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湿法冶金法从铅银渣中异步回收锌、铅银的试验研究湿法冶金法从铅银渣中异步回收锌、铅银的试验研究作者:智赢论文网日期:2016-9-811:04:57点击:3传统的湿法炼锌利用硫化锌和氧化锌,通过焙烧-磨矿-酸浸-除杂-电积工艺回收锌金属[1],在湿法炼锌的过程中会产出大量锌冶炼渣,这些锌冶炼渣成分复杂且有价矿物含量较高,特别是高温高酸浸出环节产出的铅银渣。由于湿法炼锌工艺的特点,在冶炼过程中仅对锌等金属进行了回收,而其中绝大部分的铅、银和少量的锌等有价金属都存在于铅银渣中未利用,造成资源浪费[2-3],并且大量的堆存会带来一系列的环境问题[4-5]。湿法炼锌浸出渣处理处置是有色冶炼过程中的一个难题,由于原料差异大,价值及工艺方法不同,产出渣的性质也截然不同[6]。目前,浸出渣综合回收的方法主要有火法和湿法。火法回收主要以奥斯麦特法、回转窑挥发法、烟化炉挥发法等[7]。湿法回收主要以酸性浸出和碱性浸出,常见的浸出剂有硫酸、盐酸、硝酸、氨水、碳酸盐、氯盐等[8-11]。通过对比常规的锌冶炼渣回收方法,从能耗、可操作性以回收成本等方面考虑,利用湿法冶金工艺无疑是最可靠的方法之一[12-15]。本文以西北某铅银冶炼厂高温高酸环节产出铅银渣为研究对象,提出采用酸性浸出-氯化浸出的异步湿法冶金工艺从铅银渣中分别回收锌和铅银金属,考虑到浸出过程的可操作性、浸出液的后续处理及浸出剂的成本,选用硫酸作为酸性浸剂回收锌,以氯化钠和硫酸作为氯化浸出剂浸出铅银。1
矿石性质试验所用矿样取自西北某铅锌冶炼厂,为湿法炼锌过程中的铅银渣,试样晾晒后利用对辊破碎机进行破碎、筛分、制样。试样的多元素分析见表1,铅物相见表2,锌物相见表3,银物相见表4。表1
铅银渣主要化学分析结果(%,质量分数)Table1Multi-elementaryanalysisresultsofPb-Agresidue(%,massfraction)elementsAu*Ag*ZnPbTFeCucontent1.522972.685.418.170.16elementsCaOMgOSiO2AsSAl2O3content10.850.1233.770.0412.786.79表2
铅物相分析结果(%,质量分数)Table2Theanalysisresultsofleadphase(%,massfraction)PhaseLeadinleadoxideLeadinmetalleadLeadinleadsulfideLeadinLeadsulfateLeadinothertypesofleadTotalContent2.50.240.341.860.475.41Distribution46.214.446.2834.388.69100.00表2
锌物相分析结果(%,质量分数)Table2Theanalysisresultsofzincphase(%,massfraction)PhasezincinzincoxidezincinzincferritezincinzincsulfidezincinzincsulfatezincinothertypesofleadTotalContent0.461.460.360.230.172.68Distribution17.1654.4813.438.586.34100.00表4
银物相分析结果Table4Theanalysisresultsofsilverphase(%,massfraction)PhaseSilverinsilveroxideSilverinsilversulfideSilverinmetalsilverSilverinInsolublematterSilverinsilicateTotalContent*32.5972.0436.55127.428.42297Distribution10.9724.2612.3142.909.57100.00从表1
的化学分析结果可以看出,铅银渣中可供回收的有价金属元素有金、银、铅、锌等金属。表2
表3
和表4
的物相分析结果表明:锌主要以铁酸锌的形式赋存,含量占54.48%,其他以氧化锌和硫化锌;铅主要以氧化铅、硫酸铅为主,含量高达80%以上,此外还有少量的硫化铅和其他形式赋存的铅;银主要以难溶包裹银和硫化银、金属银的形式赋存,此外还有少量的氧化银。对铅银渣进行X
射线衍射,(XRD)分析扫描电镜(SEM)及能谱(EDS)分析,分析结果见图1
和图2。102030405060708090010002000300040005000intensity(counts)Angle(2-Thetadeg.)111111112222223333334443444444444455555556661-ZnFe2O42-SiO23-Fe2O34-Zn(Co)SO45-CaSO46-NH4Fe3(SO4)2(OH)67-ZnS7图1
铅银渣XRD
图谱Fig.1.X-raydiffractionpatternofPb-Agresidue图1和图2的分析结果表明,铅银渣的组成复杂,有价金属矿物有硫酸铅、铁酸锌、金属银等,脉石矿物主要以石英、氧化铁、硫酸钙等。有价金属矿物嵌布较细,大部分的嵌布在10μm
左右且部分的金属矿物以细粒级包裹在铁酸锌和脉石矿物中。部分的金属矿物与脉石矿物解离不明显。从铅银渣的矿石性质研究结果可知,铅银渣中有价金属由于其赋存状态的特殊、嵌布粒度较细且铅银金属被其他矿物包裹的特性难以采用常规的浮选等工艺回收。2
试验方法与试剂2.1
试验方法取200g
铅银渣置于500ml
烧杯中,按照试验设定的浸出浓度加入去离子水,在添加试验要求的浓硫酸后将烧杯放置在H04-1
型磁力搅拌器中按照设定的温度和时间进行搅拌浸出锌,待酸性浸出锌试验结束后,过滤烘干,称重后化验计算浸出结果。图2
铅银渣SEM
和EDS
分析图谱Fig.2.SEMandEDSofPb-AgresidueI-SEM,a,b,c-EDS;a–PbSO4;b–Fe2O3;c–FeZn2O4;d–SiO2((particle.(a)C:11.19%;O:7.63%;Ca:1.72%;S:10.57%;Pb:59.56%;Ba:1.72%;particle.(b)C:14.73%;O:22.09%;Fe:34.70%;Zn:23.73%;Nb:0.71%;particle.(c)C:14.73%;O:22.09%;Fe:34.70%;Zn:23.73%;Nb:0.71%(d)O:39.86%;Si:56.13%;Au:4.01%)取100g
上述试验结果可知,提高浸出温度更有利于银的浸出。随着浸出温度升高,铅银的浸出率都呈上升趋势,铅浸出率在80°C
后变化不在明显;在温度达到90°C
后银的浸出率变化才趋于缓和,此时铅银的浸出分别达到94.55%和93.23%。这是因为银离子与氯离子在溶液中形成银氯络合物的溶解度,随着温度的升高而增加,从而使银的浸出率增加[22]。综合考虑,氯化浸出的温度以90°C为宜。4.3
酸性浸出-氯化浸出验证试验综合上述条件试验结果,按照最佳工艺参数进行酸性浸出-氯化浸出验证试验,取200
铅银渣,以浸出时间80min,浸出浓度200g/L,初酸浓度为200g/L,浸出温度90°C
的条件下,进行酸性浸出,待浸出完成后过滤;将酸性浸出滤渣按照氯化钠浓度300g/L,浸出时间120min,浸出浓度200g/L,初酸浓度为60g/L,浸出温度90°C
的条件下,进行氯化浸出。酸性浸出-氯化浸出铅银渣数质量流程图见图9,结果表明,铅银渣经过酸性浸出-氯化浸出后锌、铅和银的浸出率分别为92.15%、94.88%和93.24%,尾渣产率为51.84%,尾渣中含锌0.21%,含铅0.46%,含银38.50g/t,达到了综合回收利用铅银渣的目的。5
结论(1)铅银渣含有较高的铅锌银,通过铅锌银的浸出理论分析表明利用酸性浸出-氯化浸出的异步浸出工艺是可行的。(2)酸性浸出的较优工艺参数为浸出时间80min,浸出浓度200g/L,初酸浓度为200g/L,浸出温度90°C;氯化浸出较优工艺参数为氯化钠浓度300g/L,浸出时间120min,浸出浓度200g/L,初酸浓度60g/L,浸出温度90°C。(3)验证试验结果表明铅银渣经过酸性浸出-氯化浸出后尾渣产率为51.84%,尾渣中含锌0.21%,含铅0.46%,含银38.50g/t,锌、铅和银的浸出率分别为92.15%、94.88%和93.24%。参考文献:[1]Antrekowitsch,J.Hydrometallurgicallyrecoveringzincfromelectricarcfurnacedusts[J].JournalofMinerals,2001,53(12):26–28.[2]J.Dutrizac,O.Dinardo,Theco-precipitationofcopperandzincwithleadjarosite[J].Hydrometallurgy,1983(11):61–78.[3]Luo,W.,Feng,Q.,Ou,L.,Zhang,G.,Chen,Y.Kineticsofsaproliticlateriteleachingbysulphuricacidatatmosphericpressure[J].MineralsEngineering,2010,23(6):458–462.[4]ChunchengLi,FengchunXie,YnagMa,TingtingCai,HaiyingLi,ZhiyuanHuang,Gaoqingyuan.Multipleheavymetalsextractionandrecoveryfromhazardouselectroplatingsludgewasteviaultrasonicallyenhancedtwo-stageacidleaching[J].JournalofHazardousMaterials,2010,178(1):823–833.[5]Özverdi,A.,Erdem,M.Environmentalriskassessmentandstabilization/solidificationofzincextractionresidue:I.Environmentalriskassessment[J].Hydrometallurgy,2010,100(3):103–109.[6]LiRG.StatusanddevelopmentofleadandzincsmeltingprocessinChina[J].Chinanonferrousmetallurgy,2012,6:13-20.(李若贵.我国铅锌冶炼工艺现状及发展[J].中国有色冶金,2012,6:13-20)[7]LiuHP.Processingtechnologyoverviewzincleachingslag[J].Yunnanmetallurgy,2009,38(4):34-37.(刘红萍.锌浸出渣处理工艺概述[J].云南冶金,2009,38(4):34-37)[8]Nagib,S.,Inoue,K.Recoveryofleadandzincfromflyashgeneratedfrommunicipalincinerationplantsbymeansofacidand/oralkalineleaching[J].Hydrometallurgy,2000,56(3):269–292.[9]Turan,M.D.,Altundoğan,H.S.,Tümen,F.,Recoveryofzincandleadfromzincplantresidue.Hydrometallurgy,2004,75(1),169–176.[10]JulianM.Steer,AnthonyJ.Griffiths.Investigationofcarboxylicacidsandnon-aqueoussolventsfortheselectiveleachingofzincfromblastfurnacedustslurry[J].Hydrometallurgy,2013,140:34-41.[12]Turan,M.D.,Altundoğan,H.S.,Tümen,F.Recoveryofzincandleadfromzincplantresidue.Hydrometallurgy,2004,75(1),169-176.[13]LeclercN,Meux,LecuireJ-M.Hydrometallurgicalextractionofzincferrites.Hydrometallurgy,2003,70(1-3):175-183.[14]J.E.Dutrizac.Theleachingofsilversulfideinferricionmedia,Hydrometallurgy,1994,(35):275-292.[15]A.Ruşen,A.S.Sunkar,Y.A.Topkaya.ZincandleadextractionfromÇinkurleachresiduesbyusinghydrometallurgicalmethod[J].Hydrometallurgy,2008,(93):45–50.[16]PengHL,Studyonthebehaviorofzincferriteinconventionalhydrometallurgicalzincproductionprocess[J].HunanNonferrousMetals,2004,20(5):20-22.(彭海良,常湿法炼锌中铁酸锌的行为研究[J].湖南有色金属,2004,20(5):20-22.)[17]ZhengCQ,DengSH,ZhangZ,PengSF.AleachingmathematicalmadelofzincresidueusingFeCl3brine[L].JournalofChenduuniversityofscienceandtechnology,1993,68(01):8-11.(郑昌琼,邓淑华,张昭,彭少方.氯盐法浸出锌渣的溶液化学模型[J].成都科技大学学报,1993,68(1):8-11.)[18]XueJQ,WangZQ,DongY,LiWD,YiSF.Separationofsilverfromresidueofmanganeseleachingbychloridemethod[J].Chinesesjour
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