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。     

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。     

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。     

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。     

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。     

利用隔膜压滤机从电解锌浸出渣中浸出与回收锌（英文）

研究利用隔膜压滤机从锌浸渣中浸出和回收锌的可行性。实验结果表明:选择粒度小于106μm的锌焙砂和宽度30 mm的压滤腔室时滤饼的均匀性及洗涤效果较佳。以废电解液洗涤锌浸渣的形式浸出锌,在90~96°C条件下洗涤90 min获得的锌浸出率为97%,且水洗后几乎所有浸出的锌被回收,避免了锌渣中锌的损失。与传统热酸浸出工艺相比,以隔膜压滤机为浸出反应器的浸出工艺不仅能保障浸出率又能缩短浸出时间。并且还可将浓缩、化浆、二段浸出和洗涤与过滤、压滤集成在一台隔膜压滤机上完成。     

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。     

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。     

采用硫酸浸出和添加酒石酸钾钠的氢氧化钠浸出从Yahyali非硫化浮选尾矿中回收锌和铅（英文）

采用硫酸浸出和添加酒石酸钾钠的氢氧化钠浸出从Yahyali非硫化浮选尾矿中回收锌和铅。在酸浸阶段,研究pH值、固液比和温度对尾矿中锌溶出的影响。在pH值为2、温度为40℃、固液比为20%、浸出时间为2 h的条件下,锌的溶出率达到82.3%,而铁和铅的溶出率低于0.5%。硫酸消耗量为110.6 kg/t(干尾矿)。浸出温度对尾矿中锌的溶出无有益的影响。酸浸液的电积试验结果表明,阴极产物含99.8%的Zn和0.15%的Fe。在碱浸阶段,添加酒石酸钾钠时铅的溶出率略有增加,浸出温度从40℃升高到80℃时,超过60%的Pb进入浸出液中。利用XRD和XRF分析最终的浸出渣。XRD分析结果表明,主要衍射峰来自针铁矿和石英,次要衍射峰属于菱锌矿和白铅矿。XRF分析结果显示,浸出渣含有70.3%的氧化铁。基于顺序浸出实验结果,浮选尾矿中的锌和铅可以被很好地浸出,而大量的铁留在浸出渣中。     

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。     

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。     

悬浮焙烧法强化从难选石煤中提取钒（英文）

提出一种难选石煤在空气气氛下悬浮焙烧-酸浸强化的提钒新技术。在焙烧温度为800℃、焙烧时间为20 min、气体流量为400 m L/min的条件下钒的浸出率从过去的20%提高到目前技术的47.14%。在焙烧过程中,石煤表面逐渐变得粗糙和不规则,颗粒比表面积增加,硅酸盐矿物的片状结构被破坏,促进了钒的释放。同时,石煤中的钒被氧化为V(Ⅴ)或V(Ⅳ)。结果表明,由于悬浮焙烧过程中钒的释放和转化,因此,其浸出率得到了提高。     

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...     

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。     

硫酸肼还原酸浸出废旧锂离子电池中的有价金属（英文）

采用硫酸肼作为锂、镍、钴和锰从废锂离子电池中浸出时的还原剂,结合条件实验对浸出机理和浸出动力学进行研究。在最优条件:硫酸2.0 mol/L、硫酸肼30 g/L、固液比50 g/L、温度80℃和浸出时间60 min下,97%的Li、96%的Ni、95%的Co以及86%的Mn被浸出。通过浸出动力学分析得出Li、Ni以及Co的浸出活化能分别为44.32、59.37和55.62 k J/mol,表明浸出过程受化学反应控制。XRD和SEM-EDS分析结果表明,浸出渣的主要组成为MnO₂。上述研究结果表明,硫酸肼可作为废锂离子电池中有价金属浸出的有效还原剂。     

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...     

从工业热浸镀锌灰中湿法回收锌（英文）

研究热浸镀锌厂的锌灰,使之可以作为二次锌资源返回镀锌槽。这种废料中含有63%的锌,锌以金属、氧化物和羟基氯化物相存在。在各种浸出槽负荷(100～300 g/L)下于H₂SO₄溶液(20%,25%)中浸出锌灰,研究锌、锰、铁和氯离子的浸出行为。考察几种从浸出液中除铁的方法。添加絮凝剂对后续的铁沉淀物过滤有害,因为会导致溶液黏度增大;氧化锌与为了提高pH值而加入的碳酸钙结合,形成高密度的悬浊液,无法从硫酸锌溶液中分离出来。在不同的pH值(-0.5～2.8)下进行锌电积,电流密度范围为3～10 A/dm²。从锌灰中回收纯金属的最佳条件如下:用20%的硫酸浸出,浸出槽负荷100～150 g/L,用H₂O₂和CaCO₃沉淀出Fe2O3·xH₂O,在pH 0.1～1.0、电流密度3～6 A/dm²的条件下进行电积锌。还讨论电解液中pH与游离H₂SO₄浓度之间的关系。锌电解液的pH-...     

采用控制氧化焙烧过滤法从铜精矿中提取砷（英文）

为了更高效处理含砷铜精矿,砷可以通过高温过滤尘土和低温分离冷凝氧化砷2个步骤进行提取。焙烧环境中的氧含量对精矿中的残余砷含量有重要影响。当氧含量较高时,形成的砷酸盐残留在精矿中。当氧含量较低时,形成的硫化砷会堵塞滤饼残。在700℃、氧含量为4%(体积分数)的条件下焙烧,得到精矿的残余砷含量最低,由11.8%降低到0.34%(质量分数)。在中试实验中,可通过控制进料速度间接控制氧含量,能将残余砷含量降低到0.48%(质量分数),同时,回收的As₂O₃纯度可以达到99.17%(质量分数)。基于砷在不同氧含量下形态变化的机理,提出控氧焙烧与两次过滤的新工艺,并且成功运用于中试,使铜精矿中的残余砷含量低于中国精矿矿物含砷量标准(0.5%(质量分数))。