某硫酸渣中铅、锌的氯化焙烧动力学研究

硫酸渣是一种大宗固体工业废弃物,铁含量较高,含量偏高的铅、锌往往是制约其作为铁资源利用的重要因素。氯化焙烧-磁化焙烧-磁选工艺则可成功脱除铅、锌,获得高铁低铅锌铁精矿。为揭示硫酸渣氯化焙烧过程中各主要相态的铅、锌发生氯化反应的限制环节,以及氯化反应的速率和氯化焙烧机理,以CaCl₂为氯化剂,对某硫酸渣进行了氯化焙烧动力学研究。结果表明：①铁、铅、锌含量分别为49.90%、0.29%和1.23%,锌绝大部分为氧化态,铅主要为氧化态,其次是硫酸铅和其他形态铅,在CaCl₂与硫酸渣的质量比为6%的情况下,延长氯化焙烧时间或提高焙烧温度,锌、铅的氯化挥发脱除率均上升,1 000 ℃时焙烧5 min,锌、铅的脱除率分别达86.99%和83.14%,为后续磁化焙烧-磁选制备高铁低杂铁精矿创造了良好的条件。②相比较而言,氯化焙烧脱锌比脱铅更容易。③900～1 050 ℃时锌氯化挥发的表观活化能为42.07×10³ J/mol,受化学反应控制;900～950 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为43.88×10³ J/mol,受化学反应控制;1 000～1 050 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为20.34×10³ J/mol,受扩散控制。④强化铅、锌的氯化挥发脱除,除了提高温度,还可通过增加固体氯化剂用量或提高硫酸渣固体颗粒的孔隙率和比表面积来实现。     

高砷锌烟灰脱砷研究

以高砷锌烟灰为原料,采用低温硫酸化焙烧工艺,使烟灰中的砷以As_2O_3形式挥发逸出,经收尘系统收集。锌、铟、锗等有价金属在焙烧过程中转变为硫酸盐,实现了与砷的分离。考察了硫酸用量、温度、焙烧时间对脱砷的影响。结果表明,硫酸用量1.2倍理论量,温度300℃,焙烧时间3 h,焙烧过程砷的脱除率达78.28%。焙砂浸出时进入溶液中的少量砷与溶液中同时被浸出的少量铁一起通过氧化水解形成砷铁渣沉淀。砷铁渣与原矿混合后再经硫酸化焙烧,砷的脱除率达70.39%。     

铅泥中有价金属的提取

闪锌矿经焙烧脱硫得焙烧渣,焙烧渣经硫酸浸出得浸出渣,浸出渣经高温煅烧产出蓝锌,蓝锌用稀硫酸浸出生产工业硫酸锌时,其浸出渣为含有大量铅、银等有价金属的"铅泥",通过采用碳酸钠熔融法对铅泥进行金属富集,可获得含铅90.2%、银0.1%、锌7%的铅扣,从而充分利用了二次资源,并且有利于环境保护。     

选冶联合工艺回收云南某铅锌尾渣中Pb和Zn

云南个旧某铅锌尾渣含铅9.87%、含锌6.25%,铅、锌多与脉石相互包裹,导致铅、锌分离较为困难。为回收该尾渣中铅、锌,进行了硫酸浸锌-浸渣重选选铅试验。结果表明：在浸出温度为70 ℃、硫酸用量为15%、氢氟酸用量为3%、给料粒度为-0.5 mm、液固比为1.5、浸出时间为120 min条件下,可以获得锌浸出率为97.02%、浸渣铅品位为15.37%的指标,浸渣磨细至-0.045 mm占90%,经摇床1粗1精重选,获得的铅精矿铅品位为45.68%、含锌0.24%、铅作业回收率为89.98%,铅锌分离指标较好。铅锌尾渣浸出反应后所得浸渣结晶状态比较致密,有新物相生成;浸出过程铅转变为难溶硫酸铅,锌转变为易溶硫酸锌,从而可通过固液分离实现分离铅、锌。     

铁酸锌型低品位氧化锌矿提锌工艺及机理

针对铁酸锌型低品位氧化锌矿特点, 采用焙烧-水浸工艺提取锌。通过XRD、SEM-EDS等测试分析, 观察了焙烧前后、水浸后矿物的物相变化。实验结果表明, 当硫酸用量70%, 焙烧时间2.5 h, 温度523 K时, 锌浸出率达80%以上。     

石煤空焙-低酸浸出提钒的试验研究

采用5种不同的工艺对湖北某地区石煤进行的提钒试验表明,该石煤采用空焙-低酸浸出工艺提钒可以取得较好的效果。通过对焙烧温度、焙烧时间、硫酸用量和酸浸时间等工艺参数进行研究表明,在物料粒度-0.147 mm,焙烧温度900～950 ℃,焙烧时间1～1.5 h,酸浸温度常温,硫酸用量2.5%和酸浸时间1 h的条件下,钒转浸率可达77.51%～80.33%。     

利用铅银渣综合提取锌铅银的试验研究

对某湿法炼锌厂的铅银渣进行了综合提取锌铅银的探索试验。结果表明,采用"水洗脱锌—氧化焙烧—氰化浸银—氯化浸铅"的湿法工艺,获得了锌、银、铅的浸出率分别为70%、96.42%、90.49%的技术指标,为该类型冶炼废渣提供了一条新的综合利用途径。     

硫酸浸出转底炉高锌铅粉尘的研究

研究了硫酸浸出转底炉高锌铅粉尘提取锌的工艺条件和参数。最佳浸出工艺条件为: 搅拌速度400 r/min, 硫酸浓度为1.0 mol/L, 浸出温度为25 ℃, 固液比为1∶8, 浸出时间为0.5 h。在此条件下, 锌的浸出率可达96%以上。采用针铁矿-氧化水解法除铁、过硫酸铵深度除铁锰、锌粉置换除杂的方法对浸出液净化处理, 得到高纯度硫酸锌溶液, 该溶液可直接电解制取锌或制取碱式碳酸锌和氧化锌。     

俄罗斯某含银铅锌矿石的浸锌沉银试验

俄罗斯某含银铅锌矿石铅、锌、银含量分别为11.52%、28.76%和187.00 g/t,铅主要以硫化铅形式存在,占总铅的92.13%;锌主要以氧化锌形式存在,占总锌的92.35%,浮选工艺难以回收其中的锌。对浮铅前的硫酸浸锌工艺条件进行了研究,并对同时浸出的少量银进行了硫脲法回收试验。结果表明,在硫酸浓度为180 g/L,液固比为5,浸出温度为85 ℃,浸出时间为60 min情况下锌、银、铅的浸出率分别达95.88%、35.51%、4.08%;酸浸液在硫脲用量为理论用量的1.2倍,搅拌反应时间为30 min,沉降时间为6 h情况下沉银,锌的作业损失率为9.02%、银沉淀率为87.23%。试验较好地实现了铅锌分离,且沉银过程中的锌损失量较小。     

选择性还原法分离高炉粉尘中锌和铁的研究

采用兰炭作还原剂,对高炉粉尘进行还原焙烧,再对焙砂进行磁选,然后浸出磁选尾矿中的锌,实现锌、铁分离。在热力学计算的基础上,研究了焙烧条件对锌、铁浸出率的影响,结果表明:加碳焙烧可使高炉粉尘中的铁酸锌选择性还原为磁性氧化铁和氧化锌,较优的焙烧工艺参数为:焙烧温度800 ℃,焙烧时间2 h,配炭量50%。磁选可分离出焙砂中的磁性氧化铁。采用1 mol/L的硫酸在室温下浸出磁选尾矿1 h,锌、铁浸出率分别为75.39%和27.46%。     

从锌精矿焙烧烟尘中浮选回收锌

硫化锌精矿高温氧化焙烧过程所产的烟尘成分复杂,主要有氧化锌外,还含有铁酸锌及锌、镉的硫化物和硫酸铅等.该种焙烧烟尘的二次焙烧处理工艺存在着环境污染等一系列无法彻底解决的问题.本文首次进行了焙烧烟尘的浮选试验研究,分别考察了捕收剂种类及用量、浮选pH值、浮选时间及起泡剂用量等因素对浮选的影响.试验结果表明,烟尘水洗后经多段浮选,获得了较好的浮选效果,浮选尾矿含硫<1.5%,达到了硫化锌与其它含锌矿物分离的目的.     

低品位微细粒氧化铅锌矿选冶工艺研究

针对国外某氧化铅锌矿开展了选冶联合工艺研究, 采用硫化焙烧-浮选工艺回收铅、锌。工艺矿物学研究表明, 矿样中的锌主要以硫化锌和碳酸锌两种形式存在, 铅主要以硫化铅和铅铁矾形式产出。闪锌矿和菱锌矿属于微细粒和细粒嵌布的范畴。硫化剂、焙烧时间和焙烧助剂是影响硫化焙烧效果的主要因素, 而焙烧温度、物料粒度的影响不显著。矿石中含有黄铁矿, 因此硫化焙烧不需另外添加硫化剂。采用硫化焙烧-混合浮选工艺, 在焙砂磨矿粒度-0.038 mm粒级占92.56%条件下, 经一次粗选、三次扫选、十次精选闭路流程选别(中矿顺序返回), 可获得产率22.96%、含Pb 9.87%、含Zn 38.92%、Pb+Zn品位为48.79%的混合铅锌精矿, Pb、Zn回收率分别为75.79%和79.78%。     

基于Box-Behnken设计优化白银炉电收尘脱砷工艺

采用低温碱性焙烧-热水浸出工艺脱除白银炉电收尘(EPD)中的砷, 主要考察了焙烧过程中碱料比、焙烧温度、焙烧时间对砷浸出率的影响, 并利用响应曲面法的Box-Behnken设计优化工艺参数。结果表明, 3个因素对EPD中砷的浸出率均有影响, 其中焙烧温度对砷浸出率影响最大。结合单因素实验结果及Box-Behnken设计优化后焙烧条件为: 碱料比1.2, 焙烧温度600 ℃, 焙烧时间2 h。优化条件下, EPD中砷浸出率为90.76%, 铅、锌、铜、铋均不浸出。低温碱性焙烧-热水浸出工艺能实现EPD中砷的选择性脱除, 有价金属富集在浸出渣中得以综合回收。     

高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究

针对广西某地高铁泥化氧化铅锌矿的特点,采用硫化-胺法优先浮选工艺进行了试验研究。研究表明:在不脱泥的情况下,以六偏磷酸钠为分散剂,硫化钠用量3 kg/t,矿浆pH=9时,以混合胺为捕收剂,能够有效实现氧化铅矿的浮选;氧化锌矿以硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂也能获得较好的浮选效果。在铅、锌给矿品位为3.54%,5.86%条件下,采用该浮选工艺获得了铅品位45.23%,回收率73.51%;锌品位40.56%,回收率为76.21%的浮选指标。     

某含铷和锂的云母粗精矿焙烧和浸出试验研究

采用焙烧-水浸联合工艺从某含铷和锂的云母粗精矿中浸出铷和锂,主要考察了氯化物添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间等因素对铷和锂浸出效果的影响。确定的最佳工艺参数为:氯化物添加剂用量为原矿质量的90%、焙烧时间1.5 h、焙烧温度950℃、浸出温度30℃（室温）、浸出时间1.5 h,在最佳工艺参数条件下,铷浸出率大于95%,锂浸出率大于90%,浸出效果较好。      

机械活化铅锌烟尘强化硫酸浸出的工艺研究

以含铅锌烟尘为原料, 采用机械活化-硫酸浸出的湿法冶炼工艺分离铅锌烟尘中的金属铅及锌。着重研究了机械活化前后不同的硫酸浓度、液固比、浸出温度、浸出时间等工艺条件对原料中Zn浸出率及Pb入渣率的影响。实验结果表明, 机械活化前, H₂SO₄直接浸出铅锌烟尘的最佳工艺参数为H₂SO₄浓度175 g/L、液固比7∶1、浸出温度60 ℃、浸出时间60 min。在最佳工艺条件下, Zn浸出率达92.47%, Pb入渣率为90.30%。原料机械活化30min后, 最佳工艺条件变为H₂SO₄溶液浓度150 g/L、液固比5∶1、浸出温度50 ℃、浸出时间40 min。此时Zn浸出率达91.52%及Pb入渣率为95.36%。机械活化后铅锌烟尘的Zn浸出率及Pb入渣率对 H2SO4溶液浓度、液固比、浸出温度、浸出时间的依赖性明显降低。     

铁帽中锌、铁氧化矿石选别研究

针对某硫化矿床铁帽中含锌、铁氧化矿石,采用常规选矿、常规碱性浸出、机械活化浸出以及深度还原-磁选等方法,考察了相关因素对锌、铁回收的影响.研究结果表明,常规选矿、常规碱性浸出与机械活化浸出均不能使锌、铁有效富集,而深度还原-磁选可以使锌、铁有效分离,实现锌、铁综合回收.     

低品位含金硫酸渣氯化焙烧-浸出工艺研究

采用氯化焙烧-浸出工艺处理含金硫酸渣,回收其中金,探究了硫酸渣直接浸出的适宜工艺参数,以及氯化焙烧过程中氯化钠用量、焙烧温度和时间对金浸出效果的影响。结果表明,浸金剂用量 1.5 kg/t、室温下浸出120 min、浸出pH值11.0、液固比2.5∶1的优化浸出条件下金浸出率为66.53%。采用氯化焙烧预处理-浸出工艺处理硫酸渣,在氯化钠用量6%、焙烧温度1 000 ℃、焙烧时间1 h条件下所得焙烧渣在优化浸出条件下浸出,金浸出率可达78.59%,较直接浸出时金浸出率提高了12.06个百分点。通过FESEM-EDS分析发现,氯化焙烧可以改变硫酸渣矿物颗粒表面形貌,使矿物结构变得疏松多孔,释放包裹金,促进浸金剂与金的接触,提高金浸出率。