脱硫铅银渣烟化法挥发有价金属的研究

铅银渣是湿法炼锌热酸浸出工序产出的一种危险废物,其中有价金属高效富集和回收对促进湿法炼锌行业绿色循环发展具有重要意义。本文采用烟化挥发法从脱硫处理后的铅银渣中回收有价金属,用FactSage8.1热力学软件研究了烟化法挥发锌、铅、铟、镉的可行性,并分析了烟化挥发过程影响金属挥发率的主要因素。研究表明：烟化挥发过程Zn、In、Cd先还原后氧化,最终以氧化物富集在烟尘中;在烟化挥发温度1 250℃、烟化挥发时间60 min、配碳比25%的最佳条件下,Zn、Pb、In、Cd的挥发率分别为99.69%、82.26%、99.09%、99.90%,实现了有价金属的高效富集。SEM研究表明,烟化渣含有金属Fe、铝硅酸钙等,可通过磁选回收铁资源,具有再利用价值。该研究为火法冶金处理铅银渣的工业化应用提供理论和数据支撑。     

铁矾渣富氧强化还原挥发熔炼及熔炼终渣浸出毒性

铁矾渣是湿法炼锌过程中产生的一种含锌废渣,其大量堆存不仅对生态环境造成影响,还会导致有价金属资源的积压。采用富氧强化还原挥发熔炼工艺处理铁矾渣,考察反应时间、反应温度、配碳量、富氧浓度对熔炼过程铅、锌挥发率及熔炼终渣银含量的影响,并就熔炼终渣浸出毒性特征进行表征。结果表明,当反应温度为1 250 ℃、反应时间90 min、配碳量10%、富氧浓度40%时,铅、锌挥发率分别为99.66%、99.88%,熔炼终渣含银量为11.58 g/t,熔炼终渣浸出液中Cd、Zn、Pb、Cu、As浓度均低于TCLP国际标准限值和《GB 5085.3—2007》标准限值。     

焙烧氰化尾渣有价金属回收试验研究

辽宁新都黄金有限责任公司焙烧氰化尾渣中具有回收价值的有价组分主要为金、银、铜、铅、锌等。针对其尾渣性质,采用氯化焙烧工艺进行有价金属回收试验研究。结果表明:在氯化钙添加量7%、氯化焙烧温度1 100℃、时间1.5 h的工艺条件下,有价金属Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别达到92.25%、75.81%、82.66%、99.31%、91.06%。通过梯度升温干燥等措施,可以有效提高干球团强度。     

硫铁矿烧渣氯化焙烧扩大试验

采用氯化焙烧工艺从硫铁矿烧渣球团中综合回收金、银、铜等有价金属,考察了造球、窑温、停留时间对金属挥发率以及物料和金属平衡的影响。结果表明,物料在1 250℃停留1.83h的最佳条件下,各金属挥发率为:Au 95.6%、Ag 52.5%、Cu 73.1%、Pb 93.9%、Zn 75.2%。球团中铜、铅、锌含量均小于0.1%,球团强度4.0⁶.5kN。     

含锡锌铁精矿链篦机-回转窑法制备炼铁用球团矿的研究

以含锡锌复杂铁精矿(质量分数)(0.25%Sn,0.20%Zn)为对象,进行了含锡锌铁精矿制备炼铁用球团矿的研究。在分析预热、还原焙烧过程锡、锌化合物挥发行为的基础上,重点研究了链篦机预热条件和回转窑焙烧条件对预热球、成品球团矿强度及锡、锌脱除率的影响。热力学分析表明,锡、锌的挥发脱除主要发生在弱还原焙烧阶段。实验结果表明:在优化条件下,预热球抗压强度为495N/个,AC转鼓指数为3.85%,焙烧球抗压强度为2254N/个,ISO转鼓指数为96.16%;Sn和Zn的挥发率分别为70.8%和61.0%,球团矿中残余Sn和Zn的质量分数分别为0.073%和0.078%。制备的成品球团矿冶金性能良好,各项指标均满足高炉冶炼要求。     

高铁含锡矿氯化及还原-硫化焙烧试验研究

高铁含锡矿是重要的锡矿资源之一,经磁选后的精矿中含Sn0.93%、Fe61.88%,为实现该类型精矿的高效利用,采用氯化还原焙烧工艺,反应温度1 000℃,控制试验配比,当焦粉(无烟煤)、氯化钙、石灰添加量分别为6%、5%、2.7%时,精矿中96.88%的锡呈SnCl_4气体挥发,经水吸附可通过电积回收锡;焙烧渣中Sn含量降至0.029%,其他金属Fe、Zn、Cu含量为63.90%、0.062%、0.12%,可直接作为铁矿石出售。同时研究了碳热还原-硫化焙烧处理该类型矿物的可行性,在反应温度1 150℃,分别配入6%的焦粉和4%的黄铁矿反应条件下,可实现原料中95%以上的锡以SnS形式挥发,达到回收锡的目的。     

湖南某铅锌硫锡多金属矿选矿试验研究

湖南某铅锌矿属于低品位铅锌硫锡多金属共生矿,为了综合利用资源,采用铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离—磁选—重选联合工艺流程回收该矿中的铅、锌、硫和锡矿物,实验室全流程试验指标:铅精矿含Pb 42. 04%、含Ag 2 721. 0 g/t,Pb回收率83. 82%,Ag回收率76. 58%;锌精矿含Zn 42. 12%、Zn回收率88. 02%;锡精矿含Sn 55. 18%,Sn回收率52. 60%。该工艺为研究同类型矿提供了参考依据。     

从布袋灰中提取有价金属的新工艺研究

研究了从布袋灰中提取有价金属的新工艺。采用碳酸钠焙烧—水洗法从布袋灰中除砷,考察了碳酸钠用量、焙烧温度、焙烧时间对除砷率的影响。结果表明,在25g碳酸钠/50g布袋灰、600℃焙烧2h的条件下得到的焙砂经水洗后,水洗渣含砷仅为0.15%,除砷率可达99.85%,此时锌、铜的损失率仅为0.5%。除砷水洗渣提取有价金属的最佳浸出条件为:硫酸浓度1.23mol/L、浸出温度90℃、浸出时间1.5h,在此条件下锌浸出率达98.53%,铜浸出率达97.65%。浸出液中的锌、铜可采用加入过量氢氧化钠的方法得到分离,浸出渣中的铅、锡可加入碳进行还原熔炼得到铅锡合金。     

氧化铅锌矿直接还原实验研究

氧化铅锌矿是一种富含铅、锌和铁的多金属矿产资源,由于其矿相结构复杂,铅、锌品位低,矿泥量大,导致传统的浮选方法难以高效定向分选铅、锌,得到的浮选精矿品位低。回转窑直接还原虽然可以回收铅、锌资源,但存在铁回收率低,设备故障率高,作业率低等问题。为了高效回收氧化铅锌矿中的铁、铅和锌有价金属元素,提出了转底炉直接还原的方法,该方法具有还原温度高、还原速度快、金属回收率高等特点。实验研究了不同工艺参数对氧化铅锌矿含碳球团直接还原的影响关系,得到的最佳工艺参数为:还原温度1 300℃,还原时间30min,碳氧比为1.2,Ca(OH)2的添加量为5%(质量分数)。还原后球团金属化率为95.89%,铅、锌挥发率分别为95.23%和98.56%。     

含锌尘泥中锌铅及碱金属脱除研究

文章考察了不同碳氧比和温度条件下,直接还原过程中的铁还原率、金属化率、还原脱锌和脱铅率、KCl和Na Cl挥发脱除率。通过实验可知,含锌粉尘制备的含碳球团可以脱除锌、铅、钾和钠,同时有效利用粉尘中的碳资源还原铁氧化物得到金属化球团;在1200～1330℃范围内,温度对铁氧化物还原,锌和铅的还原脱除,KCl和Na Cl的挥发脱除影响明显;当粉尘碳氧比为1. 0,还原温度为1300℃,还原时间大于18min时,反应接近最终平衡点,可获得金属化率大于80%,锌铅几乎完全脱除,钾钠脱除率大于90%的金属化球团。     

从锡熔炼烟尘生产七水硫酸锌及粗锡和粗铅的工艺

文章叙述了从锡熔炼烟尘生产七水硫酸锌及粗锡和粗铅的工艺。用稀硫酸浸出分离锌,锌溶液制备七水硫酸锌;富锡渣熔炼锡铅合金;高温真空蒸馏分离锡和铅。该工艺流程生产粗锡和粗铅工艺处理锡熔炼烟尘效果好,能综合回收锡、铅、锌、铜等金属,锌的回收率≥94%,锡和铅的回收率≥96%。     

采用还原焙烧回收烟尘中的锌铅工艺研究

针对生产富锰渣过程中所产生的含锌铅烟尘回收困难的问题,提出还原焙烧挥发回收工艺。以国内三种含锌烟尘为原料,对焙烧温度、焙烧时间以及料层厚度等工艺参数进行了探讨和优化。结果表明：在含锌烟尘：还原煤：石灰=100：50：2．5,温度1200℃下还原焙烧90min后,挥发渣中的锌含量都小于0．5％,铅含量都小于0．1％,而锌和铅的挥发率分别超过97％和98％。实验证明,通过还原焙烧含锌锰烟尘可有效地回收原料中的锌和铅。     

Removal Mechanism of Zn,Pb and Alkalis from Metallurgical Dusts in Direct Reduction Process

The high-temperature tube furnace was applied to simulate the rotary hearth furnace （RHF） for the direct reduction of zinc-bearing dusts from steel plants. The removal mechanism of Zn, Pb and alkalis from cold bonded briquettes made by mixing metallurgical wastes, such as dust from bag house filter, OG sludge, fine converter ash and dust from the third electric field precipitator of the sinter strand, in various proportions was investigated. More than 70% of metallization rate, more than 95% of zinc removal rate, 80% of lead removal, as well as more than 80M of K and Na removal rates were achieved for the briquettes kept at 1473-1603 K for 15 min during the direct reduction process respectively. The soot generated in the direct reduction process was studied by chromatography, X-ray diffraction （XRD） and scanning electron microscopy （SEM）. The results suggested that the main phases of the soot were ZnO, KC1, NaC1 and 4ZnO · ZnC12 · 5H20. Furthermore, the content of Zn reached 64.2 %, which could be used as secondary resources for zinc making. It was concluded that KC1 and NaC1 in secondary dust resulted from the volatilization from the briquettes, whilst ZnO and PbO were produced by the oxidation of Zn or lead vapour from briquettes by direct reduction.     

回转窑还原焙烧锌冶炼污泥与烟尘回收研究

设计了处理能力为100t/d的回转窑,开展低品位锌冶炼废水处理污泥还原焙烧回收氧化锌烟尘的试验。结果表明,污泥含锌品位对回转窑挥发获得氧化锌烟尘的效果有显著影响;当污泥的锌品位为5.04%和8.34%时,表冷收尘系统回收烟尘含锌分别为19.4%和21.4%,对应的布袋收尘系统回收烟尘的含锌量高达50.2%和51.6%。水淬渣浸出液中重金属浓度均低于GB5085.3-2007危险废物的各项限值,可直接用于生产或堆存。     

铅富氧闪速熔炼的整体运行效果及评价

2011年5月10日,年产10万t粗铅的铅富氧闪速熔炼工程正式投料生产。在入炉料含铅25%～30%的情况下,取得了一次铅还原率大于85%、铅总回收率98.5%、金银回收率大于99.5%、铜回收率大于85%、锌回收率大于90%、脱硫率大于98%的指标;取消烟化炉,真正实现了铅、锌的一次回收;包括还原贫化电炉挥发锌的能耗在内,吨粗铅综合能耗约为213kgce;弃渣含铅、锌小于2%(最低小于1%)、平均含银小于6g/t、含金小于0.1g/t、含铜小于0.1%;产出的氧化锌灰不含氟、氯,可以不经多膛炉脱氟氯而直接送锌冶炼厂回收锌。工业生产中取得的多项技术经济指标表明,铅富氧闪速熔炼新技术已经达到世界领先水平。     

铅富氧闪速熔炼新技术

由北京矿冶研究总院提供主体工艺设备与设计、与灵宝市华宝产业有限责任公司合作开发的我国第一座具有完全自主知识产权的10万t/a铅富氧闪速熔炼厂于2011年5月10日在河南省灵宝市正式投料生产。入炉物料含铅约30%,闪速熔炼渣含铅8%～12%。经电炉贫化还原,电炉弃渣含铅小于2%、含锌小于2%、平均含银小于6g/t、含金小于0.1g/t、含铜小于0.1%。粗铅品位大于98%。闪速熔炼烟尘含铅大于65%、含锌小于3%,烟尘率8%～12%且全部闭路返回熔炼。铅回收率大于98%、金银回收率大于99.5%、总硫利用率大于98%。包括还原贫化电炉挥发锌的能耗在内,粗铅综合能耗213kgce/t。     

市政污泥中重金属赋存状态及生物有效性

在分析污泥理化性质的基础上,采用Tessier连续提取法对污泥中的Cu、Zn、Pb、Ni、Cd、Cr进行形态及生物有效性分析.结果表明,该污泥中有机质含量达到45.62 %,N、P、K含量分别为1.55 %、4.26 %、1.01 %,重金属含量均低于污泥农用控制标准值.污泥中Cu的生物有效态占2.65 %,潜在有效态占36.52 %,不可利用态占60.83 %;Zn的生物有效态占1.24 %,潜在有效态占10.71 %,不可利用态占88.05 %;Pb全部以残渣态存在于污泥中,不可利用态占100 %;Ni的生物有效态占46.01 %,不可利用态占53.99 %;该污泥中未检测出Cd和Cr.污泥中重金属主要以非交换态形式存在,生物可利用程度低,对污泥堆肥农用非常有利.      

Kinetic investigations into the distillation of nonferrous metals during complex processing of waste of metallurgical industry

Experimental kinetic studies of the reduction and distillation of nonferrous metals into the gas phase during the complex processing of the metallurgical industry waste—the Waelz clinker of oxidized zinc ores of AO Achpolimetal (settlement of Achisai, Kazakhstan)—by electrosmelting are performed. The investigation into the mechanism of reduction and distillation of lead and zinc from the Waelz clinker during its electrosmelting is performed in laboratory conditions using a Tamman furnace in a temperature range from 1773 to 1973 K. It is established that the degree of transition (distillation) of Zn and Pb into the gas phase at T = 1973 K for 55 min are α_Zn = 98.6% and α_Pb = 99.6%, respectively. Zinc is mainly distilled (94–96%) in the first 28–32 min, while lead is mainly distilled (94–96%) in 30 min. The apparent activation energies during the distillation of zinc and lead are determined (α_Zn, Pb = 70%): E _app = 127.3 and 146.14 kJ/mole.