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。     

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。     

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。     

锌焙砂的一氧化碳还原等温动力学（英文）

在600～800℃温度范围通过等温还原焙烧方法研究锌焙砂的CO还原动力学。用热重法(TG)测定锌焙砂的反应程度,并根据可溶锌和亚铁含量的变化分析锌焙砂中铁酸锌的分解机理。结果表明,锌焙砂中铁酸锌的还原反应受产物的形核过程控制,表观活化能为65.28 k J/mol。与CO强度(定义为P_CO/(P_CO+P_CO2))相比,CO的分压对反应速率的影响更大。在铁酸锌还原产物中,氧化锌的生成速率高于氧化亚铁的,表明氧化亚铁的形核过程为反应控制步骤。     

高铁锌焙砂在高梯度磁场中的元素分布行为(英文)

采用高梯度磁选将难溶铁酸锌从锌焙砂中分离,并利用ICP、XRD、穆斯堡尔、SEM及激光粒度仪分析锌焙砂中的元素组成及物相结构。考察磁感应强度对铁酸锌及杂质元素如钙、硫和铅在磁选过程中的分布行为的影响。结果表明,85%以上的铁酸锌在0.70T的磁感应强度下能分布到精矿中,60%的钙和 40%的硫主要分布在非磁性物相中,并在磁选过程中富集于尾矿中,大部分的铅以超细颗粒均匀分散在锌焙砂中。     

铁酸锌选择性还原的反应机理

通过TG、物相分析、XPS、XRD、SEM-EDS等手段研究铁酸锌选择性还原反应机理,考察铁酸锌质量损失和分解特征、物相转变过程和产物层形貌变化以及Zn2+与Fe2+的离子迁移行为。结果表明:反应表现为失氧过程,还原产生的Fe2+使铁酸锌分解产生ZnO,ZnO含量与Fe2+含量线性相关。Fe2+向铁酸锌内部迁移替代Zn2+,Zn2+则向外部迁移并富集于表面,促使ZnO在表面形成。铁酸锌逐步向磁铁矿转变,Fe2+的嵌入和锌的迁出使铁酸锌晶胞参数先增大后减小,还原产物为ZnO和含锌的磁铁矿。颗粒产物层中的还原产物相互夹杂,并包裹着未反应的铁酸锌。     

含锗锌浸出渣加压强化浸出及铁沉淀行为

针对锌浸出渣处理过程中存在有价金属回收率低、危废铁渣量大等关键技术难题,本文提出了锌浸出渣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路线。以某湿法炼锌企业产出的含锗锌浸出渣为研究对象,重点研究了Ⅰ段控铁加压低酸浸出过程中锌、锗、铁的浸出行为,铁的高温水解沉淀行为以及铁物相演变规律。结果表明：温度是影响铁高效沉淀与铁物相组成的关键因素,升高温度能促进Fe³⁺水解生成铁矾(MFe₃(SO₄)₂(OH)₆),并有利于铁酸盐(MeFe₂O₄)的溶解。降低初始酸度、延长反应时间均有利于铁矾晶体的发育长大;在高酸体系下,铁矾的热力学稳定性降低,且不利于Fe³⁺的水解沉淀,但通过升高反应温度可使Fe³⁺水解生成铁矾和赤铁矿(Fe₂O₃)等沉铁物相,达到铁高效沉淀分离的目的;因锌浸出渣中铁主要以Fe³⁺形式存在,故氧分压...     

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。     

西北铅锌冶炼厂锌浸出工艺的研究

本文探讨了西北铅锌冶炼厂锌系统“中性浸出一两段热酸浸出－－黄钾铁矾法除铁”浸出工艺及所存在的问题,试验研究了热酸浸出酸度及预中和终酸控制条件,分析了影响铅银渣、铁矾渣含锌和浸出回收率的因素,由试验研究结果、生产实践、参照设计参数,综合分析确定了适合目前生产状况下的浸出工艺条件,取得了较好的技术经济指标。     

铁酸锌选择性硫化行为与物相转变机制

为了高效回收含铁酸锌物料中的有价金属,本研究通过硫化焙烧将铁酸锌选择性地转化为硫化锌和铁氧化物或单质铁,再通过常规选矿和湿法冶金的方法实现铁锌分离与回收。利用HSC和Factsage软件研究铁酸锌硫化反应热力学,通过硫化焙烧试验研究了不同工艺条件对铁酸锌硫化行为和物相转变机制的影响。结果表明：在高温条件下,黄铁矿分解产生的气体硫和铁酸锌发生硫化反应,温度、黄铁矿和碳用量均为铁酸锌硫化的主要影响因素,适当提高温度及增加黄铁矿和碳用量可以提高锌的硫化率,添加适量钠盐有助于铁酸锌硫化。在最佳工艺条件下,铁酸锌硫化率可达84%。经XRD和SEM分析,硫化焙烧主要产物为硫化锌和铁氧化物,人造硫化矿的晶粒较小,添加钠盐能够促进人造硫化锌晶粒的长大。     

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...     

从高酸浸出锌渣回收银

本文针对某锌冶炼厂高酸浸出渣含银高的特点,采用硫酸化焙烧-水浸脱锌铁-氯化浸银-冷却结晶PbCl2-铅片置换沉银的工艺,对高酸浸出渣开展了回收银的研究。结果表明,锌和铁的浸出率分别达到92．66％和94．67％,浸出液返回炼锌主流程生产电锌;银和铅的浸出率分别达到94．17％和97．89％;用铅片置换得到粗银粉,银置换率达到99%以上。     

碳还原锌浸出渣炼铁过程的热力学分析

对锌浸出渣熔池熔炼碳还原炼铁反应过程进行了热力学分析。结果表明:Zn Fe2O4和KFe3(SO4)2(OH)6受热分解的含铁产物是Fe2O3,Zn Fe2O4在300~1800 K温度范围内不能自发分解,KFe3(SO4)2(OH)6在652.25K即可分解;高pCO/pCO2、低温(但要高于炉渣熔融的温度)有利于熔体中的Fe2O3还原生成液态铁;含硫物相低温分解后的产物有金属硫酸盐K2SO4和Ca SO4,两者热分解脱硫的有利条件均是高温及低硫分压、低氧分压(但氧分压要高于硫酸盐分解生成硫化物的限值),Ca SO4热分解脱硫比K2SO4易于进行。锌浸出渣中碱性氧化物Ca O的存在,一方面可以降低Zn2Si O4碳热还原的起始反应温度,另一方面可以提高炉渣碱度及炉渣中Ca O的活度,降低硫在铁液与炉渣中的分配平衡常数。     

浸铜后渣还原焙烧工艺和试生产实践

阜康镍厂针对氧化焙烧-酸浸之后的浸铜后渣采用了氢气还原焙烧-酸浸-除铁-沉铜镍工艺,达到了进一步富集贵金属,除去流程中的铁,有效回收有价金属铜镍的目的.     

CaO对铁酸锌还原过程中锌迁移机制和动力学的影响（英文）

研究CaO、还原时间和还原温度对Zn迁移机制和动力学模型的影响。结果显示,CaO通过促进中间产物ZnO在Fe和CaO混合物表面的析出和富集,提高锌的挥发率。添加CaO后,ZnFe₂O₄还原步骤为ZnFe₂O₄→Ca₂Fe₂O₅→FeO→Fe。ZnFe₂O₄还原的挥发模型从一阶化学反应模型(不添加CaO)转变为三维扩散模型(添加CaO),表观活化能从313.9 kJ/mol降低到91.77 kJ/mol,为锌的高效还原和挥发提供有利条件。     

红土镍矿钠盐还原焙烧-磁选的机理

配加钠盐焙烧可改善红土镍矿的还原-磁选效果,显著提高磁性产品的镍、铁品位及回收率。通过热力学计算,并结合X射线衍射、光学显微镜以及环境扫描电镜分析,对硫酸钠和碳酸钠作用下红土镍矿的还原行为进行研究。结果表明:钠盐在红土镍矿还原焙烧过程中,可以破坏硅酸盐矿物的结构,有利于镍的还原富集。碳酸钠强化镍还原的能力强于硫酸钠的,硫酸钠则因还原过程中形成的硫具有降低镍铁金属颗粒表面张力的作用,因而其促进镍铁颗粒聚集长大的能力明显高于碳酸钠的,且硫酸钠作用下FeS的形成也有利于提高镍的品位。所以,硫酸钠和碳酸钠的共同作用下可获得高镍品位的磁性产品及较高的镍回收率。     

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。     

铟的还原浸出动力学及分步沉淀选择性分离（英文）

开展硫化锌精矿还原浸出高铁锌浸出渣高效浸铟及浸出液中铟选择性分离的研究。结果表明：在固体物料粒度74～105μm、反应温度90℃、浸出时间300 min、硫酸浓度1.4 mol/L的条件下,铟的浸出率达95%以上。采用收缩核模型对还原浸出动力学进行分析,不同条件下的浸出实验结果表明反应受穿过固体产物层的扩散控制,活化能为17.96 k J/mol,相对于硫酸浓度的反应级数为2.41。铁粉置换沉铜过程铜和砷的沉淀率均达99%以上。98%以上的铟从含高亚铁离子浓度的硫酸锌溶液中选择性分离,获得铟含量约为2.4%的富铟渣,经酸浸-萃取-电积工艺流程进一步处理后可得到纯铟。     

氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺

以氰化尾渣为原料,采用还原焙烧酸浸工艺对其进行处理。当还原温度为850℃、加入煤粉质量为氰化尾渣质量的13%、还原时间为100 min时,对氰化尾渣进行还原,氰化尾渣中Fe2O3转化为Fe3O4或FeO。还原后采用硫酸浸出,当硫酸浓度为50%、硫酸用量系数为1.2、反应温度为105℃、反应时间为3 h时,铁的浸出率达到93.66%。还原焙烧渣在600℃氧化焙烧2 h经过脱碳后氰化浸金,当氰化钠用量为4 kg/t、反应时间为28 h、液固比为2:1时,金的浸出率达到92.4%。经过还原焙烧、硫酸浸出、氧化焙烧及氰化浸金,氰化尾渣渣量减少了38.8%。