共查询到16条相似文献,搜索用时 296 毫秒
1.
2.
3.
为了综合回收锌浸渣中的有价金属,进行了弱酸渣酸浸减量化研究,减量后的渣进回转窑处理,酸浸混合液采用锌精矿还原处理-铁粉置换沉铜-锌焙砂预中和-氧化锌粉中和沉铟工艺来分离回收有价金属。采用酸浸工艺和回转窑工艺联合处理锌浸渣,可减少入窑渣量,降低能耗。结果表明,锌浸渣经酸浸可减量50%以上,锌粉中和沉铟工艺可实现锌回收率大于90%,铜回收率大于99%,沉铟后液铟小于5 mg/L。减量后的渣可富集铅、银等金属,该渣送回转窑挥发处理,产出的氧化锌烟尘可用于中和沉铟,中和过程既可使氧化锌中的锌预先浸出,又可进一步富集铟。该工艺可实现锌浸渣的无害化处理和资源综合利用。 相似文献
4.
锌渣综合利用的研究与应用 总被引:3,自引:0,他引:3
采用磁选和风选相结合的方法,将窑渣分离为风选焦(返回挥发窑使用)、次焦(民用)、细铁渣(用于炼铅回收银)、粗铁渣等四种产品,为锌挥发窑渣的综合利用开辟了新途径。 相似文献
5.
随着锌资源供给矛盾日趋紧张,对于二次锌资源综合回收利用技术的研究已成为选冶领域研究的热点。根据目前国内外锌资源的选冶现状,在总结锌冶炼渣常规处理方法的基础上,综述了近年来采用选冶联合方法处理锌冶炼渣的研究进展。认为传统的冶金或单一选矿方法从废渣中回收有价金属虽然有其优势,但也存在着诸如成本高、有价金属回收效率不理想、环保效果差等不足。比较而言,选冶联合方法可针对不同锌冶炼渣的成分及结构特点,结合各种技术优点,更加灵活地处理废渣,从而实现资源的综合回收,是未来二次锌资源回收领域的研究方向。 相似文献
6.
研究了从锌窑渣中选矿回收有价元素碳和铁。采用浮选优先回收碳,浮选尾矿再磨再磁选回收铁的选矿工艺处理锌窑渣,结果表明,碳的较佳浮选回收条件为磨矿细度-0.074 mm 75 %,柴油用量1600 g/t,2~#油用量600 g/t,在此条件下获得的碳精矿碳品位为76.12%、碳回收率为85.60%;铁的较佳磁选回收条件为磨矿细度-0.074 mm 89.47%,磁场强度106 kA/m,在此条件下获得的铁精矿铁品位为64.23%、铁回收率为68.42%。为此类废渣的开发利用提供了高效、经济途径。 相似文献
7.
测试了锌窑渣的热失重曲线,根据热失重曲线讨论了锌窑渣失重原因不同的温度范围,结合锌窑渣中Cu、Zn及Fe的物相组成在不同温度范围内的变化,讨论了锌窑渣在加热过程中可能发生物理化学变化。结果表明:在1053K之前主要是渣中吸附气体解吸及渣中结晶水的脱除,1053K~1173K之间,锌窑渣中FeS会与游离ZnO或结合ZnO反应,C会还原产生的FeO为金属铁。1173K~1323K之间,锌窑渣中ZnS将与渣中高价铁氧化物反应生成游离氧化锌,并会被锌窑渣中C还原为金属锌挥发。温度大于1323K时,熔融相的出现有利于渣中游离氧化亚铜和结合氧化亚铜的硫化反应,此时渣中更稳定存在的含锌物相为硅酸锌。 相似文献
8.
9.
为了促进含锌渣尘中有价金属回收利用技术的发展,对资源量大、富含铁酸锌的钢铁厂电炉粉尘和湿法浸锌渣等2类典型二次锌资源,从综合利用原理、技术路线和利用效果等方面进行了评述。指出了矿相重构是实现电炉粉尘和湿法浸锌渣综合利用的有效方法。电炉粉尘主要有价组分为锌和铁,矿相重构处理后宜采取选矿法分离出锌组分,剩余产物应返回炼铁工序,实现在钢铁厂内循环利用;湿法浸锌渣主要有价组分为锌、铁、镓、铟、银等,矿相重构处理后根据元素走向,采取选矿和湿法提取相结合的方法,在不产生二次污染的前提下,重点实现有价元素的综合回收。 相似文献
10.
11.
12.
以云南某锌厂提供的复杂挥发窑渣为研究对象,在理论分析的基础上,采用H2O2-H2SO4水溶液体系常压条件下协同浸出其中的有价金属。以In、Cu及Zn浸出率为考察指标,探讨了H2O2用量、硫酸浓度、反应温度、反应时间、液固比等因素对In、Cu、Zn浸出率的影响。结果表明,在H2O2(30%)用量0.6 mL/g、硫酸浓度3 mol/L、反应温度80 ℃、反应时间2 h、液固比6∶1条件下,In浸出率93.92%、Cu浸出率89.84%、Zn浸出率66.49%。浸出渣中贵金属Ag含量大于0.01%,富集比3.23,初步实现了窑渣中有价金属的分离与综合利用。 相似文献
13.
14.
15.
A long history of zinc processing starting with pilot plant studies in the 1980s has progressed to the treatment of close to 800,000 tonnes a year of zinc bearing feeds in Top Submerged Lance (TSL) furnaces in the form of residues and slags. Whereas these Ausmelt TSL applications are end-of-pipe applications treating residues from classical Roast-Leach-Electrowinning (RLE) process routes, this paper discusses Direct Zinc Smelting (DZS) Process. In Stage 1 of this novel two stage TSL application the sulphide sulphur from the zinc concentrate is the energy carrier used to smelt the concentrate and fume 60–65% of the zinc content. Subsequently in Stage 2 zinc is fumed from the already molten Stage 1 slag to create a final discard slag with a total zinc recovery of 99%. The use of sulphide sulphur as fuel to smelt has economic advantage over the present end-of-pipe TSL applications, that require two steps (for smelting and sulphur removal) and then fuming using primary fuels. The slag product of the DZS process overcomes inherent environmental liability and ever increasing economic burden associated with the traditional RLE processes by eliminating the creation of large volumes of iron bearing residues (mainly jarosite and goethite) while complementing high recoveries of Zn with those of the valuable elements e.g. Cu, Ag, Au, Pb, Ge, and In. High levels of Fe, Mn, SiO2, and MgO in some concentrates render them unsuitable for processing in RLE, however are elegantly directed by DZS to the benign slag. This paper will discuss Ausmelt’s applications in zinc processing with a focus on DZS to show how this process can extend the life of present RLE sites. 相似文献
16.
废渣矿物组成较为复杂,并有较多玻璃质、微晶质和不同矿物的过渡相存在。废渣中锌主要分布在硅酸盐和锌铁尖晶石中;铅含量低,主要以铅矾形式存在;铁的主要物相为赤褐铁矿和硅酸铁;废渣含碳量高,烧失量较大。根据废渣含锌量及浸出毒性结果,将废渣分为两类处理。锌含量低且浸出毒性在国标规定范围的这一类废渣,金属回收价值不高,可作为建筑材料的原料(如水泥、混凝土及烧结砖)。另一类锌含量较高或浸出毒性超出国标规定范围的废渣,进行还原焙烧回收有价金属,90%以上的Zn和85%以上的Pb挥发进入烟尘,得到锌铅含量低且浸出毒性在国标规定范围的残渣,可用于建筑材料。 相似文献