硅酸锌硫化转化行为与物相转变机制

为实现硅酸锌高效转化为硫化锌(ZnS),研究了在不同条件下硅酸锌硫化转化行为和物相转变机制。采用HSC和Factsage软件计算构建了硅酸锌硫化反应的热力学基础,通过热重分析和焙烧实验研究了硅酸锌的硫化转化行为,并考察了硫化过程中物相转变规律及矿物微观形貌特征变化。结果表明：黄铁矿主要通过分解产生气体硫与硅酸锌发生硫化反应,温度、黄铁矿用量和碳用量都是影响硅酸锌硫化行为的主要因素,适当升高温度、增加碳和黄铁矿用量可提高锌硫化率,且添加钠盐有助于硅酸锌硫化。在最佳条件下,硅酸锌硫化率可达92%,硫化焙烧产物主要是纤锌矿、闪锌矿、磁铁矿和方英石。实现了锌的选择性硫化,但是人造硫化锌矿晶粒较小且结晶较差,添加钠盐能够有效促进人造硫化锌的结晶和晶粒生长。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

锌浸渣硫酸铵焙烧-选择性浸出回收锌

针对锌浸渣中锌难于选择性浸出回收的难题,提出硫酸铵焙烧-选择性浸出回收锌的新工艺。该工艺通过硫酸铵焙烧改变锌浸渣中锌铁物相,在浸出过程对锌进行选择性浸出回收。研究硫酸铵加入量、焙烧温度、焙烧时间等工艺参数对铁酸锌分解和锌铁浸出的影响,并获得最佳的工艺参数,即硫酸铵和铁酸锌质量比为4、一段焙烧温度和时间分别为450℃和90 min,二段焙烧温度和时间分别为650℃和60 min。在该条件下,锌浸出率可以达到92.63%,而铁的浸出率仅为2.04%,实现了锌浸渣中锌的选择性浸出。     

高铁锌焙砂还原焙烧-碱浸工艺

利用还原焙烧-碱性浸出工艺处理高铁锌焙砂以解决现有炼锌工艺锌铁分离的难题,通过还原焙烧将高铁锌焙砂中铁酸锌分解为氧化锌和铁氧化物,氧化锌在碱性体系被选择性浸出,铁氧化物赋存于浸出渣中实现锌铁分离。以锌、铁浸出率为评价指标,考察还原焙烧及碱性浸出条件对锌铁分离效果的影响,并对焙烧产物及浸出渣进行XRD、SEM-EDS分析。结果表明:最佳还原焙烧条件如下,焙烧时间45 min,焙烧温度800℃,CO浓度4%(体积分数);最佳浸出条件如下,NaOH浓度240 g/L,液固比12:1,浸出温度80℃,浸出时间60 min。在最佳条件下总锌浸出率约为90%,总铁浸出率约为0.25%,SEM分析显示:浸出渣中锌铁氧化物镶嵌现象严重,这是锌浸出率不能进一步提高的原因。     

微波加热碳热还原铁酸锌的动力学及热力学

研究550-950°C下微波加热配碳还原焙烧分解铁酸锌生成ZnO和Fe3O4/FeO的工艺及机理。利用HSC热力学软件对铁酸锌分解的热力学温度进行计算,并利用碳气化控制、化学控制及扩散控制模型研究样品中铁酸锌分解的动力学行为。分析微波功率、反应温度、配碳比和时间对铁酸锌分解率的影响。结果表明：在微波加热温度750°C,C/ZnFe2O4质量比为1：3,粒径74~89μm,微波功率1.2 kW的条件下,被还原的铁酸锌样品经过浸出后,Zn的回收率可以高达97.93%。通过采用不同的动力学模型对分解动力学进行测试。结果表明：碳气化控制机制是良好的机制。碳气化反应的活化能为38.21 kJ/mol。     

硫酸钠和碳酸钠对高铝铁矿钠化还原动力学规律的影响

采用纯物质试验、等温还原法和微观结构分析法研究硫酸钠和碳酸钠对高铝铁矿钠化还原动力学规律的影响。结果表明:铁-铝-硅氧化物体系添加钠盐还原焙烧时,铁氧化物的还原转变规律为Fe3+→Fe O→Fe,其中在还原初期30 min以内,添加硫酸钠时,铁氧化物的还原较添加碳酸钠的要快。硫酸钠和碳酸钠均能显著提高高铝铁矿的金属化率和还原度,加快还原反应速率,在还原初期30 min以内,不添加钠盐时还原反应速率常数为2.31,添加碳酸钠时升高到3.34,添加硫酸钠时达到3.92。高铝铁矿石还原初期(15 min以内),以硫酸钠为添加剂,球团内部金属铁晶粒明显,铁晶粒粒径范围为1~10μm;以碳酸钠为添加剂,球团内部金属铁晶粒几乎不可见,边缘可见铁晶粒与脉石成分连生。     

高铁锌焙砂选择性还原焙烧-两段浸出锌

采用还原焙烧将高铁锌焙砂中的铁酸锌选择性地分解为氧化锌和磁铁矿,再通过两段浸出工艺回收锌,以实现锌铁分离和获得以磁铁矿为主的浸出渣。主要考察了还原焙烧、中性浸出及低酸浸出条件对锌焙砂中锌、铁浸出率的影响。结果表明:通过还原焙烧可以显著地提高锌焙砂的锌浸出率;中性浸出的最佳条件为浸出温度60℃、液固比10:1、初始酸度45 g/L和浸出时间2 h;低酸浸出的最佳条件为浸出温度70℃、液固比10:1、初始酸度60 g/L、搅拌速度300 r/min和浸出时间2 h。在最佳条件下,两段浸出的总锌浸出率约为90%,总铁浸出率约为5%。经XRD和SEM/EDS分析,浸出渣以磁铁矿为主,其次是闪锌矿和铁酸锌;铁酸锌存在的主要原因是在还原焙烧过程中被氧化锌等矿物包裹,使其分解不充分。     

铁酸锌选择性还原方法及其在锌焙砂处理中的应用

针对高铁锌焙砂现有冶炼方法的不足提出选择性还原-浸出处理锌焙砂工艺。锌焙砂中锌铁主要物相为铁酸锌,首先采用热力学软件Factsage对铁酸锌还原过程进行分析,得出铁酸锌选择性还原控制条件,并结合热重分析和化学分析对热力学分析结果进行验证。结果表明:以可溶性锌和亚铁含量为评价指标的最佳磁化焙烧条件为焙烧时间60 min,焙烧温度750℃,CO分压8%(体积分数),VCO/(VCO+VCO2)气氛比30%,此时的占总锌比率(可溶锌率)为91.89%,亚铁占总铁的比例(亚铁率)为51.19%。将上述理论计算和分析结果应用于锌焙砂处理,焙烧产物中的锌通过酸浸回收,铁以磁性氧化铁形式赋存于焙砂中;以铁锌浸出率为考察指标得出最佳浸出条件为温度30℃、初始酸度90 g/L、液固比10:1、反应时间10 min,此时选择性浸出效果较为理想。     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧?浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%?36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700?750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用（英文）

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧-浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%-36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700-750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

锡铁精矿硫化焙烧脱锡

硫化焙烧法可较好地脱除锡铁精矿中锡,且可实现铁物相的预还原,有利于后续工艺中铁资源的高效回收。以热力学分析为基础,结合化学分析和X射线衍射分析,对锡铁精矿的硫化焙烧过程进行了研究。结果表明:无烟煤用量增加时,锡脱除率呈先增加后降低趋势,其添加量(无烟煤与锡铁精矿质量比)超过10%,部分锡物相被还原成金属锡,并与铁结合形成硬头,锡挥发脱除率下降;焙烧过程中铁物相由Fe3O4转变为FeO,实现了铁的预还原;以高硫煤对锡铁精矿进行还原-硫化复合焙烧,在氮气流量0.6 L/min、焙烧温度1 273 K、焙烧时间40 min和高硫煤(含硫量3.07%)添加量(高硫煤与锡铁精矿质量比)10%试验条件下,可将精矿含锡降至0.043%,该研究为高硫煤的清洁利用提供了一个新途径。     

氯化焙烧法从难选含碳金矿中同时提取金和锌（英文）

提出一种以Na Cl为氯化剂、采用氯化焙烧法从难选含碳质金矿中同时回收金和锌的新工艺。研究焙烧温度、焙烧时间和Na Cl含量对金、锌挥发率的影响。采用SEM、EDS和XRD对反应机理和相变过程进行分析。结果表明,在10%Na Cl、焙烧温度为800°C、焙烧时间为4 h、气流速度为1 L/min的最佳条件下,金、锌的挥发率分别为92%和92.56%。在低温氯化焙烧阶段,一定的硫含量有利于金、锌的氯化反应;在高温氯化焙烧阶段,含钒云母的晶体结构被破坏,含钒氧化物有利于金、锌的氯化挥发。最后,金、锌的氯化挥发物可被碱性溶液回收。     

废旧干电池碳包的回收工艺

废旧干电池碳包的主要成分是锰的氧化物,另含少量锌、汞、氯化铵、碳粉和乙炔黑等.通过碳包的焙烧和酸浸实验,得出结论①焙烧的适宜温度和时间分别是700 ℃、1h,在此条件下,碳可燃尽,锰的氧化物已分解完全,且锌不会以蒸汽形式跑出;②盐酸对碳包的浸取效果较硫酸和磷酸好,用体积比为1∶1的盐酸在常温下浸泡碳包1 h得高达95.3%的浸取率.     

CO还原焙烧铁酸锌的选择性分解行为

为了将锌焙砂中铁酸锌选择性地分解为Zn O和Fe_3O_4,研究在CO还原焙烧过程中铁酸锌的分解行为。采用HSC和Factsage软件计算铁酸锌在CO还原气氛下分解的热力学基础,再通过回转窑焙烧试验考察还原焙烧条件对铁酸锌分解行为的影响。结果表明:在适宜的温度和气氛下锌焙砂中的铁酸锌能选择性转化为Zn O和Fe_3O_4,CO浓度、p(CO)/p(CO+CO_2)值、焙烧温度和时间是影响铁酸锌分解的主要因素,提高焙烧温度、延长时间、增加CO浓度和分压有利于铁酸锌的分解,也会促进Fe O的生成;在最佳条件下,铁酸锌的分解率近70%,且过还原不严重。经XRD和SEM/EDS分析,产物主要以Zn O、Fe_3O_4、Zn S和Zn_2Si O_4为主,且颗粒粒度较小、疏松多孔及互相包裹严重。     

废旧干电池碳包的回收工艺

废旧干电池碳包的主要成分是锰的氧化物，另含少量锌、汞、氯化铵、碳粉和乙炔黑等。通过碳包的焙烧和酸浸实验，得出结论：①焙烧的适宜温度和时间分别是700℃、1h，在此条件下。碳可燃尽．锰的氧化物已分解完全，且锌不会以蒸汽形式跑出；②盐酸对碳包的浸取效果较硫酸和磷酸好，用体积比为1：1的盐酸在常温下浸泡碳包1h得高达95.3％的浸取率。     

钠化还原法处理高铝褐铁矿新工艺

开发一种处理高铝褐铁矿的新工艺。采用钠化还原-磁选法对一种铁品位为48.92%(质量分数)、Al2O3含量为8.16%(质量分数)的高铝褐铁矿进行铝铁分离研究。结果表明:当硫酸钠添加量为12%(质量分数),还原焙烧温度为1050℃,焙烧时间为60min时,焙烧产物磨至粒度小于0.074mm的占98%;在磁场强度为0.675T的条件下,可获得铁品位91.00%,Al2O3含量1.36%的金属铁粉,铁的回收率为91.58%,铝的脱除率为90.47%。XRD研究结果表明,在钠盐焙烧过程中,铁氧化物被还原成金属铁,大部分铝、硅矿物与硫酸钠反应生成非磁性物质铝硅酸钠,经磁选后进入非磁性物,从而实现铝铁的高效分离。     

钠盐对高铝褐铁矿还原焙烧铝铁分离的影响

研究钠盐对高铝褐铁矿还原焙烧过程中铝铁分离的影响。结果表明:高铝褐铁矿经还原后,铁的金属化率为87.13%,焙烧产物经磨矿磁选后,金属铁粉中铁品位和Al2O3含量分别为68.07%(质量分数)和7.94%,铁的回收率仅为19.77%;添加硫酸钠14%(质量分数)、辅助添加剂BS2.5%(质量分数)后还原高铝褐铁矿,铁的金属化率可达95.69%,焙烧产物经磨矿磁选后,金属铁粉中铁品位升高到91.3%,Al2O3含量降低为1.27%,铁的回收率达到93.64%。XRD、EDX及微观结构研究表明:未添加钠盐时,高铝褐铁矿中铁氧化物易被还原为无磁性的γ-Fe,且铁与铝、硅结合紧密,磁选分离难度大;添加的钠盐能与Al2O3和SiO2反应生成铝硅酸钠,破坏矿石结构,有利于改善高铝褐铁矿的还原效果,但在碳酸钠作用下铁晶粒较小且易与脉石矿物结合,而在硫酸钠作用下金属铁颗粒长大,与脉石矿物解离性能好,有利于铝铁分离。     

采用还原-磁化焙烧法从高铁锌焙砂中选择性浸出锌（英文）

为实现高铁锌焙砂中锌的选择性浸出，提出一种将还原焙烧与磁化焙烧相结合以强化铁酸锌选择性分解的新工艺。通过热力学分析和焙烧实验，详细研究铁酸锌的分解机理。结果表明，在8%CO(体积分数)、750℃、50%CO/(CO+CO₂)(体积分数)和90 min的最佳还原焙烧条件下，锌焙砂中94.65%的铁酸锌被还原分解为氧化锌和氧化亚铁。随后，还原焙砂在450℃的空气气氛中磁化焙烧30 min后，焙砂中的氧化亚铁被选择性地磁化为四氧化三铁。磁化焙砂经低酸浸出后，焙砂中93.62%的锌被浸出进入溶液，而90%以上的铁以磁铁矿的形式富集在浸出渣中，浸出渣中的铁可通过磁选法进一步回收。     

响应曲面法优化还原焙烧-磁选法回收赤泥中铁的工艺研究

本文以云南某铝厂的拜耳法赤泥为研究对象,采用还原焙烧-磁选法回收赤泥中的铁。实验结果表明:当焙烧温度为1250℃,焙烧时间120 min,活性炭添加量为赤泥质量的20%,矿物粒度为90%-400目,激磁电流为2.5 A时,所得铁精矿品位为85.84%,铁回收率为86.24%。以还原焙烧温度、还原焙烧时间和活性炭用量为考察因素,通过中心合成实验设计及响应曲面分析法对赤泥的还原焙烧-磁选工艺进行模拟,得到铁精矿品位和铁回收率的预测模型。其优化得到最佳工艺条件为:焙烧温度1225℃,焙烧时间115 min,活性炭量18%。在此条件下实验,所得铁精矿品位为86.07%,铁回收率为86.46%,与理论铁精矿品位为86.56%,铁回收率为86.90%的结果相差较小,说明预测模型和优化工艺条件可以用来指导实际生产。     

锡阳极泥硫化焙烧分离锑

提出一种硫化焙烧处理锡阳极泥分离锑的新工艺,对硫化焙烧过程进行热力学分析,在热力学分析的基础上,系统考察焙烧温度、焙烧时间、黄铁矿配比及焦粉配比对锑挥发率和锡残留率的影响。结果表明:温度升高有利于Sb2O4和Sn O2硫化反应的进行,且在同一温度下,Sb2O4比Sn O2硫化的趋势更强。在黄铁矿配比为30%(质量分数)、焦粉配比为7%(质量分数)、焙烧温度为1323 K、焙烧时间为2 h的条件下,焙砂中的锑含量为2.96%、锡含量为31.98%、锑的挥发率为85.56%、锡的残留率为88.75%,锡阳极泥硫化焙烧分离锑效果较佳。