4的比例混合进行混合处理，得到混合物料；
(5)将上述混合物料供给至成型装置中进行成型处理，得到混合球团；
(6)将上述混合球团供给至干燥装置中进行干燥处理，得到干燥球团；
(7)将上述干燥球团供给至转底炉中进行还原处理，还原处理的温度为1100～1200摄氏度，还原30～40分钟，即可从转底炉顶部管道中的含铅锌银烟尘中回收铅、锌、银等有价金属，待还原结束后从旋转床排出含铁高温焙烧产物，经过对烟尘的成分进行分析，铅、锌、银的回收率均在95％以上；
(8)将上述含铁高温焙烧产物供给至水淬装置中进行水淬处理，得到水淬料；
(9)将上述水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理，得到一段磨矿料，一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占70～80％；接着将上述一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理，得到一段金属铁粉和尾矿，一段磁选处理的磁场强度为1600～1800Oe；然后将上述一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理，得到二段磨矿料，二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％；最后将上述二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理，得到金属铁粉和尾矿，二段磁选处理的磁场强度为800～1200Oe，所得的金属铁粉的铁品位和回收率为90％左右。
结论：根据实施例1和对比例1可以看出用旋转床处理细磨后粒径不高于10微米的锌浸出渣和用转底炉处理破碎后粒径不高于1mm的锌浸出渣相比，在达到相同的产品回收率的条件下，旋转床的还原温度比转底炉的还原温度降低了150～300摄氏度，也即细磨-旋转床处理锌浸出渣相对于破碎-转底炉处理锌浸出渣可显著降低还原处理能耗，节约成本；
根据实施例2和对比例2可以看出用旋转床处理细磨后粒径不高于10微米的锌浸出渣和用转底炉处理破碎后粒径不高于1mm的锌浸出渣相比，在达到相同的产品回收率的条件下，旋转床的还原温度比转底炉的还原温度降低了150～300摄氏度，也即细磨-旋转床处理锌浸出渣相对于破碎-转底炉处理锌浸出渣可显著降低还原处理能耗，节约成本；
根据实施例3和对比例3可以看出用旋转床处理细磨后粒径不高于10微米的锌浸出渣和用转底炉处理破碎后粒径不高于1mm的锌浸出渣相比，在达到相同的产品回收率的条件下，旋转床的还原温度比转底炉的还原温度降低了150～300摄氏度，也即细磨-旋转床处理锌浸出渣相对于破碎-转底炉处理锌浸出渣可显著降低还原处理能耗，节约成本。
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。
尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims (10)

1.一种处理锌浸出渣的***，其特征在于，包括：
锌浸出渣磨细装置，所述锌浸出渣磨细装置具有锌浸出渣入口和锌浸出渣细料出口；
还原剂磨细装置，所述还原剂磨细装置具有还原剂入口和还原剂细料出口；
助熔剂磨细装置，所述助熔剂磨细装置具有助熔剂入口和助熔剂细料出口；
混合装置，所述混合装置具有锌浸出渣细料入口、还原剂细料入口、助熔剂细料入口和混合物料出口，所述锌浸出渣细料入口与所述锌浸出渣细料出口相连，所述还原剂细料入口与所述还原剂细料出口相连，所述助熔剂细料入口与所述助熔剂细料出口相连；
成型装置，所述成型装置具有混合物料入口和混合球团出口，所述混合物料入口与所述混合物料出口相连；
干燥装置，所述干燥装置具有混合球团入口和干燥球团出口，所述混合球团入口与所述混合球团出口相连；
旋转床，所述旋转床具有干燥球团入口、含铅锌银烟尘出口和含铁高温焙烧产物出口，所述干燥球团入口与所述干燥球团出口相连；
水淬装置，所述水淬装置具有含铁高温焙烧产物入口和水淬料出口，所述含铁高温焙烧产物入口与所述含铁高温焙烧产物出口相连；
磨矿-磁选单元，所述磨矿-磁选单元具有水淬料入口、金属铁粉出口和尾矿出口，所述水淬料入口与所述水淬料出口相连。
2.根据权利要求1所述的***，其特征在于，所述成型装置为压球机或造球机。
3.根据权利要求1或2所述的***，其特征在于，所述磨矿-磁选单元包括依次相连的一段磨矿装置、一段磁选装置、二段磨矿装置和二段磁选装置。
4.根据权利要求3所述的***，其特征在于，所述一段磨矿装置和所述二段磨矿装置分别独立地为棒磨机或球磨机。
5.根据权利要求4所述的***，其特征在于，所述一段磁选装置和所述二段磁选装置分别独立地为磁选机或磁选管。
6.一种采用权利要求1-5中任一项所述的***处理锌浸出渣的方法，其特征在于，包括：
(1)将锌浸出渣供给至所述锌浸出渣磨细装置中进行磨细处理，以便得到锌浸出渣细料；
(2)将还原剂供给至所述还原剂磨细装置中进行磨细处理，以便得到还原剂细料；
(3)将助熔剂供给至所述助熔剂磨细装置中进行磨细处理，以便得到助熔剂细料；
(4)将所述锌浸出渣细料、所述还原剂细料和所述助熔剂细料供给至所述混合装置中进行混合处理，以便得到混合物料；
(5)将所述混合物料供给至所述成型装置中进行成型处理，以便得到混合球团；
(6)将所述混合球团供给至所述干燥装置中进行干燥处理，以便得到干燥球团；
(7)将所述干燥球团供给至所述旋转床中进行还原处理，以便得到含铅锌银烟尘和含铁高温焙烧产物；
(8)将所述含铁高温焙烧产物供给至所述水淬装置中进行水淬处理，以便得到水淬料；
(9)将所述水淬料供给至所述磨矿-磁选单元中进行磨矿-磁选处理，以便得到金属铁粉和尾矿。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，在步骤(2)中，所述还原剂为选自褐煤和长焰煤中的至少一种；
任选的，在步骤(3)中，所述助熔剂为选自生石灰、石灰石、碳酸钙和白云石中的至少一种；
任选的，所述锌浸出渣细料、所述还原剂细料和所述助熔剂细料的粒径分别独立地不高于10微米。
8.根据权利要求6或7所述的方法，其特征在于，在步骤(4)中，将所述锌浸出渣细料、所述还原剂细料和所述助熔剂细料按照质量比为(70～90)：(10～15)：(5～10)进行混合。
9.根据权利要求8所述的方法，其特征在于，在步骤(7)中，所述还原处理的温度为900～1050摄氏度，时间为30～40分钟。
10.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤(9)按照下列步骤进行：
(9-1)将所述水淬料供给至一段磨矿装置中进行一段磨矿处理，以便得到一段磨矿料；
(9-2)将所述一段磨矿料供给至一段磁选装置中进行一段磁选处理，以便得到一段金属铁粉和所述尾矿；
(9-3)将所述一段金属铁粉供给至二段磨矿装置中进行二段磨矿处理，以便得到二段磨矿料；
(9-4)将所述二段磨矿料供给至二段磁选装置中进行二段磁选处理，以便得到所述金属铁粉和所述尾矿，
任选的，在步骤(9-1)中，所述一段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占70～80％；
任选的，在步骤(9-2)中，所述一段磁选处理的磁场强度为1600～1800Oe；
任选的，在步骤(9-3)中，所述二段磨矿料中粒径不高于0.074mm的占80～90％；
任选的，在步骤(9-4)中，所述二段磁选处理的磁场强度为800～1200Oe。
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