磁化还原焙砂硫酸浸出探索

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锌焙砂热酸还原浸出赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告

来宾冶炼厂质量体系文件锌焙砂热酸还原浸出-赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告锌焙砂热酸还原浸出-赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告1、前言广西华锡集团股份有限公司是我国特大型金属矿产资源基地，拥有大厂锡锑铟锌铅银多金属资源，集团以产锡为主，综合回收铟、铅、锑、锌、银、镉、铋等多种金属，现已形成年采选250万吨矿石、年冶炼2.5万吨锡、80吨铟、4万吨铅锑、6万吨锌、70吨银的生产能力。

华锡集团拥有得天独厚的矿产资源，其中铟储量居世界第一位，锡储量约占全国总量的三分之一，锌占广西总量的60%强，居全国第二位，锑名列全国前茅，同时富含铂、钌、钯、镓、锗、铊等可综合回收的稀贵、稀散金属元素。

来宾冶炼厂是广西华锡集团股份有限公司下属主要冶炼生产企业之一，是国家大型有色冶炼基地，现有锡冶炼和锌铟冶炼两大系统，主要产品有锡锭、锌锭、铟锭、硫酸等。

其中锌铟系统是目前世界上最大的铟冶炼基地，除生产铟锭外，同时可生产锌锭6万吨，硫酸12万吨。

来宾冶炼厂目前年处理华锡自产锌精矿12.00万吨，外购锌精矿1.64万吨，自产锌精矿中含锌平均46.47％，含铁平均达到16.5%），含铟0.07％，同时含Cu0.3%~0.6%、Cd0.3%~0.6%、Sn0.3%~0.5%、Pb0.3%~0.6%、Ag80~150g/t，精矿中的铜、镉、锡、铅、银和铁也是可以利用的资源。

每年处理的锌精矿含铟大约80 t。

该锌精矿具有铟品位高，锌品位低，铁品位高的特点，因而在提取锌的过程中，回收铟与除铁是工艺流程选择的关键。

目前锌系统采用沸腾炉焙烧脱硫—热酸浸出铁矾法沉铁铟—净化—电积的湿法冶炼技术，来宾冶炼厂锌冶炼系统是为了处理大厂矿区产出的含Fe高达14%~18%，含In 800~1200g/t的锌精矿而建设、有其专门的工艺特点。

为适应精矿含铁、铟高的特点，解决铁与锌的分离以及铟的有效富集是浸出工艺技术关键。

现在，锌焙烧砂浸出采用“热酸浸出-铁矾法沉铁铟”工艺，获得较高的锌浸出率，同时，铁和铟一起沉淀富集到铁矾渣中。

某黄金冶炼渣还原焙烧磁选工艺研究

某黄金冶炼渣还原焙烧磁选工艺研究柳林;冯安生;王威【摘要】With coking coal as reducing agent ,the reduction roasting‐magnetic separation process was adopted to recycle iron from the smelting slag which was produced by a gold smelter in Henanprovince .The smelting slag ,total iron grade of which was 35 .91% ,had a high recycling value .But the particle size of the slag was very fine (-0 .025mm 73 .71% ) ,and the chemical composition wascomplex .According to this characteristic ,the effects of roasting temperature ,time ,amount of reducing agent ,grinding fineness and magnetic field intensity on ore dressing indexes were discussed .The test showed that ,the optimum conditions were as follows:the slag was roasted at 1150℃ for 60 minutes with coal consumption 13% ,and then ground it to - 0 .045mm accounted for 74 .55% ,with magnetic field intensity60kA/m .As the conditions ,roasting‐magnetic separation process obtained good indexes :the total iron grade of iron concentrate was 93 .21% and the total iron recovery was 82 .72% .%以焦煤为还原剂，采用还原焙烧‐磁选的工艺方法对河南某黄金冶炼厂产出的冶炼渣进行铁的回收利用研究。

锌焙砂浸出规律研究

杨金林，肖汉新，罗美秀，马少健，刘平
（１．广西大学资源与冶金学院，广西南宁５３０００４
２．桂林理工大学南宁分校，广西
南宁
５３０００１）
摘要：本文以广西某地冶炼厂锌焙砂为原料，以硫酸为浸出剂，研究了不同硫酸浓度、不同浸出温度条件下，浸出时间对锌焙砂硫酸浸出过程中锌、铁浸出效果的影响规律；采用ＸＲＤ分析方法，分析研究了锌焙砂及
２．１浸出时间对锌浸出的影响
不同硫酸浓度在不同浸出时间对锌浸出率的影
响见图１。
堑壁堡昌互堡壁
４９３９６
互墓壹
２２
笪
２
从图１可以看出，硫酸浓度从４０ｇ／Ｌ增大到３２０ｇ／Ｌ，锌的浸出率随着硫酸浓度的增大而增大；
・
７２・
矿产综合利用
２０１７拄
８０
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６８６６。
。
。
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浸出时间／ａｉｒｎ
漫８出Ｏ时１问００１
。
。
。浸出时间ｆｍｉｎ
ａ硫酸浓度４０Ｌ
锌焙砂中的ＺｎＯ溶解速度快，在较短时间内就能全部溶解，后续锌浸出率的增大是由于ＺｎＳｉＯ和ｚｎＦｅＯ等含锌矿物的溶解。２．２浸出时间对铁浸出的影响不同硫酸浓度在不同浸出时间对铁浸出率的影

铜精矿焙烧浸出的探索试验

铜精矿焙烧浸出的探索试验陈光耀;李显华;邹魁【摘要】介绍了来宾华锡冶炼有限公司铜精矿焙烧浸出的探索试验,重点介绍焙烧脱硫砷和浸出除铁工艺.采用铜精矿焙烧法脱硫砷,铜精矿经低温和高温两段焙烧,铜焙砂中的残硫在1.09％～0.45％之间,含砷在1.08 ％～0.73％之间.脱硫率达到90 ％～95.65％,脱砷率在54.43 ％～69.19％之间.而升高温度对铜浸出有利；浸出终酸越高对铜的浸出越有利.通过试验,提高了铜浸出率、减少铁砷浸出的可行性,为下一步硫渣提铜工序技术改造提供技术支持.【期刊名称】《有色金属科学与工程》【年(卷),期】2011(002)005【总页数】4页(P45-48)【关键词】铜精矿;焙烧;浸出;焙烧脱硫砷;浸出除铁【作者】陈光耀;李显华;邹魁【作者单位】广西来宾华锡冶炼有限公司,广西来宾546115;广西来宾华锡冶炼有限公司,广西来宾546115;广西来宾华锡冶炼有限公司,广西来宾546115【正文语种】中文【中图分类】TF811广西来宾华锡冶炼有限公司（以下简称来冶）锡系统硫渣提铜，采用“硫渣浮选产出铜精矿，铜精矿经焙烧产出铜焙砂，焙砂经硫酸浸出生产电解铜”的生产工艺[1-8].该工艺在2009年竣工投产，在试生产中，硫渣浮选工艺基本达到设计要求.产出的铜精矿含铜在20%～30%，但由于硫渣含Fe、As杂质较高，产出的铜精矿含Fe：15%～24%.生产过程出现了铜的浸出率低，大量的Fe、As杂质也被浸出的现象.王军等[9]对含Zn、Pb、Sb的复杂铜精矿沸腾焙烧扩大试验进行总结，确定了试验方法，进行了烟气量及烟气浓度的计算，并且确定了沸腾焙烧扩大试验的试验参数.为了进一步提高铜浸出率，探索减少铁砷浸出的工艺，来冶冶金室于2011年3月开展了铜精矿焙烧浸出小型试验.通过本次小型工艺试验，找出提高铜浸出率、探索减少铁砷浸出的可行性.为来治硫渣提铜工序的技术改造提供了技术支持.工艺流程图如图1所示.本次试验的铜精矿为来冶2011年产出的铜精矿，其化学成分如表1所示.根据华锡设计院对铜精矿的物相分析，铜90%以硫化亚铜和硫化铜存在；锡80%以金属态存在.由于金属锡的熔点较低，铜精矿焙烧，首先要在较低的温度下将金属态锡氧化成为氧化锡，提高物料的熔点，防止焙烧过程结料；然后提高温度，进一步氧化焙烧脱除硫砷杂质.铜精矿焙烧的主要化学反应如下：坩埚温控电阻炉一台，型号：SG2-12-13；额定温度1300℃.低温氧化焙烧：温度：600～700 ℃；时间：2 h.高温氧化焙烧：温度：800～900 ℃；时间：2 h.每次先将50 g（干量）铜精矿放入直径为165 mm的瓷碗中，物料厚度约3～4 mm，当温控电阻炉升至所需温度时将铜精矿放入炉内.保持所需温度不变，每隔30 min打开炉门翻动铜精矿1次.2 h低温氧化焙烧作业结束取样后，继续升温至所需温度，保持温度不变每隔30 min打开炉门翻动物料一次，2 h作业结束，取样化验焙砂成分.（1）低温氧化焙烧数据.表2为低温氧化焙烧试验结果.从低温焙烧数据分析：铜精矿在600～700℃低温焙烧2 h.铜精矿含硫在6.59%～7.51%之间；含砷在1.95%～2.18%之间.虽然硫砷的脱除率不高，但低温焙烧的目的达到了，将金属态锡氧化为氧化锡，提高物料的熔点，防止了焙烧过程粘结. （2）铜精矿两段氧化焙烧数据.表3为铜精矿两段焙烧试验数据.从表3中可以看出：铜精矿经600～700℃低温焙烧2 h和800～900℃高温焙烧2 h后，铜焙砂含S在1.09%～0.45%之间，含As在 1.08%～0.73%之间，脱硫率达到90%～95.65%，脱砷率在54.43%～69.19%之间.脱砷效果比脱硫效果差. 铜焙砂中的CuO、Fe2O3与硫酸反应生成相应的硫酸铜和硫酸铁，其主要化学反应如下：表4为本次试验的铜焙砂（两段焙烧）其化学成分.本次条件试验，根据铜焙砂浸出的实际情况，主要考查浸出温度、浸出酸度2个因素对铜铁浸出率的影响.（1）浸出温度对铜铁浸出率的影响.本次试验固定条件为：每次投入铜焙砂200 g，始酸80 g/L，溶液1L.浸出时间：2 h.温度梯度：常温、50 ℃、70 ℃、90 ℃4个梯度，考察不同温度梯度下，铜浸出率、铁浸出率的变化情况.试验结果如表5所示.从表5中可以看出，随着浸出温度的增加，铜焙砂中的铜、铁的浸出率也随之增加.加温浸出对铜的浸出是有利的.（2）浸出终酸对铜浸出率的影响.本次试验固定条件为：每次投入铜焙砂 200 g；温度：90 ℃，浸出时间：2 h；溶液量1L，缓慢加入硫酸，控制浸出终点pH梯度为：0.5、1.0、2.0、3.04个梯度，考察不同终酸梯度下，铜浸出率、铁浸出率的变化情况.试验结果如表6、表7.从不同终酸（pH）梯度下，铜焙砂的浸出数据可以看出，随着浸出终点pH的增加，铜焙砂中的铜、铁的浸出率随之减少，即浸出终酸越高对铜的浸出越有利.同时，由于铜焙砂中的铁同步浸出，即使浸出终点pH为3.0时，铜浸出率为82.32%，浸出渣含铜4.97%，但铁的浸出率高达80.57%，浸出液中的铁也有27 g/L.因此，在浸出终点pH值在0.5～3.0的范围内，希望通过控制终点pH来控制铜焙砂中的铁的浸出是困难的.铜精矿经低温（600～700 ℃）、高温（800～900 ℃）两段焙烧，铜焙砂残S在1.09%～0.45%之间；含As在1.08%～0.73%之间.脱硫率达到90%～95.65%，脱砷率在54.43%～69.19%之间.同时，升高温度对铜浸出有利；浸出终酸越高对铜的浸出越有利.由于铜焙砂中的铁同步浸出，希望铜既有较高的浸出率的同时，铁不浸出或少浸出是困难的.【相关文献】[1]黄位森.锡[M].北京:冶金工业出版社，2001.[2]傅崇说.有色冶金原理[M].北京：冶金工业出版社，1993.[3]张宝,张佳峰,蒋光佑.浮选法处理锡系统硫渣工艺实践[J].有色金属，2010，(4):102-104.[4]李旺昌,卫于道.锡精矿沸腾焙烧工艺研究[J].有色金属,1996,(1)：26-28.[5]俞小花.复杂铜、铅、锌、银多金属硫化精矿综合回收利用研究[D].昆明：昆明理工大学,2008.[6]杨奕旗,邬清平.锡冶炼炉渣铜锡浮选分离工艺研究[J].有色金属：选矿部分,2006,(2)：65-68.[7]刘智先,陈璟.提高浸渣浮铜回收率的探索与实践[J].冶金丛刊,2003,(1)：36-39.[8]宾智勇.复杂多金属物料综合回收铜铅锌锡试验研究[J].湖南有色金属,2004,(6)：53-55.[9]王军,王成彦,王忠.杂铜精矿沸腾焙烧扩大试验研究[J].有色矿冶,2011，(1)：54-56.。

镍精矿的浸出用硫酸硫酸亚铁还原工艺研究

镍精矿的浸出用硫酸硫酸亚铁还原工艺研究镍精矿是一种重要的镍矿石，通常需要通过浸出工艺来提取出镍的金属。

在浸出过程中，硫酸硫酸亚铁是一种常用的还原剂，可以有效地将镍精矿中的镍氧化物还原为可溶性的镍盐，从而实现镍的提取和回收。

硫酸硫酸亚铁（FeSO4）是一种重要的还原剂，它具有较强的还原性，可以将氧化物还原为可溶性的金属离子。

在镍精矿的浸出过程中，硫酸硫酸亚铁起到了关键的作用，它与镍矿石中的氧化镍反应，将氧化镍还原为可溶性的镍离子，从而实现了对镍的提取。

研究表明，硫酸硫酸亚铁还原工艺对镍精矿的浸出具有很高的效率和选择性，尤其适用于镍氧化物含量较高的镍精矿。

在硫酸硫酸亚铁还原工艺中，一般会选择在一定的温度下进行浸出过程，并控制还原剂的添加量和浸出时间，以实现最佳的还原效果。

在浸出过程中，硫酸硫酸亚铁与镍氧化物发生反应，生成可溶性的镍离子，并伴随着硫酸铁的生成。

这些反应在一定温度下加速进行，从而促进镍精矿中的镍离子的释放和溶解。

同时，硫酸铁的生成也可以在一定程度上抑制镍的还原速度，从而提高浸出的选择性，减少对其他金属元素的影响。

值得注意的是，硫酸硫酸亚铁还原工艺中需要避免过量添加还原剂，否则会导致过度还原，使得镍精矿中的其他有价金属元素也被还原为可溶性离子。

此外，还原过程中可能会产生一定程度的副产物，如含铬的溶液，需要进行后续处理以减少环境污染。

在实际应用中，硫酸硫酸亚铁还原工艺常常与其他工艺相结合，以提高浸出效率和产出纯度。

例如，可以采用浸出-还原-晶化工艺，将浸出得到的含镍溶液经过还原和晶化过程，得到纯度较高的镍盐产品。

另外，还可以通过电解方法将含镍溶液电解得到纯度更高的镍金属。

总的来说，硫酸硫酸亚铁还原工艺是一种有效的浸出方法，对于镍精矿的提取和回收具有重要意义。

通过控制还原工艺的条件和参数，可以实现高效、选择性的镍浸出，并最终得到高纯度的镍产品。

然而，在实际应用中仍需要进一步的研究和优化，以提高工艺的经济性和环境友好性。

锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究

ａｃｉｄｌｃａｃｈｉｎｇｗａｓｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｄ．ＺｉｎｃｆｅｒｒｉｔｅｉｎｚｉｎｃｃａｌｃｉｎｅｗａｓｓｅｌｅｃｔｉｖｅｌｙｔｒａｎｓｆｏｒｍｅｄｔｏｚｉｎｃｏｘｉｄｅａｎｄｍａｇｎｅｔｉｔｅｕｎｄｅｒＣＯａｎｄＣＯ，ａｔｍｏｓｐｈｅｒｅ．Ｔｈｅｒｅｄｕｃｅｄｚｉｎｃｃａｌｃｉｎｅｗａｓｔｈｅｎｌｅａｃｈｅｄｗｉｔｈｓｕｌｆｕｒｉｃａｃｉｄｆｉｎｃｒｅｃｏｖｅｒｙｆｒｏｍｚｉｎｃｃａｌｃｉｎｅｃｏｎｔａｉｎｉｎｇｈｉｇｈｃｏｎｔｅｎｔｏｆｉｒｏｎｂｙｓｅｌｅｃｔｉｖｅｒｅｄｕｃｔｉｏｎｒｏａｓｔｉｎｇａｎｄ
烧评价指标，得出最佳焙烧条件为：焙烧温度７５０℃ ，焙烧时间６０ａｉｒｎ，ＣＯ浓度８％，ＣＯ／（ＣＯ＋ＣＯ２）
气氛比例２０％，此条件下可溶锌率由原焙砂中的７９．６４％提高到９１．７５％；以铁锌浸出率为考察指标，得出最佳浸出条件为：常温浸出，浸出时间３０ｍｉｎ，浸出酸度９０ｇ／Ｅ，液固比１０：１，此条件下锌铁浸
出率分别为９１．８％和７．１７％．

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践李明亮;王宪忠;张绍辉;赵亚峰;贾佳林;吕超飞;董文龙;纪国强【摘要】为了提高硫酸化焙砂中金和铜的浸出率,降低尾渣金品位,减少铜对氰化浸出过程的影响,考察了焙砂粒度、硫酸浓度、温度对硫酸脱铜率和脱铜渣氰化浸金率的影响.结果表明,焙砂(矿粉粒度-0.045 mm粒级占90.16％)在酸度25 g/L、液固比1.5:1、80℃下浸出2 h,硫酸脱铜率达93.62％.脱铜渣在NH4 HCO3用量10 kg/t、液固比1.5:1、NaCN浓度0.10％条件下浸出60 h,金浸出率高达98.04％.根据研究结果,通过提高硫酸脱铜温度、硫酸浓度和氰化浸出过程增加旋流器和浸出槽数,采用两段浸出-两段洗涤措施,对现有生产流程进行了优化,铜和金回收率得到了明显提高,获得较好的经济效益.【期刊名称】《矿冶工程》【年(卷),期】2018(038)004【总页数】5页(P106-110)【关键词】硫酸化焙烧;焙砂;酸浸;氰化浸金;浸出率;铜;金;工艺改造【作者】李明亮;王宪忠;张绍辉;赵亚峰;贾佳林;吕超飞;董文龙;纪国强【作者单位】潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;中国黄金集团有限公司,北京100011;西北有色金属研究院,陕西西安710016;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399【正文语种】中文【中图分类】TF811;TF831随着易处理金矿资源开采殆尽,难处理金矿成了世界各国提金的重要原料［1-3］。

难处理金矿在地壳中所占金总量的比例高达60%,因此,从难处理金矿中提取金的工艺技术研究已经引起世界各国的重视,成为研究热点［4］。

在难处理含硫、砷微细浸染型金矿、含有机碳质复杂金矿和复杂多金属硫化矿型金矿中,金除与常见的黄铁矿和砷黄铁矿共生之外,大约10%的自然金与黄铜矿和次生铜矿连生,铜的存在致使氰化钠耗量大、金的氰化浸出率低［5-7］。

直接还原焙烧—弱磁选回收河南某金冶炼渣中铁

直接还原焙烧—弱磁选回收河南某金冶炼渣中铁王威;柳林;冯安生;刘红召;高照国【摘要】河南某黄金冶炼渣铁品位为27.24％,铁主要以赤铁矿的形式存在.为回收该渣中铁,采用直接还原焙烧—弱磁选工艺进行试验.结果表明:在还原剂焦煤加入量为15％、氧化钙加入量为5％、焙烧温度为1 150℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨细至-0.045 mm占75％、弱磁选磁场强度为60 kA/m时,可以获得铁品位为91.4％、回收率为79.5％的铁精矿,实现了该黄金冶炼渣中铁的高效回收.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2015(000)012【总页数】4页(P169-172)【关键词】黄金冶炼渣;直接还原焙烧;弱磁选;氧化钙【作者】王威;柳林;冯安生;刘红召;高照国【作者单位】中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006;中国地质科学院研究生院,北京100037;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006【正文语种】中文【中图分类】TD925.72014 年，我国黄金产量超过450 t，连续8 a 成为世界第一产金大国。

随着黄金产量的增加，黄金冶炼渣(金精粉经酸化焙烧、焙砂酸浸、酸浸渣氰化浸出金银后得到的尾渣)量也急剧增加［1］。

由于黄金冶炼渣具有矿物嵌布粒度极细、泥化现象严重、矿物组成复杂等特点，处理成本较高，因而大多因未能有效回收利用而直接堆存。

关于细粒铁物料闪速磁化焙烧的技术探究

关于细粒铁物料闪速磁化焙烧技术的探究摘要：针对我国每年数亿吨“收之不能、弃之可惜”的低品位难选强磁精矿、中矿和伴生弱磁性铁物料难以分选和利用问题，近年来，开发出了数以秒计的闪速磁化焙烧新技术，为直接处理细粒粉状铁物料开辟了新的有效利用途径，并在闪速磁化焙烧还原工艺和前期工程技术等方面做了许多开拓性的研究工作。

选择新疆哈密金矿选冶厂铁矿粉粉料，研究应用闪速磁化焙烧新技术处理后的物料性质，推广闪速磁化焙烧技术。

关键词：细粒铁焙烧试验性质一、矿产资源利用存在问题我国是世界上矿种较齐全，部分矿产储量相当丰富的少数几个国家之一。

虽然我国矿产资源总量丰富，但人均占有量却只有世界平均水平的58％，排在世界第53位。

我国的优势矿产主要是用量不大的矿种，而用量大的矿产储量却相对不足，结构性矛盾突出；且贫矿资源比重偏大，经济可利用的资源储量少；资源分布与生产力布局不匹配。

1．矿产资源供需前景不容乐观我国已经成为矿产资源开发利用的大国。

2006年，我国钢、煤炭及10种有色金属、水泥、化肥等产品的产量居世界第一位，虽然我国矿产资源消费总量很大，但人均水半不高。

与需求快速增加相反的是，国内矿产资源的保障程度在下降。

一方面，国家经济建设所需要的大宗支柱性矿产，如石油、铁矿石、铜、铬铁矿、钾盐等，供需缺口越来越大，进口量逐年攀升，另一方面，矿产资源对经济发展的支持力度，已经从过去的基本保障供给到难以满足需求。

2. 资源浪费虽然国家在资源节约和矿山环境保护方面，做出了很大的努力，并取得了明显的进步。

但由丁小型矿山，特别足个体矿山的人员素质、技术水平、机械设备等方面的原因，资源回收率普遍偏低。

采富矿的时候糟蹋甚至破坏了贫矿，开采主要矿种时浪费或破坏了伴生矿，开采多种金属矿的时候只用了其中的单种元素，共伴生矿的综合利用率不到20％，比国外平均水平40％～50％低20到30个百分点。

由此可以看出，我国在矿产资源开发利用中的浪费是多么惊人，同时说明我国提高资源效率的潜力还非常巨大13.污染问题严重我国由于采矿而诱发的各类地质灾害和生态环境破坏问题也相当突出，需要给予足够的重视。

锌焙砂中性浸出渣还原酸浸试验研究

ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ，ｔｈｅｔｅｓｔｏｆｒｅｄｕｃｔｉｖｅａｃｉｄｌｅａｃｈｉｎｇｏｎｎｅｕｔｒａｌｒｅｓｉｄｕｅｍｉｘｅｄｗｉｔｈｚｉｎｃｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈｈｉｇｈ— ｉｒｏｎｓｐｈａｌｅｒ —
ｉｔｅａｓｔｈｅｓｔｕｄｙｏｂｊｅｃｔｈａｓｂｅｅｎｃａｒｒｉｅｄｏｕｔ．Ｔｈｅｉｎｌｆｕｅｎｃｉｎｇｆａｃｔｏｒｓｓｕｃｈａｓｍａｓｓｒａｔｉｏｏｆｔｈｅｎｅｕｔｒａｌｒｅｓｉｄｕｅｔｏｔｈｅ
ＡＢＳＴＲＡＣＴ：Ｉｎｏｒｄｅｒｔｏｒｅｃｙｃｌｅｔｈｅｖａｌｕａｂｌｅｍｅｔａｌｒｉｃｈｉｎｎｅｕｔｒａｌｌｅａｃｈｉｎｇｒｅｓｉｄｕｅｆｒｏｍｔｈｅｐｒｏｃｅｓｓｏｆｚｉｎｃｈｙｄｒｏ－
陈先友，邓志敢魏昶李存兄朱北平曹元庆
（１．昆明理工大学冶金与能源工程学院，昆明６５００９３；
２．云南华联锌铟股份有限公司，云南文山６６３７０１）
摘要：为了综合回收湿法炼锌过程富集于中浸渣中的有价金属，以高铁闪锌矿为研究对象，开展了
第２４卷
第２期

低冰镍的硫酸化焙烧浸出工艺研究

表３温度对硫酸化焙烧试验的影响
表４空气量对硫酸化焙烧试验的影响试验结果
３２浆化预处理对硫酸化焙烧浸出效果的影响．
３２１浆化时间对浸出效果的影响．．
４ｈ。
３２２焙烧时间对浸出效果的影响．．
本部分试验采用一定的时间对１０ｇ物料进行０浸出，察渣量及渣中镍含量，中镍量越小，明考渣说浆化效果越好。结果如表５所示。
ＡｂｔａｔＴｉｐｐｒｄｓｒｅｈｌｇｐｏｅｓｂａｓｏｙｌｎｌｎｔｏ．Ｉａｃｍｐｉｅｕｐｕｅｔｓｒｃ：ｈｓａｅｅｃｂｓｔｅｓａｒｃｓｙｍｅｎｆｃｃｏｅｍｅｔｇｍｅｈｄｔｃｏｌｈｓｓｒｌｓｈａｉｉｓ
２７
用低的优点，服了石灰法结垢堵塞的问题。其操克作要点是：钠碱的主要作用是保持钠离子的浓度而不是脱硫，要保持钠离子浓度长期稳定，则易出现否
８％、６％。烟尘产出率可达５５银５％以上，具有可推
关键词：预处理，冰镍，低硫酸化焙烧
中图分类号：Ｆ１Ｔ８５文献标识码：Ａ
１前
言
化焙烧浸出过程的影响，为低冰镍中镍、、、铁钴硫等
有价元素的综合回收开辟了一条新的途径。
低冰镍是铜镍冶炼过程的中间产品，除镍外同时富含铜、和大量的铂族金属需要回收。】酸钴＿硫化焙烧过程的实质是使有价金属硫化物、氧化物和复杂矿物转变为水溶性物质Ｊ目前该工艺已成功，应用于铜钴矿、贫硫镍矿、以及红土镍矿的处理过程当中Ｊ。本文以辽宁某低冰镍为研究对象，探讨

含锌铁氧化矿石选别研究

含锌铁氧化矿石选别研究杨金林，马少健，苏秀娟，莫伟，封金鹏，王桂芳(广西大学资源与冶金学院，广西南宁530004)摘要:针对含锌、铁氧化矿石，采用浮选、磁选、重选等常规选矿方法，碱性浸出、硫酸浸出等常规浸出方法，常规还原焙烧-磁选以及深度还原-磁选等方法，考察了相关因素对锌、铁回收的影响。

研究结果表明，浮选、磁选、重选等常规选矿方法，碱性浸出、硫酸浸出等常规浸出方法以及常规还原焙烧-磁选方法均不能使锌、铁有效富集，而采用深度还原-磁选方法，获得的铁精矿铁品位与铁回收率均在90%以上，金属化率在92%以上，锌挥发率在97%以上，实现了锌、铁综合回收。

关键词:铁帽；氧化矿；浸出；焙烧；深度还原；磁选随着国家节能减排工作的逐步深入，有色金属矿山伴生资源的综合利用日益受到人们的重视。

其中，铁帽就是一种较好的资源。

铁帽是指各种金属硫化物矿床经受较为彻底的氧化、风化淋蚀作用后，形成以Fe、Mn、Si、Al和Ca等为主的氧化物、含水氧化物、次生硫酸盐、各种矾类及粘土质混合物的堆积体。

在铁帽形成过程中，地壳表层矿石中的金属矿物经受强烈氧化、风化作用，会发生水解、水合、氧化、还原、离子交换等反应，导致元素的迁移和富集，主要表现为某些元素的淋滤失散和另一些元素的残积富集两个对立面。

一些迁移过程中有可能被粘土矿物、褐铁矿或一些胶体矿物吸附而残积富集，形成新的矿床，如铁帽型金(银)矿床[1-5]。

从矿产资源可持续利用角度，有必要开发利用这一类低品位矿床。

本研究矿石为某硫化矿床铁帽中含锌、铁氧化矿石，矿石含锌、铁较低，但其分布广，总储量大，估计有数百万吨。

因此，对该矿石进行锌、铁回收研究具有一定的现实意义。

本文采用常规物理选矿方法、常规浸出、常规焙-磁选以及深度还原-磁选等方法，考察了回收有用金属锌、铁的可能性，为后续开发利用该类型矿石提供了基础数据。

1 矿石性质研究矿石为某地有色金属矿山伴生的含锌、铁氧化矿石，矿石多元素分析结果见表1，矿石XRD图谱见图1。

某含多金属硫精矿焙烧—酸浸试验研究

为最大限度地脱除试样中的硫，且提高后续酸浸过程铜、锌的浸出率，采用硫酸化焙烧进行脱硫，同时使铜、锌等金属元素大部分转变为硫酸盐，焙砂采用硫酸浸出回收其中的铜、锌。焙烧试验在８ｋＷ马弗炉内进行，用铂铑热电偶测温，可控硅电源控制马弗炉内的温度。浸出试验在玻璃烧杯内进行，采用恒温加热水浴器控制浸出温度，用ＪＪ－１型电动搅拌器搅拌，采用ｐＨ计测量溶液的ｐＨ。硫酸化焙烧—酸浸
℃
％
Ｃｕ
Ｚｎ
５００
８８．３５０．７６０．５８
５５０
８９．２４０．４５０．４２
５８０
８８．７６０．３８０．３１
６００
９０．２６０．３２０．３５
中图分类号：ＴＤ９５２
文章编号：１００１－１２７７（２０１８）１１－００６０－０４
文献标志码：Ａ
ｄｏｉ：１０．１１７９２／ｈｊ２０１８１１１４
引言
云南某复杂含金多金属矿石属于难处理硫化矿石，原矿矿物组成比较复杂，矿物种类较多，矿物之间嵌布关系密切，嵌布粒度粗细不均，各矿物之间均有少量微细粒级矿物相互包裹，金、银等贵金属分布较分散，在一般的磨矿细度下，各矿物较难获得高单体解离度。若采用优先浮选各硫化物矿物再磁选铁的方法回收有价金属，存在各硫化物矿物产品互含较高，工艺流程复杂，金、银回收率低等问题。因此，为使各有价成分得到充分回收，拟采用选冶联合工艺。
８０℃，液固比３．０，终点ｐＨ＝１．０，浸出时间２．０ｈ的最佳工艺条件下，获得了铜浸出率９０．６５％，
锌浸出率８３．８７％，酸浸液质量浓度铜１５．９ｇ／Ｌ、锌７．２ｇ／Ｌ，酸浸渣品位金２９．４ｇ／ｔ、银２７７．２ｇ／ｔ、
铁６６．５８％的较好指标，为矿山工业生产提供技术支持。

超声波强化锌焙砂的浸出试验研究

超声波强化锌焙砂的浸出试验研究王毅梦【摘要】为了提高商洛炼锌厂锌焙砂中锌的浸出率,运用超声波辐射方法,研究了酸碱两种体系中锌的浸出条件.在酸性浸出中以硫酸作为浸出剂,考察了超声波辐射强度、辐射时间和液固比对锌焙砂浸出率的影响;在碱性浸出中以NH4Cl-NH3·H2O 作为浸出剂,考察了总氨浓度、超声时间和液固比对锌焙砂浸出率的影响.结果表明:在硫酸体系下最佳浸出条件是超声时间为120 min,超声功率为300 W,液固比为7:1,最大浸出率为91.5%;在NH4Cl-NH3·H2O体系下最佳浸出条件是总氨浓度为7.5 mol·L-1,液固比为8:1,超声时间为150 min,超声功率300 W,最大浸出率85.3%.【期刊名称】《商洛学院学报》【年(卷),期】2016(030)006【总页数】4页(P27-29,52)【关键词】超声波;酸性浸出;碱性浸出;锌焙砂【作者】王毅梦【作者单位】商洛学院化学工程与现代材料学院/陕西省尾矿资源综合利用重点实验室,陕西商洛 726000【正文语种】中文【中图分类】TF813我国作为锌产量和消费量均居全球第一的大国，目前面临着严重的锌资源短缺问题。

近年来锌资源开采强度过大，后备资源不足，供需矛盾突出。

低品位的氧化锌矿和高铁闪锌矿已经成为炼锌行业的主要来源，因此发展改进工艺，提高资源综合利用能力是很重要的[1-2]。

锌焙砂是锌精矿经过焙烧后所得产物，主要含氧化锌、硫酸锌和硫化锌等，是炼锌最主要的原料。

锌焙砂经过中性浸出以后，得到的浸出渣锌含量较高。

目前大部分锌产于湿法炼锌厂，其传统工艺为中性-低酸-高酸三段浸出[3]。

铁闪锌矿中铁质的存在，易形成强稳定性的铁酸锌，导致传统湿法炼锌工艺的锌浸出率较低[4-5]。

超声波在近年来应用日益广泛，其强化浸出作用受到冶金工作者的重视。

从超声波空化作用效果来讲，可分为物理作用和化学作用。

物理作用指对颗粒物的粉碎作用、表面改性作用及对体系的搅拌作用；化学作用指通过高温高压对化学反应的催化，改变了反应途径[6]。

某铜钴精矿硫酸化焙烧——酸浸实验研究

２０２０年第１２期／第４１卷
黄金ＧＯＬＤ
选矿与冶炼６９
某铜钴精矿硫酸化焙烧—酸浸试验研究
王建政，朱德兵，孔令强，郭建东
（山东国大黄金股份有限公司）
摘要：以某铜钴精矿为原料，采用硫铁矿配矿、钠盐废水湿法调浆、硫酸化焙烧、硫酸浸出工艺
回收铜、钴，考察了磨矿细度、焙烧助剂、焙烧温度等因素对铜、钴浸出率的影响。结果表明：在磨矿
表４直接浸出试验结果
产物Ｃｕ品位／％Ｃｏ品位／％Ｓ品位／％Ｃｕ浸出率／％Ｃｏ浸出率／％
原矿２１．３０５．２０２６．３０
一段浸出渣２０．５０４．９０２５．９０３．７６
５．７７
二段浸出渣２０．２０４．７０２５．６０５．１６
９．６２
由表４可知，铜钴精矿采用二段直接浸出，铜、钴浸出率均较低，效果不理想。３．２硫酸化焙烧—酸浸试验
本文以某铜钴精矿为研究对象，进行了硫酸化焙烧、硫酸浸出工艺研究，取得了较好的试验效果，为铜钴精矿资源的高效利用提供了参考与借鉴。
１样品性质
某铜钴精矿中铜、钴为主要的有价金属元素，经测定铜钴精矿水分为５．６７％，细度为－０．０７４ｍｍ占７２％。铜钴精矿主要化学成分分析结果见表１，铜、钴物相分析结果分别见表２、表３。
３试验结果与讨论
３．１直接浸出试验取铜钴精矿５００ｇ，一段采用水作为浸出剂，液固
比３∶１，在ＸＪＴ型浸出搅拌机进行搅拌浸出，浸出温度５０℃，浸出时间３０ｍｉｎ，一段浸出结束后过滤，滤饼进行二段硫酸浸出；二段硫酸浸出液固比３∶１，控制ｐＨ＝１，浸出温度５０℃，浸出时间６０ｍｉｎ，搅拌速度３００ｒ／ｍｉｎ。直接浸出试验结果见表４。

采用加盐氧化焙烧—硫酸浸出工艺从铜阳极泥中回收铜和银

Vol. 40 No. 2(Sum. 176)Apr 2021第40卷第2期(总第176期)2021牟4月湿法冶金 .Hydrometa l urgyofChina 采用加盐氧化焙烧一硫酸浸出工艺从铜阳极泥中回收铜和银张二军】，肖芬2(1.郴州市聚兴环保科技有限公司，湖南郴州423000；2.郴州市中恒项目管理有限公司，湖南郴州423000)摘要：采用加盐氧化焙烧一硫酸浸出工艺从铜阳极泥中回收铜和银，考察了焙烧及浸出条件对铜、银浸出率的影响。

结果表明：铜阳极泥50 g,在硝酸钠用量10 g 、650 C 条件下焙烧2. 5 h,然后在硫酸加入量7. 5 g 、液固体积质量比5/1)5 C 下浸出2 h,铜、银浸出率分别为96.38%)6.67%，有较好的浸出效果+关键词：铜阳极泥；铜；银；回收中图分类号：TF811；TF832；TF803. 21 文献标识码:A 文章编号= 1009-2617(2021)02-0106-04DOI ： 10. 13355/j. cnki. sfyj. 2021. 02. 004在铜冶金过程中，由于金属间的理化性质差异，精矿中的金、银、、白、耙等贵金属被富集在粗铜中，粗铜通过电解得到电解铜，金、银、、白、耙等留在阳极泥中-T 。

阳极泥的处理方法有多种，以湿法居多+湿法处理铜阳极泥所用浸出剂主要是硫酸［48］，同时加入一定量氧化剂，如双氧水、氯化铁、二氧化猛、高猛酸钾、氯酸钠等,铜被浸出到浸出液中，金、银等留在浸出渣中+浸出渣中的银可采用火法9或氯化一氨水浸出法回收-10. ,但通常工艺流程长，银损失量较大。

铜阳极泥中银含量较高，直接用硝酸浸出会产生大量氮氧化物-11］,操作环境较差+采用预处理一联合法回收”14铜、银，不仅生产成本较高，还会使阳极泥中的铅、 &、锡等金属部分浸出，不利于下一步综合回收+ 硫酸化焙烧一浸出法-1'6虽流程较短、贵金属回收率也较高，但操作环境差，尾气处理不易到位, 容易造成二次污染。

锌焙砂浸出实训报告数据

一、实训目的通过本次实训，使学生掌握锌焙砂浸出的基本原理、工艺流程及操作方法，提高学生对锌焙砂浸出工艺的认识和操作技能。

二、实训时间2021年X月X日三、实训地点XX学院化工实训中心四、实训材料1. 锌焙砂：铁闪锌矿经高温焙烧后所得，其主要成分是氧化锌，还有少量的氧化铜、氧化镍、氧化钴、氧化镉、氧化砷、氧化锑和氧化铁等。

2. 硫酸：浓度为98%的硫酸，用于浸出锌。

3. 氧化锌：用于浸出过程中调节溶液pH值。

4. 软锰矿：用于浸出过程中氧化亚铁离子。

5. 空气：用于浸出过程中氧化亚铁离子。

6. 搅拌器：用于浸出过程中搅拌。

7. 热水浴：用于浸出过程中控制温度。

五、实训步骤1. 准备工作（1）将锌焙砂进行干燥，以去除其中的水分。

（2）称取一定量的锌焙砂，放入反应器中。

（3）向反应器中加入适量的硫酸，使溶液的初始浓度为110g/L。

2. 浸出过程（1）开启搅拌器，将溶液搅拌均匀。

（2）控制反应温度为105℃，保持2.5h。

（3）在浸出过程中，向溶液中通入理论值的1.05倍的SO2，以氧化亚铁离子。

（4）观察溶液颜色变化，记录溶液的pH值。

3. 中和沉淀（1）在浸出结束后，关闭搅拌器，让溶液静置。

（2）待溶液澄清后，取上层清液。

（3）向清液中加入氧化锌，调节溶液pH值为5.0-5.4。

（4）加入软锰矿，氧化亚铁离子。

（5）观察溶液颜色变化，记录溶液的pH值。

4. 净化（1）在溶液中添加空气，使溶液中的砷和锑氧化成气态。

（2）记录溶液中砷和锑的含量。

六、实训数据1. 浸出率（1）锌浸出率：98.96%（2）铟浸出率：95.7%2. 溶液pH值（1）浸出过程中pH值：4.8（2）中和沉淀过程中pH值：5.23. 溶液中杂质含量（1）砷含量：0.01g/L（2）锑含量：0.02g/L七、实训结论本次实训，通过对锌焙砂浸出工艺的实践操作，达到了预期的目的。

在浸出过程中，通过优化条件，锌、铟浸出率分别达到了98.96%和95.7%，有效解决了传统浸出工艺中锌、铟浸出率低的问题。

焙烧_浸出_磁选回收铜渣中的铁_詹保峰

①
摘
要：以煤粉作还原剂，采用焙烧浸出磁选工艺对某铜渣中的铁进行了回收实验研究。探讨了焙烧温度、焙烧时间、煤粉用量、
碳酸钠用量等因素对铁回收的影响，最佳工艺条件为：焙烧温度 800 ℃ ，焙烧时间 60 min，煤粉用量 1% ，碳酸钠用量 10% ，在此条件下获得的焙砂经进一步稀酸浸出和磁选，可获得铁品位 62． 53% 、铁回收率 70． 82% 的铁精矿。关键词：铜渣；铁；焙烧；浸出；磁选中图分类号： TF046 文献标识码： A doi： 10． 3969 / j． issn． 0253 － 6099． 2015． 02． 025 文章编号： 0253 － 6099 （ 2015 ） 02 － 0103 － 04
①
［5 ］
收稿日期：基金项目：作者简介：通讯作者：
2014 － 10 － 18 国家自然科学基金资助（ 51272188 ）詹保峰（ 1989 －），男，湖北黄梅人，硕士研究生，主要从事二次资源综合利用研究。黄自力（ 1965 －），男，湖南祁阳人，博士，教授，主要从事矿物加工与资源综合利用研究。
10% ，煤粉用量的影响如图 6 所示。由图 6 可知，当煤粉用量增加，铁精矿品位升高，但铁回收率降低。实验
图3 图1 反应（ 1 ）～（ 3 ）的吉布斯自由能变化
实验流程
浸出采用常温搅拌稀酸浸出的方式，浸出条件为：硫酸浓度 18． 7% ，液固比 4∶ 1 ，浸出时间 60 min。酸浸矿浆静置固液分离后，浸出渣经强磁选作业回收铁。由于浸出渣中既有强磁性矿物磁铁矿，也有弱磁性矿物赤褐铁矿，因而采用强磁选机在较高磁场条件下一并回收。

锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究

锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究侯栋科;彭兵;柴立元;彭宁;闫缓;胡明【摘要】Zinc recovery from zinc calcine containing high content of iron by selective reduction roasting and acid leaching was investigated. Zinc ferrite in zinc calcine was selectively transformed to zinc oxide and magnetite under CO and CO2 atmosphere. The reduced zinc calcine was then leached with sulfuric acid for dissolving the soluble zinc in the leaching solution and leaving the iron in the residue as magnetite. The effects of reaction parameters of reduction roasting and sulfuric acid leaching on the recovery of zinc were studied and the reduced sample was analyzed by chemical analysis, XRD and SEM-EDS. Using the content of soluble zinc and ferrous iron as the evaluation index of the reduction roasting, the optimum conditions were obtained as follows: roasting temperature (750 ℃), roasting time (60 min), CO concentration (8 %) and CO/(CO+CO2) ratio (20 %). Under the optimum conditions, the content of soluble zinc in zinc calcine increased from 79.64 % to 91.75 %. With the leaching efficiency of zinc and iron as the evaluation index of the acid leaching, the best leaching conditions were obtained as follows:leaching temperature (normal temperature), leaching time (30 min), sulfuric acid concentration (90 g/L) and liquid to solid ratio (10∶1). The leaching efficiency of zinc and iron under this condition is 91.8%and 7.17%, respectively.%研究了选择性还原焙烧-硫酸浸出两段工艺处理高铁锌焙砂的方法.首先在CO还原气氛下将锌焙砂中的铁酸锌选择性转化为氧化锌和磁铁矿，然后采用硫酸浸出使可溶锌溶出而铁存留于渣中，实现铁锌有效分离.主要考察了还原焙烧以及硫酸浸出的工艺条件对铁锌分离效果的影响，并采用化学分析法及XRD、SEM-EDS的检测手段对焙烧样品进行分析.以可溶性锌和亚铁的含量作为焙烧评价指标，得出最佳焙烧条件为：焙烧温度750℃，焙烧时间60 min，CO浓度8%，CO/（CO+CO2）气氛比例20%，此条件下可溶锌率由原焙砂中的79.64%提高到91.75%；以铁锌浸出率为考察指标，得出最佳浸出条件为∶常温浸出，浸出时间30 min，浸出酸度90 g/L，液固比10∶1，此条件下锌铁浸出率分别为91.8%和7.17%.【期刊名称】《有色金属科学与工程》【年(卷),期】2014(000)001【总页数】8页(P1-8)【关键词】锌焙砂;铁酸锌;还原焙烧;浸出分离【作者】侯栋科;彭兵;柴立元;彭宁;闫缓;胡明【作者单位】中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083; 国家重金属污染防治工程技术研究中心，长沙 410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083;国家重金属污染防治工程技术研究中心，长沙 410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083【正文语种】中文【中图分类】TF813;TF046.20 引言锌精矿主要以闪锌矿（ZnS）或铁闪锌矿（n ZnS，m FeS）形成存在，铁闪锌矿在我国分布广泛，其中仅云南省的高铁锌资源含锌储量就高达700万t[1].目前，80%以上的金属锌生产采用“焙烧-浸出-净化-电积”湿法工艺流程.在氧化焙烧过程中，生成的氧化锌和伴生的铁反应生成结构稳定、普通条件下难以溶解的铁酸锌.铁酸锌的生成不仅降低了锌的回收率，造成有价金属的流失，而且含铁酸锌浸出渣的堆置也存在较大的环境风险[2].随着高铁硫化锌精矿越来越多地投入生产，铁酸锌的处理成为锌冶炼过程当中亟需解决的关键问题.工业上处理锌冶炼过程中产生铁酸锌的主要方法[3]包括高温高酸浸出和回转窑烟化法，前者是在高温高酸的条件下将铁酸锌溶解，锌铁同时进入溶液，因而需要进行繁琐的沉铁净化以满足电积要求；后者则是在高温强还原条件下，破坏铁酸锌的结构，利用锌熔点较低的特点使锌从中挥发出来，但该工艺操作条件差、能耗高、污染重.为了克服这些工艺的弊端，LangováŠ等[4]改变浸出体系，采用盐酸选择性浸出锌，该方法具有锌浸出率高、选择性分离好的优点，但需要高温高酸高压的苛刻反应条件；张承龙等[5]采用碱性溶液浸出含锌废渣，虽然可以提取大部分锌，但仍难以从铁酸锌中回收锌；Vahidi E等[6]使用萃取法回收锌浸出渣硫酸浸出液中的锌，锌的回收率很高，但萃取剂的再生问题尚需解决；氨浸条件下浸出率不高，同时存在着氨气污染和设备腐蚀的缺陷[7].可见单纯改变浸出体系不足以有效解决问题，为此Zhang Y等[8-9]提出了硫化焙烧-水浸等的火法-湿法组合工艺，这些工艺将废渣中的铁酸锌转化为可溶的中间产物，再进行湿法浸出，浸出液中铁锌分离困难的问题仍未解决；Li M[10-11]等开发了选冶联合的新工艺，采用磁法焙烧-磁选联合工艺处理含铁酸锌废渣，实现同步回收锌和铁，该工艺铁回收率高，但存在铁品位较低难以资源化的问题.本研究在弱还原性气氛下，通过对焙烧条件的调控，使锌焙砂中铁酸锌选择性地转化为氧化锌和磁铁矿.由于磁铁矿和铁酸锌具有相同的结构，能够在中性或弱酸性条件下不被浸出，因此可以通过还原焙烧提升锌焙砂中可溶解性锌的含量，同时在硫酸浸出过程中实现铁锌分离.1 实验材料及方法1.1 实验原料本研究所使用的锌焙砂取自内蒙古某铅锌冶炼厂，焙砂的元素含量经XRF检测，分析结果如表1所示，其中含有57.37%的锌和12.1%的铁，铁含量较高，为高铁锌焙砂.锌焙砂的物相成分经XRD分析（图1）可得，主要物相成分为氧化锌、铁酸锌、硅酸锌、硫化锌.锌焙砂中的可溶解性锌主要以氧化锌、硫酸锌、硅酸锌的形式存在，难溶解性锌则以铁酸锌和硫化锌的形式存在.化学物相分析结果如表2所示，铁酸锌中锌占总锌的12.84%，成为制约锌浸出的关键.表1 锌焙砂的元素含量/wt%元素名称 Zn Fe O S Si Cu Ca As Pb Mn Ag含量57.37 12.1 22.9 2.44 0.89 0.91 0.56 0.04 1.27 0.53 0.014表2 锌焙砂的物相含量/wt%锌的物相锌焙砂中含量分布率ZnSO4 1.11 2.01 ZnO 46.00 83.30 Zn2SiO4 0.26 0.47 ZnS 0.76 1.38 ZnFe2O4 7.09 12.841.2 试验方法1.2.1 还原焙烧图1 锌焙砂的XRD谱还原焙烧实验在管式升降气氛炉中进行，依据反应的热力学计算结果划定实验条件范围，分别考察焙烧温度、CO 浓度、CO/（CO+CO2）和焙烧时间对焙烧效果的影响.每次称取50 g锌焙砂置于坩埚中，在惰性氮气流中升温至预定温度，然后按照CO浓度和CO/（CO+CO2）的气氛比例通入CO和CO2气体，调整N2流量使总流量为2 L/min.达到反应时间后，迅速将焙烧样品取出水淬冷却，过滤烘干后，分析检测以评价焙烧效果.1.2.2 硫酸浸出确定最佳焙烧条件后，批量制备还原焙砂进行酸性浸出条件实验.浸出实验在六联搅拌器中进行，搅拌速率控制为300 r/min，硫酸体积为100 mL.依据化学反应计算确定实验酸度条件范围，分别考察浸出温度、硫酸浓度、液固比（mL：g）（指液体体积与固体质量之比（下同））和浸出时间对浸出效果的影响.反应一段时间后，准确吸取浸出液分析其中的铁锌含量，计算浸出率以评价浸出效果.为了防止吸取溶液对液固比的影响，浸出时间的条件实验采用500 mL的硫酸.1.3 分析及检测铁锌的含量及物相的分析依据文献[12]中介绍的方法，分别采用EDTA滴定法测定锌，重铬酸钾滴定法测定铁.其中，可溶解性锌的含量等于焙砂中硫酸锌、氧化锌及硅酸锌的含量之和，即为用硅酸锌的物相分离方法溶解的锌含量.用20%的醋酸一步溶出焙砂中的可溶解性锌成分，避免了多步物相分离所造成的实验误差，在最优浸出条件尚未确定的情况下以此评价焙烧效果.实验过程中为了防止铁的浸出，需要避免铁酸锌过还原形成氧化亚铁，但是化学分析较难准确测定铁的物相及含量，因此用亚铁含量作为评价过还原程度的指标.使用X射线衍射分析仪（Rigaku，TTR-Ⅲ）鉴定锌焙砂原样、还原焙砂的物相成分，用扫描电镜及电子能谱（SEM-EDS，Nova NanoSEM230）观察还原焙砂的微观形貌和表面成分.2 结果与讨论2.1 还原焙烧工艺2.1.1 还原焙烧反应的热力学分析锌焙砂的还原焙烧过程是在CO+CO2+N2的混合气氛中进行，为了实现铁酸锌选择性转化为磁铁矿和氧化锌，同时避免磁铁矿和氧化锌的过还原，需要对焙烧温度和还原气氛进行调控.锌焙砂中的铁酸锌在还原焙烧过程中，主要发生如下反应：图2和图3是根据热力学计算软件Factsage[13]所提供的热力学参数绘制而成.由图2可见，铁酸锌的选择性还原焙烧即反应（1）所需的CO气氛比例很低，750℃下仅需 2.6%以上的 CO/（CO+CO2），并随着温度的升高所需CO气氛比例逐渐降低.但过高的反应温度也会降低过还原反应即反应（2）所需的CO气氛比例，因此必须同时调控温度和气氛比例，使得有利于铁酸锌的选择性还原和防止过还原.750℃下Fe-Zn-C-O系的热力学优势区域图如图3所示，铁酸锌选择性还原形成磁铁矿和氧化锌的区域较大.图3中方点表示固定CO/（CO+CO2）为20%、CO浓度变的实验条件，可见在20%CO/（CO+CO2）的气氛比例条件下，有限的CO浓度变化的反应条件均会落在选择性还原的优势区域（Fe3O4+ZnO）内.图2中圆点表示固定CO浓度为8%、CO/（CO+CO2）气氛比例变化的实验条件，可见在固定CO浓度的条件下，气氛比例CO/（CO+CO2）的变化会使反应条件落入过还原的优势区域（FeO+ZnO）中，因此在750℃的条件下应重点控制CO/（CO+CO2）比例低于 36.18%.图2 CO还原铁酸锌的平衡气相组成与温度的关系图3 750℃下的Fe-Zn-C-O系的热力学优势区域图2.1.2 温度对焙烧效果的影响在 CO 浓度为 8%，CO/（CO+CO2）为 20%，焙烧时间为1 h的条件下，考察焙烧温度对可溶锌率和亚铁含量的影响，分别进行了温度为650℃、700℃、750℃、800℃、850℃的条件实验，结果如图4所示.由图4可以看出，焙烧温度从650℃提升至750℃时，可溶锌率从87.05%提高至91.75%.之后随着温度的升高，可溶锌率变化不大；亚铁含量却一直随着温度的增高而增大，并且超过750℃后，有显著的提高，含量超过50%达到60.65%.这说明温度对焙烧效果有较大影响，过高的焙烧温度对可溶锌率的提升不大，反而会导致磁铁矿的过还原，导致亚铁的大量生成，不利于后续浸出工艺中锌铁的分离；同时过高的反应温度也会导致富锌体系的锌焙砂中氧化锌的过还原.因此，选取750℃为锌焙砂还原焙烧的最佳焙烧温度.2.1.3 CO浓度对焙烧效果的影响在 CO/（CO+CO2）为 20%，焙烧温度为750 ℃，焙烧时间为1 h条件下，考察CO浓度对可溶锌率和亚铁含量的影响，分别进行了CO浓度为2%、4%、6%、8%、10%的条件实验，结果如图5所示.图4 焙烧温度对可溶锌率和亚铁含量的影响图5 CO浓度对可溶锌率和亚铁含量的影响由图5可见随着CO浓度的增加，可溶锌率从88.65%提升为91.75%，当CO浓度超过8%时，继续提高CO浓度，可溶锌率略有下降，亚铁含量略有上升.在20%CO/（CO+CO2）的气氛比例条件下，亚铁含量达到50.15%，其增长受到控制.由此可见，在控制气氛比例的前提下，CO的浓度变化对可溶锌率和亚铁含量影响不大，但从工业应用和节能减排的角度考虑，选取8%的CO浓度作为最优条件.2.1.4 CO/（CO+CO 2）对焙烧效果的影响在CO浓度为8%，焙烧温度为750℃，焙烧时间为1 h的条件下，考察 CO/（CO+CO2）气氛比例对可溶锌率和亚铁含量的影响，分别进行了CO/（CO+CO2）为 15%、20%、30%、40%、50%、75%的条件实验，结果如图6所示.从图6可以看出，CO/（CO+CO2）从15%提高为20%时，可溶锌率从89.97%提升到91.75%，之后即保持不变，并略有降低.亚铁含量仍然随着CO/（CO+CO2）的升高而升高，并且最高达到70.85%.根图6 CO/（CO+CO2）对可溶锌率和亚铁含量的影响由图7可见，15 min后，可溶锌率由原焙砂中的79.64%提升为88.39%，同时亚铁含量大幅增加了31%.再经过30 min的还原，可溶锌率增大至91.78%，亚铁含量则增加了4.2%.之后可溶锌率和亚铁含量基本保持不变.这说明在选择性还原条件下可溶锌率和亚铁含量密切相关，这是因为铁酸锌的还原反应可以看作亚铁从铁酸锌中置换出锌[14]，以形成磁铁矿和氧化锌，这一过程中亚铁与可溶锌同步增长，并随着亚铁还原的终止，反应最终达到平衡.亚铁含量可达到47%，高于磁铁矿的理论亚铁含量，这不仅由于锌焙砂本身含有一定量的亚铁，同时部分亚铁离子可能固溶于氧化锌中.由此可见，反应需要至少45 min的焙烧时间，选择60 min作为最优焙烧时间.2.1.6 还原焙砂的物相组成及形貌特征最优焙烧条件下的还原焙烧样的物相分析如图8所示，可以看出焙烧过程实现了选择性还原，没有氧化亚铁的峰出现.由于磁铁矿和铁酸锌具有相同的晶体结构，并不能在XRD中分辨出单独的衍射峰.这使得大部分铁能够保存在稳定的尖晶石结构中，在浸出据热力学计算，选择性还原反应在750℃时CO/（CO+CO2）应控制在2.6%～36.18%.15%已经超过了反应所需 CO气氛比例，20%是适宜的 CO/（CO+CO2）气氛比例，超过20%对可溶锌的效果不大，只会导致磁铁矿的还原，使亚铁含量增多.CO2在气氛中的作用是在还原反应发生的同时参与反应的逆反应，抑制磁铁矿的过还原.由此可见，CO/（CO+CO2）主要对亚铁含量影响较大，20%的CO/（CO+CO2）为最优气氛比例条件.2.1.5 焙烧时间对焙烧效果的影响图7 焙烧时间对可溶锌率和亚铁含量的影响在 CO/（CO+CO2）为 20%，焙烧温度为750 ℃，CO浓度为8%的条件下，考察焙烧时间对可溶锌率和亚铁含量的影响，结果如图7所示.中不被溶出.还原焙烧样的表面形貌和能谱图如图9所示，由图9可见，还原焙砂的颗粒大小约为20μm，疏松多孔，未发生团聚烧结，这有利于焙烧及浸出过程中的传质.图9中a 加号指示的位置表面致密光滑，能谱鉴定为氧化锌（ZnO）；b加号指示的位置则表面粗糙不规则，能谱鉴定为锌铁氧化物（Zn x Fe1-x O）.可以看出锌焙砂基本被这两种形貌的表面覆盖，说明氧化锌的包裹是选择性还原反应效率有限的主要原因.还原反应生成的部分亚铁会固溶至氧化锌中[15]，这使锌焙砂中亚铁含量偏高，偏离磁铁矿中亚铁含量.这部分亚铁不能替代铁酸锌中的锌以提高可溶锌率，只会使锌焙砂中亚铁含量升高，并在浸出过程随氧化锌溶解，不利于后续浸出的铁锌分离，因此需要控制焙烧条件防止过还原，使亚铁含量不超过50%.2.2 浸出工艺实验研究锌焙砂经过还原焙烧后，需通过选择性的硫酸浸出实现铁锌的分离.在浸出过程中发生的主要反应如下：图8 还原焙砂的XRD图图9 还原焙砂的SEM-EDS图根据还原焙砂中的可溶锌含量和反应式（6）和式（7）可以计算出在10∶1的液固比条件下，反应至少需要80.05 g/L硫酸才能溶出还原焙砂中的可溶解性锌.以此为依据设计单因素实验分别研究浸出酸度、温度、液固比和浸出时间的影响.2.2.1 浸出酸度的影响在浸出温度为30℃，液固比为10∶1，浸出时间为30 min的条件下，考察硫酸浓度对锌铁浸出率的影响，结果如图10所示.图10 浸出酸度对锌铁浸出率的影响由图10可见，随着硫酸酸度从70g/L升高为90g/L，锌浸出率从85.76%提高为91.8%，铁的浸出率在70 g/L即达到7.32%，在90 g/L时变化不大，这种酸度条件下溶出的铁为赋存于氧化锌中的铁，并随着氧化锌的溶出而浸出到溶液中.之后随着酸度的进一步升高，锌浸出率维持不变，而铁浸出率则进一步升高至10%以上.说明有限的酸度提升不能破坏破磁铁矿和铁酸锌的结构，使锌铁进一步溶出.锌浸出而铁存留于浸出渣中，实现了铁锌的分离.90 g/L的浸出酸度略高于理论硫酸需求量，最高的锌浸出率与还原焙砂的可溶锌率基本一致，可见可溶锌率能有效评价焙烧效果.浸出7%的铁可供后续浸出液净化的需要，同时避免了复杂的沉铁工艺.由此可得，还原焙砂的硫酸浸出是选择性溶出可溶解性锌，90 g/L可作为最优的硫酸浸出条件.2.2.2 浸出温度的影响在浸出酸度为90 g/L，液固比为10∶1，浸出时间为30 min的条件下，考察浸出温度对锌铁浸出率的影响，结果如图11所示.图11 浸出温度对锌铁浸出率的影响由图11可见，随着浸出温度的升高，锌铁的浸出率基本维持不变，升高温度对锌铁浸出率的提升收效不大.这是由于锌焙砂的浸出过程是放热反应，同时在弱酸浸出的条件下，单独提升温度不能起到破坏结构，提高浸出率的作用.仅在常温条件下的浸出就能获得较高的浸出率在工业实践当中有重要意义，能够大幅节省能耗，使工艺更利于应用.由此可得，选择30℃常温作为最优浸出温度.2.2.3 液固比的影响在浸出酸度为90 g/L，浸出温度为30℃，浸出时间为30 min的条件下，考察液固比对锌铁浸出率的影响，结果如图12所示.图12 液固比对锌铁浸出率的影响由图 12 可见，液固比从5∶1 提升为10∶1，反应锌铁浸出率分别从50.1%和1.83%上涨为91.8%和7.17%.在液固比为5∶1的条件下，反应硫酸浓度不足，锌铁仅能部分溶出.之后随着液固比的进一步提升，锌铁浸出率的变化较小.较高的液固比意味着较高固液传质速率，同时相当于硫酸过量，但是浸出率没有实质提升，说明锌焙砂的还原反应不受传质扩散影响.由此可得，选择10∶1作为最优液固比，实践中可根据实际需要换算调整.2.2.4 浸出时间的影响在浸出酸度为90 g/L，浸出温度为30℃，液固比为10∶1的条件下，考察浸出时间对锌铁浸出率的影响，结果如图13所示.图13 浸出时间对锌铁浸出率的影响由图13可见，锌焙砂浸出过程是一个极快的过程，在浸出10 s时铁锌的浸出率已经分别达到了87.96%和6.58%，1 min后铁锌浸出率已升高至92%和6.87%.这说明还原焙砂中可溶锌的浸出反应速率非常快，不受反应控制，基本是接触即反应的过程.较快的反应速率在实际应用中有积极意义，能大幅缩短锌浸出过程的时间，同时含有磁铁矿的浸出渣能通过外加磁场等方式快速实现浸出渣的沉降分离.因此选择30 min作为最优浸出时间条件.2.2.5 小结在最优浸出条件下浸出，获得浸出液的锌铁浓度分别为52.73 g/L和0.98 g/L，终点pH值为1.5～2.5，实际工业生产中可调节液固比和初始酸度以进一步提高浸出液中锌浓度.浸出渣中含锌17.20%，含铁42.10%，锌含量较传统工艺有所降低，但仍较高.这是由于原焙砂中硫含量较高，同时氧化锌的包裹也限制了部分铁酸锌的还原.因此在实际应用当中氧化焙烧阶段应充分脱硫，同时采用球磨预处理强化还原焙烧效果，以进一步提升选择性还原效率，降低浸出渣锌含量.浸出渣可通过磁选工艺分选其中的磁铁矿，并富集其中的有价金属元素.3 结论（1）焙烧工艺条件试验表明，最优焙烧条件为750℃的焙烧温度，8%的CO浓度，20%的CO/（CO+CO2）气氛比例和45～60 min的焙烧时间，在最优条件下焙烧后，锌焙砂中可溶锌从焙烧前的79.64%提高到91.75%，且亚铁含量控制在50%以内.（2）还原焙砂的XRD分析表明，还原焙烧实现了铁酸锌选择性分解为氧化锌和磁铁矿，避免了过还原生成氧化亚铁；SEM-EDS结果表明，氧化锌的包裹是反应效率有限的重要原因.（3）硫酸浸出考察了浸出温度、酸度、液固比和浸出时间对浸出率的影响，最优浸出条件为常温浸出、硫酸浓度90 g/L、液固比10∶1和浸出时间 30 min，最优条件下锌铁的浸出率分别能够达到91.8%和7.17%，基本实现了锌铁分离.参考文献：[1]周廷熙，王吉坤.高铁硫化锌精矿冶炼工艺研究进展[J].中国有色冶金，2006 （1）：13-17.[2]Min X， Xie X， Chai L，et al.Environmental availability and ecological risk assessment of heavy metals in zinc leaching residue[J].Transactions of Nonferrous Metals Society of China，2013， 23（1）： 208-218.[3]刘洪萍.锌浸出渣处理工艺概述[J].云南冶金，2009，38（4）：34-37.[4]Langová Š，Leško J，Matýsek D.Selective leaching of zinc from zinc ferrite with hydrochloric acid[J].Hydrometallurgy，2009， 95（3）： 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