碳热还原-低碳精炼处理含铜污泥分离富集有价金属

含铜污泥含有铜、锌、镍、锡、铅等多种有价金属,为了回收其中的有价金属,本研究提出了"碳热还原焙烧-低碳氧化还原精炼"创新工艺。首先通过碳热还原焙烧将锌、锡、铅等有价金属挥发入烟气得以回收,在还原温度为1473 K,碳含量为20%,反应时间为60 min的条件下,铅、锡和锌的脱除率分别达到90.77%、95.14%和99.92%。然后通过低碳氧化还原精炼,在氧化温度为1573 K,加入SiO_2量为6%,反应时间为180 min条件下,可得到适用于建筑材料的水淬渣,最后在还原温度为1473 K,碳加入量为8%,反应时间为20 min,将铜、镍富集于阳极铜板中,阳极板中铜含量可达98%以上,符合铜电解的要求。本研究实现有价金属的全回收,较现有的含铜污泥处理工艺,具有流程短,能耗低,有价金属回收率高,经济环保等显著优点。     

高铅渣液态还原过程中有价金属分布

以铅精矿氧化熔炼产生的高铅渣为原料,通过静态实验研究其熔池熔炼还原过程。使用X射线衍射(XRD)和等离子体发射光谱(ICP)对反应原料及产物进行分析,探讨铁硅比、钙硅比、还原煤用量、还原温度、还原时间等对有价金属元素(Pb、Cu、Zn)在高铅渣还原产物中分布的影响。结果表明:静态实验中的Pb、Cu主要进入金属相,而Zn则基本进入还原渣中。最有利于有价金属综合回收的工艺条件如下:铁硅比1.25,钙硅比0.8,还原时间为60 min,还原温度为1200℃,还原剂的用量为理论量的1.3倍。     

低温碱性一步熔炼处理分银渣

采用低温碱性一步熔炼处理分银渣生产贵铅合金,产出的碱浮渣再经水浸获得含锡、锑、砷溶液。考察了碱渣比、盐渣比、碳粉加入量、熔炼温度、熔炼时间对锡、锑、砷浸出率以及铅、铋回收率的影响。结果表明:熔炼过程的优化条件为:碱渣比0.6,盐渣比0.4,熔炼温度600℃,熔炼时间6 h,碳粉加入量为20%。在此优化条件下,锡、锑、砷浸出率分别为85.95%、93.06%和98.62%,铅、铋被还原为单质捕集贵金属形成贵铅合金,回收率分别为93.17%和99.99%。本工艺流程短、试剂耗量少,实现了分银渣中有价金属的高效初步分离富集。     

低品位铅铋物料熔池熔炼中元素的分配行为

低品位复杂物料中杂质元素含量高,其分配行为对熔炼工艺条件及产品质量具有很大影响。针对低品位铅铋物料氧化熔炼及其氧化渣还原熔炼两段工艺开展研究,考察了各因素对元素分配行为的影响。结果表明:氧化熔炼最佳工艺条件为:通氧量200 L/kg,铁硅质量比1.3,钙硅比0.4。在此工艺条件下,铅、铋、铜、锌、砷和锑在渣中分配比例分别为47.05%、7.37%、10.93%、55.12%、55.86%和47.59%。还原熔炼最佳工艺条件为:铁硅质量比1.2,钙硅质量比0.8,还原剂用量为理论量的1.3倍,还原时间60 min。在此工艺条件下,铅、铋、铜、锌、砷和锑直收率分别为93.34%、99.60%、49.58%、84.38%、49.31%和87.26%。     

鼓风炉水淬铅冶渣的矿物特征

通过X射线衍射分析、扫描电子显微镜、热重差热分析仪以及化学分析对铅冶炼渣进行系统矿物特征研究。结果表明:铅冶炼渣中主要金属矿物为硅锌矿、锌黄长石、锌铁尖晶石、方铁矿以及金属铅。锌元素高度分散在玻璃渣相中,其中锌在硅酸盐中占66.28%(质量分数),在铁酸盐中占31.63%(质量分数),选矿回收有价金属锌需要以含锌矿物矿相重构为基础。金属铅与锌铁尖晶石伴生,可以采用强磁选回收锌铁尖晶石而富集金属铅。铅冶炼渣的水溶液为弱碱性,水溶液pH值与渣料的粒度大小有关。在强酸或强碱条件下,金属的溶解行为不同,控制碱性浸出条件可作为冶炼渣中铅选择性提取的有效方法。     

回转窑内渣成分优化实现锌铅元素的高效回收（英文）

在回转窑内从高硅锌浸出渣中实现高效回收锌铅金属。XRD、SEM、EDS及ICP表征结果表明,浸出渣含12.4%SiO₂、16.1%Zn和7.4%Pb(质量分数)。热力学分析表明,在回转窑内1150～1250℃的冶炼环境下,锌浸出渣中极易产生锌和铅的金属蒸气。通过分析13种冶金渣成分的黏度及熔点,发现3种渣成分(47%SiO₂-23%CaO-30%FeO、40%SiO₂-28%CaO-32%FeO、40%SiO₂-30%CaO-30%FeO,质量分数)具有合适的物理特性,即熔点和黏度分别为1150～1280℃和0.2～0.5 Pa·s。工业实验表明,采用优化的渣成分,锌和铅的回收率分别高达97.3%和94.5%,冶炼后渣内锌和铅的含量分别低至0.51%和0.45%(质量分数)。水淬渣的国标浸出实验表明,浸出液中含1.82 mg/L Zn、～0.01 mg/L Cu、0.0004 mg/L As、～0.01 mg/L Cd、0.08 mg/L Pb和～0.02 mg/L Hg,证实锌浸出渣同步实现无害化...     

二氧化硫还原分解铁酸锌及锌浸渣工艺

锌冶炼浸出渣中锌主要以铁酸锌的形式存在,针对锌浸渣中铁酸锌难于分解的问题,以铁酸锌作为研究对象,研究二氧化硫作用下铁酸锌中锌的溶出和Fe(Ⅲ)的还原行为。考察初始硫酸浓度、液固比、二氧化硫通入量、反应时间、反应温度对二氧化硫还原分解铁酸锌行为的影响。结果表明:最佳反应条件如下,初始硫酸浓度120 g/L、液固比11:1、二氧化硫通入量0.41×10~(-2)mol/g、反应时间120 min、反应温度105℃。在最佳反应条件下,对锌浸渣开展还原浸出实验,锌的浸出率能达到99%以上,Fe(Ⅲ)的还原率能达到98%。通过ICP-MS和XRD分析表明,锌浸渣中的铁酸锌完全分解,还原浸出渣的主要成分为锌和铅,分别以ZnS和PbSO_4的形式存在。     

还原熔炼法从谦比希铜冶炼厂转炉渣中回收钴(英文)

研究从赞比亚谦比希铜冶炼厂转炉渣中回收钴的还原熔炼过程。实验考察还原剂用量、熔炼温度、保温时间及渣型改善剂CaO和TiO2的添加对还原熔炼金属回收率的影响。采用X射线衍射、扫描电子显微镜及能谱分析对所得贫化渣和含钴合金进行表征。结果表明,在优化条件下,转炉渣中钴、铜、铁的回收率分别为94.02%,95.76%和小于18%;贫化渣的主要物相组成为铁橄榄石和铁尖晶石,含钴合金中主要含有金属铜、含钴铜的铁合金和少量的硫化物。     

脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼渣型理论研究

对脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼渣型理论进行研究。根据富氧直接熔炼过程炉渣组成特性,选取FeO-SiO_2-CaO-ZnO渣系为研究对象。采用热力学软件Factsage计算并绘制FeO-SiO_2-CaO-ZnO渣系相图,考察CaO与SiO_2质量比、Fe与SiO_2质量比、ZnO含量及温度对该渣系熔化温度及黏度的作用规律,并在此理论基础上进行实验研究。理论研究表明,熔炼过程炉渣中Fe与SiO_2质量比和CaO与SiO_2质量比的增大均会提高炉渣的熔化温度。随着体系温度的升高,炉渣的黏度逐渐减小,1250℃时,炉渣的黏度均小于0.5 Pa·s。实验结果表明:熔炼过程产出合金品位为95.56%,合金直收率达到58.47%,渣中金属含量(Pb与Sb)小于1%(质量分数)。熔炼产物工艺矿物学研究发现,合金中主要物相为金属Pb、金属Sb以及少量Cu_2Sb、FeSb_2金属间化合物,炉渣主要由钙铁橄榄石、铁橄榄石组成,原料中锌主要以氧化锌形式进入渣相。     

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。     

湿法炼锌危废铁矾渣水热分解及铁物相转化行为

湿法炼锌过程产出的铁矾渣含有大量的有价金属锌、铅以及伴生金属铁,在水热条件下,危废铁矾渣将发生高效分解与转化,有价金属转入溶液,伴生铁转化为赤铁矿。本文以湿法炼锌企业产出的铁矾渣为研究对象,研究了反应温度、反应时间、液固比、初始酸度、晶种浓度等宏观技术参数对铁矾渣分解与转化的影响规律。理论计算和实验结果均表明在高温水热体系中,铁矾渣中的黄钾铁矾、黄铵铁矾和铁酸锌物相均可有效转化为赤铁矿,而铅铁矾性质稳定不易转化。升高温度并延长反应时间有利于黄钾铁矾、黄铵铁矾和铁酸锌物相的水热分解与转化。在220℃下反应1 h后,铁矾物相转化基本完成,其转化率达94%;反应4 h后铁酸锌物相衍射峰完全消失,锌浸出率达87%,转化渣中赤铁矿含量达68%。适当提高初始酸度有利于铁酸锌的转化,但当体系初始酸度高于15 g/L时将抑制铁矾物相转化。在反应温度220℃、反应时间4 h、液固比(mL/g) 10:1、初始酸度0.01 g/L的条件下,锌浸出率为89%,铁矾物相的转化率可达95%,铁矾转化渣中主要物相为赤铁矿,其含量为68%。     

基于水热还原转化从废铅膏中回收铅的清洁工艺（英文）

提出一种环境友好、节能的新方法从废铅膏中回收铅。首先在水热条件下,通过葡萄糖将废铅膏中的二氧化铅彻底还原,详细研究反应时间、葡萄糖过量系数、温度和pH值对水热还原过程的影响,在最优条件,即温度175°C、时间120 min、葡萄糖过量系数3.0和pH 5.5,二氧化铅还原率达到99.9%,还原渣中只有PbO·PbSO4和Pb SO4两种物相。随后,还原渣在氢氧化钠溶液中进行脱硫转化,脱硫率达到99.40%,脱硫渣中铅主要以3Pb O·H2O物相存在。     

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。     

煤泥对浸锌渣的直接还原作用

以煤泥为新型还原剂,探索了煤泥用量、Ca O与Si O2摩尔比、焙烧温度以及焙烧时间等工艺参数对浸锌渣中铅、锌、铁化合物直接还原的影响,分析不同直接还原温度下还原产物,即焙砂中所含矿物的种类及铁的存在物相,观察最佳还原条件下焙砂中铁颗粒的形貌,最后进行了焙砂的磨矿-磁选试验。结果表明:在煤泥用量45%、Ca O与Si O2摩尔比1.2、经1250℃直接还原90 min后,浸锌渣中锌和铅的挥发率分别达到96.69%和97.65%,焙砂中铁的金属化率达到97.78%。铁在焙砂中主要以金属铁颗粒的形式存在,其嵌布粒度多数2 0μm,金属铁颗粒与渣相界面分明,表明可通过磨矿实现单体解离。采用二段磨矿-磁选流程,可同时获得含铁90.80%的金属铁粉和含铁65%的铁精矿,铁的总回收率为81.19%。由此证明煤泥是一种还原效果优良的浸锌渣还原剂。     

锌冶炼中浸渣锌还原浸出机制与动力学

以锌冶炼中浸渣为研究对象,研究中浸渣的化学成分及锌的存在形态,锌主要以铁酸锌形式存在。采用SO2做还原剂,研究温度、初始硫酸浓度、二氧化硫分压对锌浸出效率的影响,并分析中浸渣中锌还原浸出反应机制及动力学。结果表明:H+在锌还原浸出过程中起关键作用,锌还原浸出反应活化能为31.67 k J/mol,为化学反应控制;SO2做还原剂时,反应时间、液固比及初始酸度均大幅降低。反应最佳工艺条件:初始硫酸浓度80 g/L、温度95℃、液固比(L/S)10 m L/g、二氧化硫分压200 k Pa、反应时间120 min。该工艺条件下,中浸渣中锌浸出率达99%以上。XRD和ICP分析表明:中浸渣中铁酸锌分解,硫化锌在该反应条件下未完全浸出,还原浸出渣中主要化学成分为铅和锌,主要物相为Pb SO4和Zn S。     

低品位红土镍矿还原-磁选镍铁的实验研究

利用碳还原-磁选工艺回收低品位红土镍矿中的铁和镍。在对矿物成分、物相分析的基础之上,考察还原反应温度、配碳比(C/O)、助熔剂的添加量(Ca O%)和还原时间等因素对Fe、Ni回收的影响,结果表明,还原反应温度1 375℃、配碳比(C/O)0.8、助熔剂的添加量(Ca O%)12%、还原时间300 min的条件下,低品位红土镍矿中镍和铁的回收率分别为99.47%和97.54%,同时尾矿中Ni、Cr含量低于0.04%。     

含锗锌浸出渣强化解离及有价金属浸出行为

针对含锗锌浸出渣处理过程中存在有价金属回收率低、工艺复杂等问题,本文提出了Ⅰ段控铁低酸加压浸出-Ⅱ段深度高酸加压浸出的两段逆流加压酸浸工艺。深入研究了Ⅱ段深度高酸加压浸出过程中载锌、锗复杂物相解离机理以及锌、锗、铁等有价金属的深度浸出行为。结果表明：升高反应温度、延长反应时间、增加氧分压不仅能促进载锌、锗铁酸盐(MeFe₂O₄, Me=Zn, Ge)复杂物相的高效解离,也有利于Fe(Ⅲ)水解沉淀反应的发生,浸出渣物相组成由以铁酸盐为主逐步演变为以铁矾为主;酸度是影响铁酸盐热力学优势区的重要因素,其热力学稳定性随体系酸度的升高而逐渐降低,酸度过高时铁的溶解速率大于其沉淀速率,同时因H+活性增强抑制了Fe(Ⅲ)水解生成黄钾铁矾反应的发生。在反应温度150℃、初始酸度100 g/L、反应时间180 min、氧分压0.4 MPa、搅拌转速500 r/min的优化技术条件下,锌、锗的浸出率分别为92.47%、61.33%,获得的浸出终渣中主要物相为铁矾、硫酸钙,其含锌、锗、铅、银、硫分别为1.41%、370.00 g/t、3.52%、150 g/t、1...     

从氰化尾渣衍生物制备标准铅、锌精矿的新工艺

以氰化尾渣衍生物为原料,制备标准铅、锌精矿。采用X体系在常压下进行氧化浸出,研究浸出电位、氧化剂、总酸量、试剂A、试剂B、浸出时间和浸出温度对锌回收率、锌精矿品位以及铅浸出率的影响。结果表明:采用二段浸铅与气液固强化浸出相结合的方法在高效气液固反应器中进行实验,其最优条件如下:试剂A量15.6 g/L,试剂B量90 g/L,液固比L/S=10:1,鼓氧量1.5 L/min,浸出温度70℃,每段浸出时间均为3 h。所得铅精矿和锌精矿氧量品位分别高达75.49%和45%,副产品硫磺的品位达到99%,其中,铅、锌总回收率分别为90.68%和99%,单质硫的回收率高达99.1%。     

铜渣组分含量对渣锍高温沉降分离效果的影响

本文利用高温沉降实验对FeO-SiO_2-Fe_3O_4-CaO-Al_2O_3-MgO系中不同组分含量以及温度对铜渣、铜锍分离效果的影响进行研究,同时利用热力学计算软件FactSage结合含固相熔渣的黏度、密度计算公式,对不同渣型炉渣的黏度和密度进行计算,进而研究其对渣锍分离效果的影响。结果表明,当炉渣黏度大于0.5Pa·s时,黏度升高对渣锍分离有着十分不利的影响。当炉渣各组分控制在SiO_2/Fe比(w(SiO_2)/w(Fe))0.82%～0.97%、w(CaO)0～6.2%、w(Al_2O_3)2%～7%、w(MgO)0～1.25%和w(Fe_3O_4)0～10%,且沉降温度在1230℃以上时,熔渣具有良好的流动性,其密度也在理想的范围内,沉降后渣中的含铜量低于1%。由沉降后渣的矿相分析表明,难以沉降的铜物相主要为呈点状分布的微米级黄铜矿和少量大粒径的辉铜矿。     

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。