浸锌渣中有价元素的综合回收

浸锌渣中有价元素的综合回收方法。本发明是将漫锌滴成型后，用回转窑进行还原焙烧，还原焙烧渣经过破碎、磨矿、磁选后，分离渣中有价元素。本发明在较低的温度（1100℃左右）条件下进行还原焙烧，不会发生熔融而产生液相导致物料间粘结，     

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。     

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.     

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。     

选择性还原-磁选回收镍渣中的有价金属

采用选择性还原-磁选工艺富集某镍渣中的镍、铜,通过控制还原过程参数实现选择性还原。结果表明：添加熔剂并适当提高渣料的碱度（CaO与SiO2质量比）有助于镍、铜的富集;对碱度0.15、还原温度1200℃、还原时间20 min、内配煤量5%（质量分数）的优化条件下得到的还原样品,通过磨矿-磁选获得镍、铜、铁品位分别为3.25%、1.20%、75.26%的精矿,镍、铜、铁的回收率分别为82.20%、80.00%、42.17%,实现了镍、铜相对于铁的选择性富集;选择性还原-磁选没有显著降低S、P的含量,两者在工艺过程中的行为需要进一步研究。     

选铁尾矿和钛精矿直接还原-磁选工艺回收铁实验研究

针对铁品位较低的选铁尾矿和钛精矿,探索了直接还原-磁选回收铁的工艺。综合考察了配碳量、焙烧温度、保温时间和冷却方式对直接还原金属化率的影响,找出了实验最优指标。通过XRD和化学分析讨论了不同焙烧温度下还原过程中物相的变化。结果表明:选铁尾矿中二价铁主要存在的物相(Fe,Mg)(Ti,Fe)O3在1300℃下较充分的被还原为金属铁。钛精矿中三价铁主要存在的物相Fe2TiO5在1300℃下较充分的还原为金属铁。在配碳量为6.29%,焙烧温度1300℃,保温时间1.0 h的最优条件下,选铁尾矿铁回收率达到80%,铁品位58%。在配碳量为10.36%,焙烧温度1300℃,保温时间1 h条件下,钛精矿铁回收率达到95%,铁品位78%。     

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。     

硫酸渣复合球团还原焙烧法制备高品位磁铁精矿

进行了硫酸渣复合球团还原焙烧-磁选实验。研究结果表明：以铁品位低（TFe45．56％）、铜和硫含量高（Cu0.19％，S1.45％）的某硫酸渣为原料，添加复合添加剂5％，在圆盘造球机上制备复合球团，将生球干燥后进回转窑还原焙烧，往每吨复合球团中喷入煤300kg，在700～800℃还原焙烧20min，将还原焙烧后产物通过两段球磨、四段磁选工艺，可得到铁品位高（总铁含量为66．23％），Cu和S含量低（Cu0.048％，S0.053％）的优质磁铁精矿，其铁回收率达73.32％，铜脱除率达74.73％，硫脱除率达96.34％。实验的关键技术是复合粘结剂促进铁氧化物的还原及铜、硫等杂质的转化，在磁选分离过程中脱除杂质。使用此新工艺，能综合利用硫酸渣中铁资源，扩大钢铁工业原料来源。     

锌挥发窑渣综合回收煤、银、铁工艺研究与实践

采用磁选分选某锌挥发窑渣,铁、银等金属富集于磁性矿物中获得银铁矿,煤富集于非磁矿物中得到碳泥.磁精矿和非磁矿可分别应用于铅冶金和制砖生产.工艺简单且综合回收了煤、银、铁等有价元素,有效控制了窑渣对环境的污染.     

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%。     

Recovery of valuable metals from zinc leaching residue by sulfate roasting and water leaching

Zinc leaching residue (ZLR), produced from traditional zinc hydrometallurgy process, is not only a hazardous waste but also a potential valuable solid. The combination of sulfate roasting and water leaching was employed to recover the valuable metals from ZLR. The ZLR was initially roasted with ferric sulfate at 640 °C for 1 h with ferric sulfate/zinc ferrite mole ratio of 1.2. In this process, the valuable metals were efficiently transformed into water soluble sulfate, while iron remains as ferric oxide. Thereafter, water leaching was conducted to extract the valuable metals sulfate for recovery. The recovery rates of zinc, manganese, copper, cadmium and iron were 92.4%, 93.3%, 99.3%, 91.4% and 1.1%, respectively. A leaching toxicity test for ZLR was performed after water leaching. The results indicated that the final residue was effectively detoxified and all of the heavy metal leaching concentrations were under the allowable limit.     

Increasing silver leaching rate from leaching-resistant zinc residues by thiourea leaching method with pressurized preoxidation process

1　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＡｔｐｒｅｓｅｎｔ ,ｚｉｎｃｉｓｐｒｏｄｕｃｅｄｂｙｔｈｅｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ ｅｌｅｃｔｒｏａｎａｌｙｓｉｓｍｅｔｈｏｄｉｎｍｏｓｔｚｉｎｃｓｍｅｌｔｉｎｇｐｌａｎｔｓ .Ｅａｃｈｙｅａｒ,ｍｉｌｌｉｏｎｓｔｏｎｓｏｆｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌｚｉｎｃｒｅｓｉｄｕｅｓａｒｅｄｉｓｃｈａｒｇｅｄｆｒｏｍＣｈｉｎｅｓｅｓｍｅｌｔｉｎｇｐｌａｎｔｓ ,ｗｈｉｃｈａｒｅｈｉｇｈｌｙａｃｉｄｉｃａｎｄｃｏｎｓｉｓｔｏｆｇｒｅａｔｄｅａｌｏｆｓｉｌｖｅｒａｎｄｏｔ…     

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。     

钒渣钙镁复合焙烧-浸出提钒（英文）

为了提高转炉钒渣提钒回收率,提出钙镁复合焙烧-酸浸提钒新工艺,研究MgO/(CaO+MgO)摩尔比、焙烧和浸出工艺参数对钒回收率的影响。结果表明:当焙烧添加剂CaO完全被MgO取代时,钒浸出率降低,由88%降至81%;然而,采用CaO/MgO复合焙烧却能强化钒的浸出。当MgO/(CaO+MgO)的摩尔比为0.5:1时,钒浸出率达到94%。XRD和SEM-EDS结果表明,CaO/MgO复合焙烧添加剂能强化焙烧过程中可溶性钒酸盐的生成,并通过减少硫酸钙沉淀的生成改善浸出过程的动力学条件。     

预浸-氰化浸出回收湿法炼锌渣中的银和金

某冶炼厂的锌浸出渣中银勘布粒度细,含银、金分别为381.3、1.02 g/t,可采用预浸-预浸渣氰化浸出工艺回收。重点研究了预浸条件对银、金浸出效率的影响。条件实验表明,药剂A比酸浸、氨浸具有更好的预浸效果;最佳预浸条件为药剂A浓度200 g/L、浸出液固比2:1、在50℃浸出3 h。综合条件实验得到的预浸渣渣率为66.2%,金、银的氰化浸出回收率分别为85.7%、92.9%。     

Technological mineralogy and environmental activity of zinc leaching residue from zinc hydrometallurgical process

Chemical, physical, structural and morphological properties of zinc leaching residue were examined by the combination of various detection means such as AAS, XRF, XRD, Mössbauer spectrometry, SEM-EDS, TG-DSC, XPS and FTIR. The toxicity characteristic leaching procedure (TCLP) was used to investigate the environmental activity of zinc leaching residue for a short contact time. The phase composition analysis indicated that the zinc leaching residue mainly consists of super refined flocculent particles including zinc ferrite, sulfate and silicate. The physical structural analysis showed that it has a thermal instability and strong water absorption properties. The results of TCLP indicated that the amounts of Zn and Cd in the leaching solution exceed 40 and 90 times of limit, respectively, which demonstrate that this residue is unstable in weak acidic environment for a short contact time.     

Kinetics of simultaneous leaching of Ag and Pb from hydrometallurgical zinc residues by chloride

The leaching kinetics of silver and lead simultaneously from zinc residue by chloride was investigated.The effects of stirring speed,temperature,sodium chloride concentration,particle size and liquid/solid ratio on Ag and Pb dissolution in sodium chloride were studied.It was determined that the dissolution rates increased with increasing sodium chloride concentration,temperature and decreasing particle size.The dissolution kinetics followed a shrinking core model,with inter-diffusion through gangue layer as the rate determining step.This finding is in accordance with the apparent activation energy(Ea)of 26.8 kJ.mol-1(Ag)and 26.5 kJ.mo1-1(Pb),and a linear relationship between the rate constant and the reciprocal of squared particle size.The orders of reaction with respect to sodium chloride concentration,temperature and particle size were also achieved.The rate of reaction based on diffusion-controlled process can be expressed by semi-empirical equations.     

红土镍矿深度还原-磁选工艺富集镍和铁（英文）

提出采用"深度还原-磁选"工艺从红土镍矿中富集镍和铁。结果表明,在还原温度1275℃、还原时间50 min、渣相碱度1.0、配碳系数2.5和磁场强度72 kA/m的条件下,可得到镍品位为6.96%、回收率为94.06%和铁品位为34.74%、回收率为80.44%的镍铁精矿产品。分析表明,还原温度和时间影响深度还原发生的可能性及反应进度,渣相碱度影响炉料中渣的组成及镍铁元素从基体中溢出富集形成镍铁颗粒的速度,深度还原反应过程中镍铁颗粒生成、聚集并逐渐长大,经磁选后可有效促进镍铁矿物与脉石矿物分离。     

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。