权利要求
1.一种低
锌瓦斯灰的资源化利用的方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1、将低锌瓦斯灰进行机械解离，过100目筛，得到粒度-100目的瓦斯灰;
S2、将得到的粒度-100目的瓦斯灰给入矿浆机中，加水调配成浓度为15~20%的矿浆;
S3、将得到的矿浆给入第一
浮选机并曝气，且向第一
浮选机中加入
浮选药剂，进行粗浮选，得到粗浮选精矿和粗浮选
尾矿;
S4、将得到的粗浮选精矿给入第二浮选机并曝气，且向第二浮选机中加入浮选药剂，进行精浮选，得到精浮选精矿和精浮选尾矿，精浮选精矿脱水得到碳粉;
S5、将得到的粗浮选尾矿和精浮选尾矿合为浮选尾矿，将浮选尾矿置入硫酸浸出装置中;
S6、将稀硫酸加入到硫酸浸出装置中，搅拌，加热进行浸出反应，浸出反应结束后，对硫酸浸出装置中的浸出液过滤，得到粗制硫酸铁溶液;
S7、将粗制硫酸铁溶液给入蒸发装置，蒸发浓缩，得到硫酸溶液和硫酸铁固体，硫酸溶液回用于硫酸浸出装置;
S8、硫酸铁固体加超纯水溶解得到精制硫酸铁溶液。
2.根据权利要求1所述的低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，其特征在于，所述浮选药剂为柴油和仲辛醇。
3.根据权利要求1所述的低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，其特征在于，第一浮选机中，柴油的添加量为560~700g/t，仲辛醇的添加量为135~150g/t;第二浮选机中，柴油的添加量为240~300g/t，仲辛醇的添加量为45~60g/t。
4.根据权利要求1所述的低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，其特征在于，所述第一浮选机和第二浮选机均为单槽浮选机。
5.根据权利要求1所述的低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，其特征在于，向第一浮选机中加入浮选药剂之前，使用HCl溶液或NaOH溶液调节矿浆的pH值为6~7。
6.根据权利要求1所述的低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，其特征在于，步骤S3和S4中的曝气强度为200~300L/h。
7.根据权利要求1所述的低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，其特征在于，步骤S6中，稀硫酸的浓度为4~5mol/L，浸出液体积与浮选尾矿的质量比为20~30。
8.根据权利要求1所述的低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，其特征在于，所述浸出反应的浸出温度为70~80℃，搅拌强度为300~350r/min，浸出时间为600~660min。
9.根据权利要求1所述的低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，其特征在于，所述蒸发装置的蒸发温度为60~80℃。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于冶金
固废资源化利用技术领域，具体涉及一种低锌瓦斯灰的资源化利用的方法。
背景技术
[0002]瓦斯灰是钢铁冶炼过程中产生的重要含铁、碳、锌等元素的固体废弃物;低锌瓦斯灰是指在钢铁冶炼过程中，烟气经除尘系统收集得到，Zn含量较低(通常<2%)的粉尘。
[0003]高炉瓦斯灰是高炉炼铁过程中煤气净化系统收集得到的细粒粉尘，主要来源于炉料中的矿石、焦炭微粉以及高温条件下挥发并冷凝的低沸点金属蒸气。根据除尘方式不同，可分为干式布袋灰和湿式瓦斯泥，两者在物相组成和化学性质上基本相似，主要由铁氧化物、碳质颗粒及少量
有色金属元素构成。
[0004]传统高炉瓦斯灰通常含有较高含量的锌元素。锌在高炉内循环富集，易对高炉操作稳定性产生不利影响，因此高锌瓦斯灰的资源化利用重点集中在锌回收。目前主流处理方式为回转窑等火法冶金工艺，通过高温挥发分离锌元素。然而，该类工艺存在能耗高、设备投资大、运行成本高等问题，对锌含量较低的瓦斯灰并不具备经济优势。
[0005]相比之下，低锌瓦斯灰由于其锌含量较低，不具备以锌回收为核心的资源价值。其资源属性主要体现在铁和碳元素的回收利用上。低锌处理目标由脱锌转变为碳铁高效分离与回收。
[0006]因此，低锌瓦斯灰与传统高锌瓦斯灰在资源属性及处理目标上存在本质差异。针对低锌瓦斯灰开发低成本高效碳铁分离技术，不仅有助于提升固废资源化水平，也为钢铁企业降低处理成本和减少能源消耗提供了新的技术路径。
发明内容
[0007]本发明的目的在于提供一种低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，以解决背景技术中提出的目前的工艺在对锌含量较低的瓦斯灰的资源化利用上并不具备经济优势的问题。
[0008]为实现上述目的，本发明提供了一种低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，包括如下步骤：
[0009]S1、将低锌瓦斯灰进行机械解离，过100目筛，得到粒度-100目的瓦斯灰;
[0010]S2、将得到的粒度-100目的瓦斯灰给入矿浆机中，加水调配成浓度为15~20%的矿浆;
[0011]S3、将得到的矿浆给入第一浮选机并曝气，且向第一浮选机中加入浮选药剂，进行粗浮选，得到粗浮选精矿和粗浮选尾矿;
[0012]S4、将得到的粗浮选精矿给入第二浮选机并曝气，且向第二浮选机中加入浮选药剂，进行精浮选，得到精浮选精矿和精浮选尾矿，精浮选精矿脱水得到碳粉;
[0013]S5、将得到的粗浮选尾矿和精浮选尾矿合为浮选尾矿，将浮选尾矿置入硫酸浸出装置中;
[0014]S6、将稀硫酸加入到硫酸浸出装置中，搅拌，加热进行浸出反应，浸出反应结束后，对硫酸浸出装置中的浸出液过滤，得到粗制硫酸铁溶液;
[0015]S7、将粗制硫酸铁溶液给入蒸发装置，蒸发浓缩，得到硫酸溶液和硫酸铁固体，硫酸溶液回用于硫酸浸出装置;
[0016]S8、硫酸铁固体加超纯水溶解得到精制硫酸铁溶液。
[0017]在一种具体的实施方式中，所述浮选药剂为柴油和仲辛醇。
[0018]在一种具体的实施方式中，第一浮选机中，柴油的添加量为560~700g/t，仲辛醇的添加量为135~150g/t;第二浮选机中，柴油的添加量为240~300g/t，仲辛醇的添加量为45~60g/t。
[0019]在一种具体的实施方式中，所述第一浮选机和第二浮选机均为单槽浮选机。
[0020]在一种具体的实施方式中，向第一浮选机中加入浮选药剂之前，使用HCl溶液或NaOH溶液调节矿浆的pH值为6~7。
[0021]在一种具体的实施方式中，步骤S3和S4中的曝气强度为200~300L/h。
[0022]在一种具体的实施方式中，步骤S6中，稀硫酸的浓度为4~5mol/L，浸出液体积与浮选尾矿的质量比为20~30。
[0023]在一种具体的实施方式中，所述浸出反应的浸出温度为70~80℃，搅拌强度为300~350r/min，浸出时间为600~660min。
[0024]在一种具体的实施方式中，所述蒸发装置的蒸发温度为60~80℃。
[0025]相比于现有技术，本发明具有以下有益效果：
[0026]本发明以低锌瓦斯灰为原料，通过浮选-浸出工艺，实现低锌瓦斯灰中碳元素的分离，同时完成对于瓦斯灰中铁元素的浸出，得到高品位碳粉和硫酸铁溶液，为低锌瓦斯灰的资源化利用提供了一条新的途径。
[0027]除了上面所描述的目的、特征和优点之外，本发明还有其它的目的、特征和优点。下面对本发明作进一步详细的说明。
附图说明
[0028]构成本申请的一部分的附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：
[0029]图1是本发明一种实施例的流程图。
具体实施方式
[0030]以下对本发明的实施例进行详细说明，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
[0031]一种低锌瓦斯灰的资源化利用的方法，包括如下步骤：
[0032]S1、将低锌瓦斯灰进行机械解离，过100目筛，得到粒度-100目的瓦斯灰;
[0033]S2、将得到的解离后的粒度-100目的瓦斯灰给入矿浆机中，加水调配成浓度为15~20%的矿浆;
[0034]S3、将得到的矿浆给入第一浮选机，调节曝气强度为200~300L/h并曝气，使用4mol/L的HCl溶液或4mol/L的NaOH溶液调节矿浆的pH值为6~7，且向第一浮选机中加入浮选药剂，优选采用柴油和仲辛醇作为浮选药剂，柴油的添加量为560~700g/t，仲辛醇的添加量为135~150g/t，进行粗浮选，得到粗浮选精矿和粗浮选尾矿;
[0035]S4、将得到的粗浮选精矿给入第二浮选机，调节曝气强度为200~300L/h并曝气，且向第二浮选机中加入浮选药剂，优选采用柴油和仲辛醇作为浮选药剂，柴油的添加量为240~300g/t，仲辛醇的添加量为45~60g/t，进行精浮选，得到精浮选精矿和精浮选尾矿，精浮选精矿脱水得到碳粉;所述第一浮选机和第二浮选机均为单槽浮选机;
[0036]S5、将得到的粗浮选尾矿和精浮选尾矿合为浮选尾矿，浮选后的矿浆经沉淀后，取下层沉淀矿粉，烘干，将烘干的浮选尾矿置入硫酸浸出装置中;
[0037]S6、将浓度为4~5mol/L的稀硫酸加入到硫酸浸出装置中，浸出液体积与浮选尾矿的质量比为20~30，搅拌，加热进行浸出反应，浸出反应的浸出温度为70~80℃，搅拌强度为300~350r/min，浸出时间为600~660min，浸出反应结束后，对硫酸浸出装置中的浸出液过滤，得到粗制硫酸铁溶液;
[0038]S7、将粗制硫酸铁溶液给入蒸发装置，蒸发浓缩，蒸发温度为60~80℃，得到硫酸溶液和硫酸铁固体，硫酸溶液回用于硫酸浸出装置;
[0039]S8、硫酸铁固体加超纯水溶解得到精制硫酸铁溶液。
[0040]实施例1
[0041]S1、将低锌瓦斯灰进行机械解离，过100目筛，得到铁含量45.17%，碳含量17.6%，粒度为-100目的瓦斯灰;
[0042]S2、解离后的瓦斯灰给入矿浆机中，加水调配成浓度为16%的矿浆;
[0043]S3、将16%的矿浆给入单槽浮选机，调节曝气强度为200~300L/h并曝气;使用4mol/L的HCl溶液或4mol/L的NaOH溶液调节浮选矿浆的pH到6.12，按560g/t加入柴油作为
捕收剂，即每吨矿浆中加入560g柴油，按135g/t加入仲辛醇作为起泡剂，即每吨矿浆中加入135g仲辛醇;启动单槽浮选机，对浮选矿浆进行粗浮选;
[0044]S4、粗浮选精矿给入另一单槽浮选机进行精浮选，按240g/t加入柴油作为捕收剂，即每吨矿浆中加入240g柴油，按45g/t的仲辛醇作为起泡剂，即每吨矿浆中加入45g仲辛醇;启动单槽浮选机，对浮选矿浆进行精浮选，精浮选后，精矿中碳含量为86.56%：碳回收率为：90.01%;
[0045]S5、粗浮选的尾矿和精浮选的尾矿合为浮选尾矿，浮选尾矿中铁元素含量为50.80%;浮选后的矿浆经沉淀后，取下层沉淀矿粉，烘干;称取一定量的矿粉，置于烧杯中;
[0046]S6、加入按照20:1液固比加入4mol/L的稀硫酸;在磁力搅拌水浴锅中，调节转速为300r/min，浸出温度为70摄氏度，浸出时间为600min，浸出反应结束后，浑浊液过滤，得到粗制硫酸铁溶液，铁元素浸出效率为65.12%。
[0047]S7、粗制硫酸铁溶液置入蒸发装置，蒸发浓缩，蒸发温度为60℃，得到硫酸铁固体和硫酸溶液14.6ml。硫酸溶液回用于浸出反应。
[0048]S8、硫酸铁固体加超纯水溶解得到精制硫酸铁溶液。
[0049]实施例2
[0050]S1、将低锌瓦斯灰进行机械解离，过100目筛，得到铁含量46.31%，碳含量16.9%，粒度为-100目的瓦斯灰;
[0051]S2、解离后的瓦斯灰给入矿浆机中，加水调配成浓度为18%的矿浆;
[0052]S3、将18%的矿浆给入单槽浮选机，调节曝气强度为200~300L/h并曝气;使用4mol/L的HCl溶液或4mol/L的NaOH溶液调节浮选矿浆的pH到6.48，按600g/t加入柴油作为捕收剂，即每吨矿浆中加入600g柴油，按140g/t加入仲辛醇作为起泡剂，即每吨矿浆中加入140g仲辛醇;启动单槽浮选机，对浮选矿浆进行粗浮选;
[0053]S4、粗浮选精矿给入另一单槽浮选机进行精浮选，按240g/t加入柴油作为捕收剂，即每吨矿浆中加入240g柴油，按50g/t的仲辛醇作为起泡剂，即每吨矿浆中加入50g仲辛醇;启动单槽浮选机，对浮选矿浆进行精浮选，精浮选后，精矿中碳含量为84.51%，碳回收率为：91.47%;
[0054]S5、粗浮选的尾矿和精浮选的尾矿合为浮选尾矿，浮选尾矿中铁元素含量为51.43%;浮选后的矿浆经沉淀后，取下层沉淀矿粉，烘干;称取一定量的矿粉，置于烧杯中;
[0055]S6、加入按照20:1液固比加入5mol/L的稀硫酸;在磁力搅拌水浴锅中，调节转速为300r/min，浸出温度为80℃，浸出时间为600min，浸出反应结束后，浑浊液过滤，得到粗制硫酸铁溶液，铁元素浸出效率为68.26%。
[0056]S7、粗制硫酸铁溶液置入蒸发装置，蒸发浓缩，蒸发温度为80℃，得到硫酸铁固体和硫酸溶液12.7ml。硫酸溶液回用于浸出反应。
[0057]S8、硫酸铁固体加超纯水溶解得到精制硫酸铁溶液。
[0058]实施例3
[0059]S1、将低锌瓦斯灰进行机械解离，过100目筛，得到铁含量47.31%，碳含量16.9%，粒度为-100目的瓦斯灰;
[0060]S2、解离后的瓦斯灰给入矿浆机中，加水调配成浓度为18%的矿浆;
[0061]S3、将18%的矿浆给入单槽浮选机，调节曝气强度为200~300L/h并曝气;使用4mol/L的HCl溶液或4mol/L的NaOH溶液调节浮选矿浆的pH到6.48，按600g/t加入柴油作为捕收剂，即每吨矿浆中加入600g柴油，按140g/t加入仲辛醇作为起泡剂，即每吨矿浆中加入140g仲辛醇;启动单槽浮选机，对浮选矿浆进行粗浮选;
[0062]S4、粗浮选精矿给入另一单槽浮选机进行精浮选，按240g/t加入柴油作为捕收剂，即每吨矿浆中加入240g柴油，按50 g/t的仲辛醇作为起泡剂，即每吨矿浆中加入50g仲辛醇;启动单槽浮选机，对浮选矿浆进行精浮选，精浮选后，精矿中碳含量为84.51%，碳回收率为：91.47%;
[0063]S5、粗浮选的尾矿和精浮选的尾矿合为浮选尾矿，浮选尾矿中铁元素含量为51.2%;浮选后的矿浆经沉淀后，取下层沉淀矿粉，烘干;称取一定量的矿粉，置于烧杯中;
[0064]S6、加入按照20:1液固比加入5mol/L的稀硫酸;在磁力搅拌水浴锅中，调节转速为300r/min，浸出温度为80℃，浸出时间为660min，浸出反应结束后，浑浊液过滤，得到粗制硫酸铁溶液，铁元素浸出效率为68.72%。
[0065]S7、粗制硫酸铁溶液置入蒸发装置，蒸发浓缩，蒸发温度为80℃，得到硫酸铁固体和硫酸溶液12.5ml。硫酸溶液回用于浸出反应。
[0066]S8、硫酸铁固体加超纯水溶解得到精制硫酸铁溶液。
[0067]实施例4
[0068]S1、将低锌瓦斯灰进行机械解离，过100目筛，得到铁含量48.54%，碳含量16.42%，粒度为-100目的瓦斯灰;
[0069]S2、解离后的瓦斯灰给入矿浆机中，加水调配成浓度为20%的矿浆;
[0070]S3、将20%的矿浆给入单槽浮选机，调节曝气强度为200~300L/h并曝气;使用4mol/L的HCl溶液或4mol/L的NaOH溶液调节浮选矿浆的pH到6.52，按700g/t加入柴油作为捕收剂，即每吨矿浆中加入700g柴油，按150g/t加入仲辛醇作为起泡剂，即每吨矿浆中加入150g仲辛醇;启动单槽浮选机，对浮选矿浆进行粗浮选;
[0071]S4、粗浮选精矿给入另一单槽浮选机进行精浮选，按300g/t加入柴油作为捕收剂，即每吨矿浆中加入300g柴油，按60g/t的仲辛醇作为起泡剂，即每吨矿浆中加入60g仲辛醇;启动单槽浮选机，对浮选矿浆进行精浮选，精浮选后，精矿中碳含量为82.07%，碳回收率为：92.61%;
[0072]S5、粗浮选的尾矿和精浮选的尾矿合为浮选尾矿，浮选尾矿中铁元素含量为52.14%;浮选后的矿浆经沉淀后，取下层沉淀矿粉，烘干;称取一定量的矿粉，置于烧杯中;
[0073]S6、加入按照30:1液固比加入5mol/L的稀硫酸;在磁力搅拌水浴锅中，调节转速为300r/min，浸出温度为80℃，浸出时间为660min，浸出反应结束后，浑浊液过滤，得到粗制硫酸铁溶液，铁元素浸出效率为69.15%。
[0074]S7、粗制硫酸铁溶液置入蒸发装置，蒸发浓缩，蒸发温度为80℃，得到硫酸铁固体和硫酸溶液12.1ml。硫酸溶液回用于浸出反应。
[0075]S8、硫酸铁固体加超纯水溶解得到精制硫酸铁溶液。
[0076]以上内容是结合具体的优选实施方式对本发明作的进一步详细说明，不能认定本发明的具体实施只局限于这些说明。对于本发明所属技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，还可以做出若干简单推演和替换，都应当视为属于本发明的保护范围。
说明书附图(1)
声明：
“低锌瓦斯灰的资源化利用的方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
524
编辑：北方有色网
来源：湘潭大学
咨询细节
2026年08月06日 ~ 08日 
