中国铅元素的人为迁移与转变（英文）

研究铅的人为迁移所导致的再分布以及形态转变有助于补充和完善铅的整个地球化学循环过程。在回顾铅人为迁移和转变概念基础上,通过追踪铅元素的产品生命周期过程,研究中国2010年的铅元素人为循环中的人为迁移及各化学形态的转变。结果表明,2010年消耗国内1.85 Mt铅矿石,外加1.287 Mt进口铅精矿和1.39 Mt废铅,经过人为转变后共有3.53 Mt铅进入末端服务,主要以Pb、PbO2和PbSO4等形态(约占80%)进入产品。并最终向环境中排放2.10 Mt释放物,释放物的主要形态为PbSO4(26%)、PbO(19%)和Pb(15%)。铅的人为迁移始于原材料部门,然后转入制造部门,而最终服务于交通、电力供应和建筑等工业部门。     

澳大利亚Kagara公司恢复铜及锌选矿

澳大利亚Kagara公司3月27日表示,已经重新启动旗下位于澳大利亚东部的Mt Garnet金属工厂铜锌选矿运转,之前该地区出现大雨导致铜锌选矿和运输停止了一段时间。Kagara公司称,将通过选高品位的矿石帮助弥补部分受降雨影响造成的产量下降。Kagara公司生产的铜精矿销往印度Sterlite工业公司,而韩国高丽亚铅公司（Korea Zinc Co．Ltd）购买Kagara生产的全部锌精矿。     

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。     

中国铅锌冶炼技术盘点

中国是世界最主要的铅锌生产国。就铅、锌生产工艺技术而言,近10年,中国取得了长足的进步。2010年,中国生产精铅4199.4千吨、锌锭5164.2千吨;占同年世界铅总产量(9284千吨)的45.23%,占同年世界锌总产量(12749.9千吨)的40.5%,是世界最主要的铅锌生产国。就铅、锌生产工艺技术而言,近10年,中国取得了长足的进步。     

回收尾矿中有价多金属的试验研究

为综合回收某尾矿中的铅锑和锌矿物,本文对铅锑、锌进行了选矿试验研究,提出了处理该尾矿的新工艺.试验表明,选矿指标较理想.     

回收尾矿中有价多金属的试验研究

为综合回收某尾矿中的铅锑和锌矿物，本文对铅锑、锌进行了选矿试验研究，提出了处理该尾矿的新工艺。试验表明，选矿指标较理想。     

还原酸浸法从锰锌复合矿中综合回收锰和锌（英文）

采用还原酸浸法对含铅、银的低品位锰锌复合矿进行综合利用。通过绘制Mn-Zn-H2O系的φ-p H图并对其进行分析可知,锰和锌在p H-2~5.61的酸性条件下可以同时浸出。实验结果表明:双氧水和蔗糖都是强化锰和锌同时浸出的有效还原剂,并且有利于铅和银在渣中富集。当以双氧水为还原剂配合硫酸对复合矿进行还原浸出时,锰和锌的浸出率分别为95.88%和99.23%,同时铅和银在渣中的品位分别富集到13.21%和489.36 g/t。当以蔗糖为还原剂时,锰和锌的浸出率分别为98.26%和99.62%,同时铅和银在渣中的品位分别富集到13.92%和517.87 g/t。     

新疆有色金属研究所矿业开发部简介

新疆有色金属研究所矿业开发部是新疆自治区境内唯一一家集重选、浮选、磁选、化学选矿等试验设施较齐全的矿业开发研究机构。近50年来，累计完成各类选矿科技项目300余项，获国家发明奖1项，国家科技进步奖3项。省部级科技成果奖20余项。     

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...     

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%。     

我国铅锌冶炼现状与持续发展

综述了我国铅锌冶炼的现状,重点介绍了锌冶炼工艺及与世界工业发达国家的差距,提出我国铅锌产业面临的主要问题和应采取的对策.通过优化产业、产品结构,加强环境保护,重视再生资源的回收和利用,加大技术创新和科技开发的力度,使我国铅锌产业持续高速发展.     

Volatilization of zinc and lead in direct recycling of stainless steel making dust

The volatilization of zinc and lead from the stainless steel making dust pellets in the direct recycling procedure was conducted by using a thermo-gravimetric analyzer and a Tamman furnace in the nitrogen atmosphere respectively. The results show that the temperature has a significant effect on the volatilization rates of zinc and lead,and the carbon content in the pellets has no effect on the volatilization process. The volatilization of zinc is controlled by the chemical reaction between zinc oxide and carbon monoxide, while the volatilization of lead is controlled by the evaporation from liquid phase to the atmosphere. The volatilization of zinc and lead mainly happen at about 1000℃ according to non-isothermal experiment.     

复杂体系中锌铅氯化物饱和蒸气压的测试

为了更好地控制Zn、Pb等重金属在熔融处理过程中的挥发行为,需要确切了解复杂体系中Zn、Pb等重金属化合物的饱和蒸气压和活度等重要的热力学参数.应用气流携带法测定FeO-CaO-SiO2-Al2O3体系中Zn、Pb氯化物的饱和蒸气压,并分析各因素如温度和渣成分等对Zn、Pb氯化物饱和蒸气压的影响.结果表明:在本实验测定温度下,Zn和Pb氯化物的饱和蒸气压均随温度的升高而升高,且蒸气压值的对数与温度的倒数之间呈较好的线性关系;体系中渣成分如碱度和FeO含量均对Zn、Pb氯化物的饱和蒸气压有很大影响;随着碱度降低、FeO含量升高,Zn、Pb氯化物的饱和蒸气压呈增大趋势;但从本研究所获得数据来看,与Pb氯化物相比,温度和渣成分等对Zn氯化物饱和蒸气压的影响更为显著.本研究所获得数据对熔融处理过程中有效控制Zn、Pb等重金属的挥发行为提供了理论依据.     

用碱性Na_2EDTA溶液从次氧化锌烟灰中选择性回收铅(英文)

采用碱性Na2EDTA溶液从次氧化锌烟灰中回收铅。探讨温度、浸出时间、Na2EDTA浓度和起始NaOH浓度对铅、锌浸出率的影响。得到最优实验条件如下:液固比5:1 mL/g、搅拌速度650 r/min、Na2EDTA浓度0.12mol/L、NaOH初始浓度0.5 mol/L、温度70°C、浸出时间120 min。在最优实验条件下,铅、锌、氟和氯的平均浸出率分别为89.92%、0.94%、62.84%和90.02%。浸出液用于电沉积铅粉。在温度为60°C、电流密度为200A/m2、H3PO4浓度为1.5 g/L、铅离子浓度不低于5 g/L时,电沉积铅粉平均电流效率大约为93%,阴极铅纯度高于98%。电沉积1 kg铅粉大约消耗0.218 kg Na2EDTA和0.958 kW·h电能。     

铅与光照对镀锌层黑变的影响

在硫酸盐镀液中所得的含铅与不含铅的镀锌试片，经铬酸盐钝化后，通过湿热试验（ＨＣＴ）进行了黑变培养，采用试片的表面明度差来表征黑变的程度，考察了铅和光照对其黑变速率的影响，发现镀液中铅离子的存在使黑变反应的活化能Ｅａ从３４ｋＪ／ｍｏｌ左右降低到２１ｋＪ／ｍｏｌ左右，从而加速了黑变反应。光照虽然使Ｅａ降低了０．５ｋＪ／ｍｏｌ，但同时较大幅度地降低了指前因子Ａ的值，总的作用结果是抑制了黑变的反应     

冷凝器负荷波动下铅塔内锌蒸气动态响应数学模型

为了研究铅塔锌精馏系统动态响应灵敏度，基于流体静力学、动力学，以及质量守恒和能量守恒定律，建立了冷凝器负荷波动下铅塔内锌蒸气质量流量、密度及压强的动态响应通用数学模型。通过此数学模型，可以求解稳态下铅塔内锌蒸气的质量流量、密度以及压强的大小和铅塔冷凝器负荷波动下铅塔内锌蒸气的动态响应行为。由模型应用可知铅塔内锌蒸气动态响应过程的衰减时间常数很小，表明铅塔锌精馏系统自适应灵敏度高。     

Recovery of zinc and lead from Yahyali non-sulphide flotation tailing by sequential acidic and sodium hydroxide leaching in the presence of potassium sodium tartrate

The recovery of zinc and lead from Yahyali non-sulphide flotation tailing using sulfuric acid followed by sodium hydroxide leaching in the presence of potassium sodium tartrate was experimentally investigated. In the acidic leaching stage, the effects of pH, solid-to-liquid ratio and temperature on the dissolution of zinc from the tailing were explored. 82.3% Zn dissolution was achieved at a pH of 2, a temperature of 40 °C, a solid-to-liquid ratio of 20% and a leaching time of 2 h, whereas the iron and lead dissolutions were determined to be less than 0.5%. The sulfuric acid consumption was found to be 110.6 kg/t (dry tailing). The leaching temperature had no beneficial effect on the dissolution of zinc from the tailing. The acidic leach solution was subjected to an electrowinning test. The cathode product consisted of 99.8% Zn and 0.15% Fe. In the alkaline leaching stage, the Pb dissolution increased slightly in the presence of potassium sodium tartrate. More than 60% of Pb was taken into the leach solution when the leaching temperature increased from 40 to 80 °C. The final leach residue was analyzed by XRD and XRF. The XRD results indicated that the major peaks originated from the goethite and quartz while minor peaks stem from smithsonite and cerussite. The XRF analysis demonstrated that the residue contained 70.3% iron oxide. Based on the sequential leaching experiments, the zinc and lead were excellently depleted from the flotation tailing, leaving a considerable amount of iron in the final residue.     

Sulphidization flotation for recovery of lead and zinc from oxide-sulfide ores

A new flowsheet was developed to recover the valuable minerals from oxide or oxide-sulfide ores of lead and zinc. The flowsheet consisted of flotation of sulfide minerals, desliming and sulphidization-flotation of oxide minerals. The corresponding reagent system and techniques to the flowsheet were investigated. Batch and continuous tests show that the dosage of sodium sulfide, temperature, and collector type are main affecting factors on the recovery of smithsonite and cerussite. For the flotation of cerussite, there is an appropriate dosage of sodium sulfide at which the recovery reaches its maximum value. The required sodium sulfide for smithsonite flotation is higher than that for cerussite and the recovery of smithsonite flotation increases with the dosage of sodium sulfide at low level and becomes insensitive at high dosage. The appropriate temperature for smithsonite and cerussite flotation is found to be 25 ～ 40℃. Amines are found to be the effective collectors for the flotation of smithsonite after sulphidization. Investigation also shows that desliming prior to sulphidization-flotation is essential to the effective recovery of smithsonite and cerussite, and the desliming process of two-stage hydrocyclon is well feasible and effective for the treatment of lead-zinc oxide ores. A further treatment on the cerussite flotation concentrate by shaking table is proposed to obtain higher lead grade.     

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。     

微电解絮凝耦合技术处理含重金属铅锌冶炼废水

采用"石灰中和曝气微电解絮凝沉淀法"技术处理含重金属铅锌冶炼废水,考察微电解进水pH值、水力停留时间、铁炭质量比、絮凝pH值和助凝剂用量等反应条件对废水中铅、锌、镉、铜和砷离子去除率的影响。采用扫描电镜(SEM)和能谱(EDS)等测试手段,研究微电解反应前后铁屑和活性炭的表面形貌及物质组成的变化,分析铁炭微电解原理及铁炭床失效原因。结果表明:在微电解铁炭质量比为1:1.5、进水初始pH值为2.5、水力停留时间为40 min、絮凝pH值为11、助凝剂PAM用量为4×10 6(质量分数)的条件下,微电解絮凝耦合技术对废水中各离子的去除效果最佳,Cd2+出水浓度达到了《污水综合排放标准》(GB8978—1996)中的一级标准,Pb2+、Cu2+、Zn2+和总砷的出水浓度满足《地表水环境质量标准》(GB 3838—2002)中Ⅲ类水标准。