本发明涉及一种从湿法炼锌中回收煤和水泥原料的方法，更具体地说，本发明涉及一种从湿法炼锌回转窑渣中回收煤和水泥原料的方法，属于冶金渣回收利用技术领域。
背景技术：
在湿法炼锌过程中，会产生大量浸出渣，除锌以外的有价金属大部分富集于浸出渣中，采用回转窑煅烧的方式回收其中残留的锌后，剩下的回转窑渣还含有大量的铁和碳。由于缺乏经济可行的回收技术，大部分企业只能建设专用的固体废弃物堆场将这些回转窑渣堆积起来，这不仅增加了企业的运营成本，还要占用大量土地，且会对周边环境造成一定的影响。
在国家大力鼓励冶金固体废弃物再利用和环保节能的政策下，在矿产资源越来越宝贵的今天，实现回转窑渣中的有价元素的简单有效的提取，将会产生巨大的经济效益和社会效益。
回转窑高温挥发锌是在添加含硫煤作还原剂和燃料的条件下进行的，在煅烧过程中，部分煤没有完全燃烧，另外在高温过程中，部分碳质已结晶成片状石墨。经分析，碳元素主要以单质碳的形式赋存在碳质中，有害元素硫则以独立矿物的形式赋存在硫化铁中，炭质中的固体碳达到97%以上。目前，对于回转窑渣的提取研究，有些采用磨矿细度至-200目占60%以上，加工成本高，虽然获得了发热值较高的煤，产率低，无经济效益；有些虽然应用于工业生产，但仅是针对特定的选矿装置，没有适用性强的工艺流程。
例如申请号为cn201110091815.1，发明名称为“锌业回转窑锌渣选铁后选碳的生产方法”的中国发明专利，其特征在于：将锌业回转窑锌渣选铁后的渣和水混合渣液送到搅拌桶内，再用泵把搅拌桶内的混合渣液泵入浮选柱上的分矿箱内，在泵的入口处加入选煤浮选油，混合渣液泵入浮选柱进行选碳，选出的碳从浮选柱顶部溢出，选过碳的渣一部分从浮选柱中间排出系统，另一部分从浮选柱底部排出后进入中间桶，从浮选柱底部排出的选过碳的渣进入中间桶后分为两部分，比重大的粗渣的从中间桶底部排出系统，比重小的渣液从中间桶的顶部排出并回流进入搅拌桶进行循环。该专利的不足在于：采用特定的浮选装置，如浮选柱，并不是针对工艺流程的回收方法。
因此，需要出现一种简单经济的方法，实现回转窑渣中煤的回收。
技术实现要素：
本发明旨在解决现有技术存在的上述缺陷，本发明的目的在于提供一种从湿法炼锌回转窑渣中回收煤和水泥原料的方法。本发明工艺流程简单，适用性强，加工成本低，可得到两种高位发热值不同的煤产品，而且产率较高，剩余的尾矿符合水泥厂含铁原料的使用要求，实现了资源的综合利用。
为了实现上述发明目的，本发明采用以下技术方案来实现：
一种从湿法炼锌回转窑渣中回收煤和水泥原料的方法，其特征在于包括以下步骤：
磨矿：先将湿法炼锌回转窑渣进行破碎，再将破碎后的湿法炼锌回转窑渣进行磨矿处理后得到矿浆ⅰ，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为76%～82%，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的粒度为-35目占85%～95%，矿浆ⅰ再经过分级处理得到矿浆ⅱ；
弱磁选：往矿浆ⅱ加水至矿浆中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为23%～27%后，送入弱磁选机内进行弱磁选，得到粗铁精矿和弱磁选尾矿，弱磁选的磁场强度为1600奥斯特～2000奥斯特；
搅拌：先将弱磁选尾矿送入搅拌桶内，再往弱磁选尾矿中加入700g/t～1000g/t的捕收剂和300g/t～500g/t的起泡剂后，充分搅拌均匀得到矿浆ⅲ，搅拌时间为5分钟～10分钟，搅拌的转速为270转/分钟～320转/分钟；
粗选：将矿浆ⅲ送入浮选机内进行第一次浮选，得到精煤和矿浆ⅳ，第一次浮选的时间为5分钟～7分钟；所述精煤的产率为29.16%～39.52%，精煤的高位发热值为20.81mj/kg～28.98mj/kg；
扫选：先将矿浆ⅳ送入浮选机内，再往矿浆ⅳ中加入200g/t～300g/t的捕收剂和120g/t～180g/t的起泡剂后进行第二次浮选，得到中煤和尾矿，第二次浮选的时间为4分钟～6分钟，所述中煤的产率为4.13%～8.56%，中煤的高位发热值为15.35mj/kg～19.02mj/kg，所述尾矿中fe2o3的含量为22%～30.75%，al2o3的含量为7.32～11%。
所述的捕收剂为煤油、轻柴油或石脑油。
所述的起泡剂为松油、聚乙二醇或新松醇油。
所述湿法炼锌回转窑渣包括以下化学成分：
tfe含量为14.12%～20.85%；
c固含量为17.26%～23.25%；
s含量为3.48%～6.89%；
al2o3含量为：7.15%～9.16%；
cao含量为13.59%～15.86%。
所述磨矿步骤中，分级处理是指矿浆ⅰ通过螺旋分级机进行分级处理得到矿浆ⅱ。
本发明与现有技术相比，其优点在于：
1、本发明工艺流程简单，适用性强，加工成本低，可得到两种高位发热值不同的煤产品，而且产率较高，剩余的尾矿符合水泥厂含铁原料的使用要求，实现了资源的综合利用。
2、本发明采用先将湿法炼锌回转窑渣进行破碎，再将破碎后的湿法炼锌回转窑渣进行磨矿处理后得到矿浆ⅰ，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为76%～82%，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的粒度为-35目占85%～95%，粒度要求较低，大大降低了磨矿成本。
3、本发明采用粗选步骤，将矿浆ⅲ送入浮选机内进行第一次浮选，得到精煤和矿浆ⅳ，第一次浮选的时间为5分钟～7分钟；所述精煤的产率为29.16%～39.52%，精煤的高位发热值为20.81mj/kg～28.98mj/kg；可以从湿法炼锌回转窑渣中回收大量的精煤，变废为宝，而且利于环保。
4、本发明采用扫选步骤，先将矿浆ⅳ送入浮选机内，再往矿浆ⅳ中加入200g/t～300g/t的捕收剂和120g/t～180g/t的起泡剂后进行第二次浮选，得到中煤和尾矿，第二次浮选的时间为4分钟～6分钟，所述中煤的产率为4.13%～8.56%，中煤的高位发热值为15.35mj/kg～19.02mj/kg，所述尾矿中fe2o3的含量为22%～30.75%，al2o3的含量为7.32～11%。本发明不仅能从湿法炼锌回转窑渣中回收大量的中煤，而且湿法炼锌回转窑渣中部分的铁进入尾矿，得到尾矿中fe2o3的含量为22%～30.75%，al2o3的含量为7.32～11%；本发明可以根据客户的要求，通过调整弱磁选的工艺参数，来调整尾矿中fe2o3的含量，以保证尾矿可作为水泥原料的含铁原料出售给周边水泥厂，变废为宝，提高了湿法炼锌回转窑渣的附加值。
5、本发明在搅拌步骤中，明确了搅拌转速和时间，得到的矿浆ⅲ更加均匀，有利于提高后续的对精煤和中煤的回收效率。
6、本发明采用一粗一扫的工艺得到的精煤和中煤，得到两种高位发热值不同的煤产品，而且产率较高；精煤的产率为29.16%-39.52%，精煤的高位发热值为20.81mj/kg-28.98mj/kg；中煤的产率为4.13%-8.56%，中煤的高位发热值为15.35mj/kg-19.02mj/kg，可以根据市场的要求分别销售。
7、本发明的整个工艺步骤，均明确了各个工艺参数，对设备的选用不受限制，采用常规的选矿设备即可实现。
8、本发明已经在申请人所在地的选矿企业中实现了工业生产，产生了可观的经济效益，特别适合推广和普及。
9、本发明采用所述磨矿步骤中，分级处理是指矿浆ⅰ通过螺旋分级机进行分级处理得到矿浆ⅱ。螺旋分级机是借助于固体粒大小不同，比重不同，因而在液体中的沉降速度不同的原理，细矿粒浮游在水中成溢流出，粗矿粒沉于槽底，由螺旋推向上部排出，属于传统的分级处理设备。
具体实施方式
下面对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。
实施例1：
一种从湿法炼锌回转窑渣中回收煤和水泥原料的方法，包括以下步骤：
磨矿：先将湿法炼锌回转窑渣利用破碎机进行破碎，再将破碎后的湿法炼锌回转窑渣利用球磨机进行磨矿处理后得到矿浆ⅰ，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为76%，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的粒度为-35目占85%，矿浆ⅰ再通过螺旋分级机进行分级处理得到矿浆ⅱ；
弱磁选：往矿浆ⅱ加水至矿浆中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为23%后，送入弱磁选机内进行弱磁选，得到粗铁精矿和弱磁选尾矿，弱磁选的磁场强度为1600奥斯特；
搅拌：先将弱磁选尾矿送入搅拌桶内，再往弱磁选尾矿中加入700g/t的捕收剂和300g/t的起泡剂后，充分搅拌均匀得到矿浆ⅲ，搅拌时间为5分钟，搅拌转速为270转/分钟；
粗选：将矿浆ⅲ送入浮选机内进行第一次浮选，得到精煤和矿浆ⅳ，第一次浮选的时间为5分钟；
扫选：先将矿浆ⅳ送入浮选机内，再往矿浆ⅳ中加入200g/t的捕收剂和120g/t的起泡剂后进行第二次浮选，得到中煤和尾矿，第二次浮选的时间为4分钟，所述中煤的产率为4.13%，中煤的高位发热值为15.35mj/kg。
本实施例中，所述捕收剂为煤油。
本实施例中，所述起泡剂为松油。
本实施例的粗选步骤中，所述精煤的产率为29.16%，精煤的高位发热值为20.81mj/kg；
本实施例的扫选步骤中，所述尾矿中fe2o3的含量为22%，al2o3的含量为7.32%。
本实施例使用的湿法炼锌回转窑渣中化学成分包括tfe含量为14.12%；c固含量为17.26%；s含量为3.48%；al2o3含量为：7.15%；cao含量为13.59%。
实施例2：
一种从湿法炼锌回转窑渣中回收煤和水泥原料的方法，包括以下步骤：
磨矿：先将湿法炼锌回转窑渣利用破碎机进行破碎，再将破碎后的湿法炼锌回转窑渣利用球磨机进行磨矿处理后得到矿浆ⅰ，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为78%，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的粒度为-35目占88%，矿浆ⅰ再通过螺旋分级机进行分级处理得到矿浆ⅱ；
弱磁选：往矿浆ⅱ加水至矿浆中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为24%后，送入弱磁选机内进行弱磁选，得到粗铁精矿和弱磁选尾矿，弱磁选的磁场强度为1800奥斯特；
搅拌：先将弱磁选尾矿送入搅拌桶内，再往弱磁选尾矿中加入800g/t的捕收剂和350g/t的起泡剂后，充分搅拌均匀得到矿浆ⅲ，搅拌时间为7分钟，搅拌的转速为290转/分钟；
粗选：将矿浆ⅲ送入浮选机内进行第一次浮选，得到精煤和矿浆ⅳ，第一次浮选的时间为6分钟；
扫选：先将矿浆ⅳ送入浮选机内，再往矿浆ⅳ中加入240g/t的捕收剂和130g/t的起泡剂后进行第二次浮选，得到中煤和尾矿，第二次浮选的时间为5分钟，所述中煤的产率为5.65%，中煤的高位发热值为17.65mj/kg。
本实施例中，所述捕收剂为轻柴油。
本实施例中，所述起泡剂为聚乙二醇。
本实施例的粗选步骤中，所述精煤的产率为31.58%，精煤的高位发热值为22.79mj/kg；
本实施例的扫选步骤中，所述尾矿中fe2o3的含量为25.41%，al2o3的含量为8.11%。
本实施例使用的湿法炼锌回转窑渣中化学成分包括tfe含量为16.55%；c固含量为19.33%；s含量为4.92%；al2o3含量为：8.21%；cao含量为14.33%。
实施例3：
一种从湿法炼锌回转窑渣中回收煤和水泥原料的方法，包括以下步骤：
磨矿：先将湿法炼锌回转窑渣利用破碎机进行破碎，再将破碎后的湿法炼锌回转窑渣利用球磨机进行磨矿处理后得到矿浆ⅰ，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为80%，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的粒度为-35目占90%，矿浆ⅰ再通过螺旋分级机进行分级处理得到矿浆ⅱ；
弱磁选：往矿浆ⅱ加水至矿浆中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为25%后，送入弱磁选机内进行弱磁选，得到粗铁精矿和弱磁选尾矿，弱磁选的磁场强度为1900奥斯特；
搅拌：先将弱磁选尾矿送入搅拌桶内，再往弱磁选尾矿中加入900g/t的捕收剂和400g/t的起泡剂后，充分搅拌均匀得到矿浆ⅲ，搅拌时间为8分钟，搅拌的转速为300转/分钟；
粗选：将矿浆ⅲ送入浮选机内进行第一次浮选，得到精煤和矿浆ⅳ，第一次浮选的时间为6分钟；
扫选：先将矿浆ⅳ送入浮选机内，再往矿浆ⅳ中加入280g/t的捕收剂和160g/t的起泡剂后进行第二次浮选，得到中煤和尾矿，第二次浮选的时间为5分钟，所述中煤的产率为6.89%，中煤的高位发热值为18.11mj/kg。
本实施例中，所述捕收剂为石脑油。
本实施例中，所述起泡剂为新松醇油。
本实施例的粗选步骤中，所述精煤的产率为33.41%，精煤的高位发热值为24.56mj/kg；
本实施例的扫选步骤中，所述尾矿中fe2o3的含量为26.77%，al2o3的含量为9.23%。
本实施例使用的湿法炼锌回转窑渣中化学成分包括tfe含量为18.33%；c固含量为21.54%；s含量为5.79%；al2o3含量为：8.81%；cao含量为15.12%。
实施例4：
一种从湿法炼锌回转窑渣中回收煤和水泥原料的方法，包括以下步骤：
磨矿：先将湿法炼锌回转窑渣利用破碎机进行破碎，再将破碎后的湿法炼锌回转窑渣利用球磨机进行磨矿处理后得到矿浆ⅰ，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为82%，矿浆ⅰ中湿法炼锌回转窑渣的粒度为-35目占95%，矿浆ⅰ再通过螺旋分级机进行分级处理得到矿浆ⅱ；
弱磁选：往矿浆ⅱ加水至矿浆中湿法炼锌回转窑渣的质量分数为27%后，送入弱磁选机内进行弱磁选，得到粗铁精矿和弱磁选尾矿，弱磁选的磁场强度为2000奥斯特；
搅拌：先将弱磁选尾矿送入搅拌桶内，再往弱磁选尾矿中加入1000g/t的捕收剂和500g/t的起泡剂后，充分搅拌均匀得到矿浆ⅲ，搅拌时间为10分钟，搅拌的转速为320转/分钟；
粗选：将矿浆ⅲ送入浮选机内进行第一次浮选，得到精煤和矿浆ⅳ，第一次浮选的时间为7分钟；
扫选：先将矿浆ⅳ送入浮选机内，再往矿浆ⅳ中加入300g/t的捕收剂和180g/t的起泡剂后进行第二次浮选，得到中煤和尾矿，第二次浮选的时间为6分钟，所述中煤的产率为8.56%，中煤的高位发热值为19.02mj/kg。
本实施例中，所述捕收剂为煤油。
本实施例中，所述起泡剂为松油。
本实施例的粗选步骤中，所述精煤的产率为39.52%，精煤的高位发热值为28.98mj/kg。
本实施例的扫选步骤中，所述尾矿中fe2o3的含量为30.75%，al2o3的含量为11%。
本实施使用的湿法炼锌回转窑渣中化学成分包括tfe含量为20.85%；c固含量为23.25%；s含量为6.89%；al2o3含量为：9.16%；cao含量为15.86%。
本发明不限于上述实施例，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。