侯棟科 , 彭兵 ,2, 柴立元 ,2, 彭寧 , 閆緩 , 胡明
(1.中南大學(xué)冶金與環(huán)境學(xué)院環(huán)境工程研究所,長沙 410083;2.國家重金屬污染防治工程技術(shù)研究中心,長沙 410083)
鋅精礦主要以閃鋅礦(ZnS)或鐵閃鋅礦(n ZnS,m FeS)形成存在,鐵閃鋅礦在我國分布廣泛,其中僅云南省的高鐵鋅資源含鋅儲量就高達(dá)700萬t[1].目前,80%以上的金屬鋅生產(chǎn)采用 “焙燒-浸出-凈化-電積”濕法工藝流程.在氧化焙燒過程中,生成的氧化鋅和伴生的鐵反應(yīng)生成結(jié)構(gòu)穩(wěn)定、普通條件下難以溶解的鐵酸鋅.鐵酸鋅的生成不僅降低了鋅的回收率,造成有價金屬的流失,而且含鐵酸鋅浸出渣的堆置也存在較大的環(huán)境風(fēng)險[2].隨著高鐵硫化鋅精礦越來越多地投入生產(chǎn),鐵酸鋅的處理成為鋅冶煉過程當(dāng)中亟需解決的關(guān)鍵問題.
工業(yè)上處理鋅冶煉過程中產(chǎn)生鐵酸鋅的主要方法[3]包括高溫高酸浸出和回轉(zhuǎn)窯煙化法,前者是在高溫高酸的條件下將鐵酸鋅溶解,鋅鐵同時進(jìn)入溶液,因而需要進(jìn)行繁瑣的沉鐵凈化以滿足電積要求;后者則是在高溫強(qiáng)還原條件下,破壞鐵酸鋅的結(jié)構(gòu),利用鋅熔點(diǎn)較低的特點(diǎn)使鋅從中揮發(fā)出來,但該工藝操作條件差、能耗高、污染重.
為了克服這些工藝的弊端,Langová?等[4]改變浸出體系,采用鹽酸選擇性浸出鋅,該方法具有鋅浸出率高、選擇性分離好的優(yōu)點(diǎn),但需要高溫高酸高壓的苛刻反應(yīng)條件;張承龍等[5]采用堿性溶液浸出含鋅廢渣,雖然可以提取大部分鋅,但仍難以從鐵酸鋅中回收鋅;Vahidi E等[6]使用萃取法回收鋅浸出渣硫酸浸出液中的鋅,鋅的回收率很高,但萃取劑的再生問題尚需解決;氨浸條件下浸出率不高,同時存在著氨氣污染和設(shè)備腐蝕的缺陷[7].可見單純改變浸出體系不足以有效解決問題,為此Zhang Y等[8-9]提出了硫化焙燒-水浸等的火法-濕法組合工藝,這些工藝將廢渣中的鐵酸鋅轉(zhuǎn)化為可溶的中間產(chǎn)物,再進(jìn)行濕法浸出,浸出液中鐵鋅分離困難的問題仍未解決;Li M[10-11]等開發(fā)了選冶聯(lián)合的新工藝,采用磁法焙燒-磁選聯(lián)合工藝處理含鐵酸鋅廢渣,實(shí)現(xiàn)同步回收鋅和鐵,該工藝鐵回收率高,但存在鐵品位較低難以資源化的問題.
本研究在弱還原性氣氛下,通過對焙燒條件的調(diào)控,使鋅焙砂中鐵酸鋅選擇性地轉(zhuǎn)化為氧化鋅和磁鐵礦.由于磁鐵礦和鐵酸鋅具有相同的結(jié)構(gòu),能夠在中性或弱酸性條件下不被浸出,因此可以通過還原焙燒提升鋅焙砂中可溶解性鋅的含量,同時在硫酸浸出過程中實(shí)現(xiàn)鐵鋅分離.
本研究所使用的鋅焙砂取自內(nèi)蒙古某鉛鋅冶煉廠,焙砂的元素含量經(jīng)XRF檢測,分析結(jié)果如表1所示,其中含有57.37%的鋅和12.1%的鐵,鐵含量較高,為高鐵鋅焙砂.鋅焙砂的物相成分經(jīng)XRD分析(圖1)可得,主要物相成分為氧化鋅、鐵酸鋅、硅酸鋅、硫化鋅.鋅焙砂中的可溶解性鋅主要以氧化鋅、硫酸鋅、硅酸鋅的形式存在,難溶解性鋅則以鐵酸鋅和硫化鋅的形式存在.化學(xué)物相分析結(jié)果如表2所示,鐵酸鋅中鋅占總鋅的12.84%,成為制約鋅浸出的關(guān)鍵.
表1 鋅焙砂的元素含量/wt%
表2 鋅焙砂的物相含量/wt%
1.2.1 還原焙燒
圖1 鋅焙砂的XRD譜
還原焙燒實(shí)驗(yàn)在管式升降氣氛爐中進(jìn)行,依據(jù)反應(yīng)的熱力學(xué)計算結(jié)果劃定實(shí)驗(yàn)條件范圍,分別考察焙燒溫度、CO 濃度、CO/(CO+CO2)和焙燒時間對焙燒效果的影響.每次稱取50 g鋅焙砂置于坩堝中,在惰性氮?dú)饬髦猩郎刂令A(yù)定溫度,然后按照CO濃度和CO/(CO+CO2)的氣氛比例通入CO和CO2氣體,調(diào)整N2流量使總流量為2 L/min.達(dá)到反應(yīng)時間后,迅速將焙燒樣品取出水淬冷卻,過濾烘干后,分析檢測以評價焙燒效果.
1.2.2 硫酸浸出
確定最佳焙燒條件后,批量制備還原焙砂進(jìn)行酸性浸出條件實(shí)驗(yàn).浸出實(shí)驗(yàn)在六聯(lián)攪拌器中進(jìn)行,攪拌速率控制為300 r/min,硫酸體積為100 mL.依據(jù)化學(xué)反應(yīng)計算確定實(shí)驗(yàn)酸度條件范圍,分別考察浸出溫度、硫酸濃度、液固比(mL:g)(指液體體積與固體質(zhì)量之比(下同))和浸出時間對浸出效果的影響.反應(yīng)一段時間后,準(zhǔn)確吸取浸出液分析其中的鐵鋅含量,計算浸出率以評價浸出效果.為了防止吸取溶液對液固比的影響,浸出時間的條件實(shí)驗(yàn)采用500 mL的硫酸.
鐵鋅的含量及物相的分析依據(jù)文獻(xiàn)[12]中介紹的方法,分別采用EDTA滴定法測定鋅,重鉻酸鉀滴定法測定鐵.其中,可溶解性鋅的含量等于焙砂中硫酸鋅、氧化鋅及硅酸鋅的含量之和,即為用硅酸鋅的物相分離方法溶解的鋅含量.用20%的醋酸一步溶出焙砂中的可溶解性鋅成分,避免了多步物相分離所造成的實(shí)驗(yàn)誤差,在最優(yōu)浸出條件尚未確定的情況下以此評價焙燒效果.實(shí)驗(yàn)過程中為了防止鐵的浸出,需要避免鐵酸鋅過還原形成氧化亞鐵,但是化學(xué)分析較難準(zhǔn)確測定鐵的物相及含量,因此用亞鐵含量作為評價過還原程度的指標(biāo).
使用X射線衍射分析儀(Rigaku,TTR-Ⅲ)鑒定鋅焙砂原樣、還原焙砂的物相成分,用掃描電鏡及電子能譜(SEM-EDS,Nova NanoSEM230)觀察還原焙砂的微觀形貌和表面成分.
2.1.1 還原焙燒反應(yīng)的熱力學(xué)分析
鋅焙砂的還原焙燒過程是在CO+CO2+N2的混合氣氛中進(jìn)行,為了實(shí)現(xiàn)鐵酸鋅選擇性轉(zhuǎn)化為磁鐵礦和氧化鋅,同時避免磁鐵礦和氧化鋅的過還原,需要對焙燒溫度和還原氣氛進(jìn)行調(diào)控.
鋅焙砂中的鐵酸鋅在還原焙燒過程中,主要發(fā)生如下反應(yīng):
圖2和圖3是根據(jù)熱力學(xué)計算軟件Factsage[13]所提供的熱力學(xué)參數(shù)繪制而成.由圖2可見,鐵酸鋅的選擇性還原焙燒即反應(yīng)(1)所需的CO氣氛比例很低,750℃下僅需 2.6%以上的 CO/(CO+CO2), 并隨著溫度的升高所需CO氣氛比例逐漸降低.但過高的反應(yīng)溫度也會降低過還原反應(yīng)即反應(yīng)(2)所需的CO氣氛比例,因此必須同時調(diào)控溫度和氣氛比例,使得有利于鐵酸鋅的選擇性還原和防止過還原.750℃下Fe-Zn-C-O系的熱力學(xué)優(yōu)勢區(qū)域圖如圖3所示,鐵酸鋅選擇性還原形成磁鐵礦和氧化鋅的區(qū)域較大.圖3中方點(diǎn)表示固定CO/(CO+CO2)為20%、CO濃度變的實(shí)驗(yàn)條件,可見在20%CO/(CO+CO2)的氣氛比例條件下,有限的CO濃度變化的反應(yīng)條件均會落在選擇性還原的優(yōu)勢區(qū)域(Fe3O4+ZnO)內(nèi).圖2中圓點(diǎn)表示固定CO濃度為8%、CO/(CO+CO2)氣氛比例變化的實(shí)驗(yàn)條件,可見在固定CO濃度的條件下,氣氛比例CO/(CO+CO2)的變化會使反應(yīng)條件落入過還原的優(yōu)勢區(qū)域(FeO+ZnO)中,因此在750℃的條件下應(yīng)重點(diǎn)控制 CO/(CO+CO2)比例低于 36.18%.
圖2 CO還原鐵酸鋅的平衡氣相組成與溫度的關(guān)系
圖3 750℃下的Fe-Zn-C-O系的熱力學(xué)優(yōu)勢區(qū)域圖
2.1.2 溫度對焙燒效果的影響
在 CO 濃度為 8%,CO/(CO+CO2)為 20%,焙燒時間為1 h的條件下,考察焙燒溫度對可溶鋅率和亞鐵含量的影響,分別進(jìn)行了溫度為650℃、700℃、750℃、800℃、850℃的條件實(shí)驗(yàn),結(jié)果如圖4所示.由圖4可以看出,焙燒溫度從650℃提升至750℃時,可溶鋅率從87.05%提高至91.75%.之后隨著溫度的升高,可溶鋅率變化不大;亞鐵含量卻一直隨著溫度的增高而增大,并且超過750℃后,有顯著的提高,含量超過50%達(dá)到60.65%.這說明溫度對焙燒效果有較大影響,過高的焙燒溫度對可溶鋅率的提升不大,反而會導(dǎo)致磁鐵礦的過還原,導(dǎo)致亞鐵的大量生成,不利于后續(xù)浸出工藝中鋅鐵的分離;同時過高的反應(yīng)溫度也會導(dǎo)致富鋅體系的鋅焙砂中氧化鋅的過還原.因此,選取750℃為鋅焙砂還原焙燒的最佳焙燒溫度.
2.1.3 CO濃度對焙燒效果的影響
在 CO/(CO+CO2)為 20%,焙燒溫度為 750 ℃,焙燒時間為1 h條件下,考察CO濃度對可溶鋅率和亞鐵含量的影響,分別進(jìn)行了CO濃度為2%、4%、6%、8%、10%的條件實(shí)驗(yàn),結(jié)果如圖5所示.
圖4 焙燒溫度對可溶鋅率和亞鐵含量的影響
圖5 CO濃度對可溶鋅率和亞鐵含量的影響
由圖5可見隨著CO濃度的增加,可溶鋅率從88.65%提升為91.75%,當(dāng)CO濃度超過8%時,繼續(xù)提高CO濃度,可溶鋅率略有下降,亞鐵含量略有上升.在 20%CO/(CO+CO2)的氣氛比例條件下,亞鐵含量達(dá)到50.15%,其增長受到控制.由此可見,在控制氣氛比例的前提下,CO的濃度變化對可溶鋅率和亞鐵含量影響不大,但從工業(yè)應(yīng)用和節(jié)能減排的角度考慮,選取8%的CO濃度作為最優(yōu)條件.
2.1.4 CO/(CO+CO2)對焙燒效果的影響
在CO濃度為8%,焙燒溫度為750℃,焙燒時間為1 h的條件下,考察 CO/(CO+CO2)氣氛比例對可溶鋅率和亞鐵含量的影響,分別進(jìn)行了CO/(CO+CO2)為 15%、20%、30%、40%、50%、75%的條件實(shí)驗(yàn),結(jié)果如圖6所示.
從圖6可以看出,CO/(CO+CO2)從15%提高為20%時,可溶鋅率從89.97%提升到91.75%,之后即保持不變,并略有降低.亞鐵含量仍然隨著CO/(CO+CO2)的升高而升高,并且最高達(dá)到70.85%.根
圖6 CO/(CO+CO2)對可溶鋅率和亞鐵含量的影響
由圖7可見,15 min后,可溶鋅率由原焙砂中的79.64%提升為88.39%,同時亞鐵含量大幅增加了31%.再經(jīng)過30 min的還原,可溶鋅率增大至91.78%,亞鐵含量則增加了4.2%.之后可溶鋅率和亞鐵含量基本保持不變.這說明在選擇性還原條件下可溶鋅率和亞鐵含量密切相關(guān),這是因?yàn)殍F酸鋅的還原反應(yīng)可以看作亞鐵從鐵酸鋅中置換出鋅[14],以形成磁鐵礦和氧化鋅,這一過程中亞鐵與可溶鋅同步增長,并隨著亞鐵還原的終止,反應(yīng)最終達(dá)到平衡.亞鐵含量可達(dá)到47%,高于磁鐵礦的理論亞鐵含量,這不僅由于鋅焙砂本身含有一定量的亞鐵,同時部分亞鐵離子可能固溶于氧化鋅中.由此可見,反應(yīng)需要至少45 min的焙燒時間,選擇60 min作為最優(yōu)焙燒時間.
2.1.6 還原焙砂的物相組成及形貌特征
最優(yōu)焙燒條件下的還原焙燒樣的物相分析如圖8所示,可以看出焙燒過程實(shí)現(xiàn)了選擇性還原,沒有氧化亞鐵的峰出現(xiàn).由于磁鐵礦和鐵酸鋅具有相同的晶體結(jié)構(gòu),并不能在XRD中分辨出單獨(dú)的衍射峰.這使得大部分鐵能夠保存在穩(wěn)定的尖晶石結(jié)構(gòu)中,在浸出據(jù)熱力學(xué)計算,選擇性還原反應(yīng)在750℃時CO/(CO+CO2)應(yīng)控制在2.6%~36.18%.15%已經(jīng)超過了反應(yīng)所需 CO氣氛比例,20%是適宜的 CO/(CO+CO2)氣氛比例,超過20%對可溶鋅的效果不大,只會導(dǎo)致磁鐵礦的還原,使亞鐵含量增多.CO2在氣氛中的作用是在還原反應(yīng)發(fā)生的同時參與反應(yīng)的逆反應(yīng),抑制磁鐵礦的過還原.由此可見,CO/(CO+CO2)主要對亞鐵含量影響較大,20%的CO/(CO+CO2)為最優(yōu)氣氛比例條件.
2.1.5 焙燒時間對焙燒效果的影響
圖7 焙燒時間對可溶鋅率和亞鐵含量的影響
在 CO/(CO+CO2)為 20%,焙燒溫度為 750 ℃,CO濃度為8%的條件下,考察焙燒時間對可溶鋅率和亞鐵含量的影響,結(jié)果如圖7所示.中不被溶出.還原焙燒樣的表面形貌和能譜圖如圖9所示,由圖9可見,還原焙砂的顆粒大小約為20μm,疏松多孔,未發(fā)生團(tuán)聚燒結(jié),這有利于焙燒及浸出過程中的傳質(zhì).圖9中a加號指示的位置表面致密光滑,能譜鑒定為氧化鋅(ZnO);b加號指示的位置則表面粗糙不規(guī)則,能譜鑒定為鋅鐵氧化物(ZnxFe1-xO).可以看出鋅焙砂基本被這兩種形貌的表面覆蓋,說明氧化鋅的包裹是選擇性還原反應(yīng)效率有限的主要原因.還原反應(yīng)生成的部分亞鐵會固溶至氧化鋅中[15],這使鋅焙砂中亞鐵含量偏高,偏離磁鐵礦中亞鐵含量.這部分亞鐵不能替代鐵酸鋅中的鋅以提高可溶鋅率,只會使鋅焙砂中亞鐵含量升高,并在浸出過程隨氧化鋅溶解,不利于后續(xù)浸出的鐵鋅分離,因此需要控制焙燒條件防止過還原,使亞鐵含量不超過50%.
鋅焙砂經(jīng)過還原焙燒后,需通過選擇性的硫酸浸出實(shí)現(xiàn)鐵鋅的分離.在浸出過程中發(fā)生的主要反應(yīng)如下:
圖8 還原焙砂的XRD圖
圖9 還原焙砂的SEM-EDS圖
根據(jù)還原焙砂中的可溶鋅含量和反應(yīng)式(6)和式(7)可以計算出在10∶1的液固比條件下,反應(yīng)至少需要80.05 g/L硫酸才能溶出還原焙砂中的可溶解性鋅.以此為依據(jù)設(shè)計單因素實(shí)驗(yàn)分別研究浸出酸度、溫度、液固比和浸出時間的影響.
2.2.1 浸出酸度的影響
在浸出溫度為30℃,液固比為10∶1,浸出時間為30 min的條件下,考察硫酸濃度對鋅鐵浸出率的影響,結(jié)果如圖10所示.
圖10 浸出酸度對鋅鐵浸出率的影響
由圖10可見,隨著硫酸酸度從70g/L升高為90g/L,鋅浸出率從85.76%提高為91.8%,鐵的浸出率在70 g/L即達(dá)到7.32%,在90 g/L時變化不大,這種酸度條件下溶出的鐵為賦存于氧化鋅中的鐵,并隨著氧化鋅的溶出而浸出到溶液中.之后隨著酸度的進(jìn)一步升高,鋅浸出率維持不變,而鐵浸出率則進(jìn)一步升高至10%以上.說明有限的酸度提升不能破壞破磁鐵礦和鐵酸鋅的結(jié)構(gòu),使鋅鐵進(jìn)一步溶出.鋅浸出而鐵存留于浸出渣中,實(shí)現(xiàn)了鐵鋅的分離.90 g/L的浸出酸度略高于理論硫酸需求量,最高的鋅浸出率與還原焙砂的可溶鋅率基本一致,可見可溶鋅率能有效評價焙燒效果.浸出7%的鐵可供后續(xù)浸出液凈化的需要,同時避免了復(fù)雜的沉鐵工藝.由此可得,還原焙砂的硫酸浸出是選擇性溶出可溶解性鋅,90 g/L可作為最優(yōu)的硫酸浸出條件.
2.2.2 浸出溫度的影響
在浸出酸度為90 g/L,液固比為10∶1,浸出時間為30 min的條件下,考察浸出溫度對鋅鐵浸出率的影響,結(jié)果如圖11所示.
圖11 浸出溫度對鋅鐵浸出率的影響
由圖11可見,隨著浸出溫度的升高,鋅鐵的浸出率基本維持不變,升高溫度對鋅鐵浸出率的提升收效不大.這是由于鋅焙砂的浸出過程是放熱反應(yīng),同時在弱酸浸出的條件下,單獨(dú)提升溫度不能起到破壞結(jié)構(gòu),提高浸出率的作用.僅在常溫條件下的浸出就能獲得較高的浸出率在工業(yè)實(shí)踐當(dāng)中有重要意義,能夠大幅節(jié)省能耗,使工藝更利于應(yīng)用.由此可得,選擇30℃常溫作為最優(yōu)浸出溫度.
2.2.3 液固比的影響
在浸出酸度為90 g/L,浸出溫度為30℃,浸出時間為30 min的條件下,考察液固比對鋅鐵浸出率的影響,結(jié)果如圖12所示.
圖12 液固比對鋅鐵浸出率的影響
由圖 12 可見,液固比從 5∶1 提升為 10∶1,反應(yīng)鋅鐵浸出率分別從50.1%和1.83%上漲為91.8%和7.17%.在液固比為5∶1的條件下,反應(yīng)硫酸濃度不足,鋅鐵僅能部分溶出.之后隨著液固比的進(jìn)一步提升,鋅鐵浸出率的變化較小.較高的液固比意味著較高固液傳質(zhì)速率,同時相當(dāng)于硫酸過量,但是浸出率沒有實(shí)質(zhì)提升,說明鋅焙砂的還原反應(yīng)不受傳質(zhì)擴(kuò)散影響.由此可得,選擇10∶1作為最優(yōu)液固比,實(shí)踐中可根據(jù)實(shí)際需要換算調(diào)整.
2.2.4 浸出時間的影響
在浸出酸度為90 g/L,浸出溫度為30℃,液固比為10∶1的條件下,考察浸出時間對鋅鐵浸出率的影響,結(jié)果如圖13所示.
圖13 浸出時間對鋅鐵浸出率的影響
由圖13可見,鋅焙砂浸出過程是一個極快的過程,在浸出10 s時鐵鋅的浸出率已經(jīng)分別達(dá)到了87.96%和6.58%,1 min后鐵鋅浸出率已升高至92%和6.87%.這說明還原焙砂中可溶鋅的浸出反應(yīng)速率非??欤皇芊磻?yīng)控制,基本是接觸即反應(yīng)的過程.較快的反應(yīng)速率在實(shí)際應(yīng)用中有積極意義,能大幅縮短鋅浸出過程的時間,同時含有磁鐵礦的浸出渣能通過外加磁場等方式快速實(shí)現(xiàn)浸出渣的沉降分離.因此選擇30 min作為最優(yōu)浸出時間條件.
2.2.5 小 結(jié)
在最優(yōu)浸出條件下浸出,獲得浸出液的鋅鐵濃度分別為52.73 g/L和0.98 g/L,終點(diǎn)pH值為1.5~2.5,實(shí)際工業(yè)生產(chǎn)中可調(diào)節(jié)液固比和初始酸度以進(jìn)一步提高浸出液中鋅濃度.浸出渣中含鋅17.20%,含鐵42.10%,鋅含量較傳統(tǒng)工藝有所降低,但仍較高.這是由于原焙砂中硫含量較高,同時氧化鋅的包裹也限制了部分鐵酸鋅的還原.因此在實(shí)際應(yīng)用當(dāng)中氧化焙燒階段應(yīng)充分脫硫,同時采用球磨預(yù)處理強(qiáng)化還原焙燒效果,以進(jìn)一步提升選擇性還原效率,降低浸出渣鋅含量.浸出渣可通過磁選工藝分選其中的磁鐵礦,并富集其中的有價金屬元素.
(1)焙燒工藝條件試驗(yàn)表明,最優(yōu)焙燒條件為750℃的焙燒溫度,8%的CO濃度,20%的CO/(CO+CO2)氣氛比例和45~60 min的焙燒時間,在最優(yōu)條件下焙燒后,鋅焙砂中可溶鋅從焙燒前的79.64%提高到91.75%,且亞鐵含量控制在50%以內(nèi).
(2)還原焙砂的XRD分析表明,還原焙燒實(shí)現(xiàn)了鐵酸鋅選擇性分解為氧化鋅和磁鐵礦,避免了過還原生成氧化亞鐵;SEM-EDS結(jié)果表明,氧化鋅的包裹是反應(yīng)效率有限的重要原因.
(3)硫酸浸出考察了浸出溫度、酸度、液固比和浸出時間對浸出率的影響,最優(yōu)浸出條件為常溫浸出、硫酸濃度90 g/L、液固比 10∶1和浸出時間 30 min,最優(yōu)條件下鋅鐵的浸出率分別能夠達(dá)到91.8%和7.17%,基本實(shí)現(xiàn)了鋅鐵分離.
[1]周廷熙,王吉坤.高鐵硫化鋅精礦冶煉工藝研究進(jìn)展[J].中國有色冶金,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]劉洪萍.鋅浸出渣處理工藝概述[J].云南冶金,2009,38(4):34-37.
[4]Langová ?, Le?ko J, Matysek D.Selective leaching of zinc from zinc ferrite with hydrochloric acid[J].Hydrometallurgy,2009, 95(3): 179-182.
[5]張承龍,邱媛媛,黃希,等.含鋅危險廢物的堿法浸出研究[J].有色冶金設(shè)計與研究,2007,28(23):88-90.
[6]Vahidi E, Rashchi F, Moradkhani D.Recovery of zinc from an industrial zinc leach residue by solvent extraction using D2EHPA[J].Minerals Engineering, 2009, 22(2): 204-206.
[7]魏志聰,方建軍.低品位氧化鋅礦石氨浸工藝影響因素研究[J].礦冶,2011,20(4): 70-72.
[8]Zhang Y,Yu X,Li X.Zinc recovery from franklinite by sulphation roasting[J].Hydrometallurgy, 2011, 109(3): 211-214.
[9]郭曉娜,張亞莉,于先進(jìn),等.從鋅浸出渣中濕法回收鋅[J].濕法冶金,2012,31(1):33-36
[10]Li M,Peng B,Chai L,et al.Recovery of iron from zinc leaching residue by selective reduction roasting with carbon[J].Journal of Hazardous Materials, 2012, 238(10): 323-330
[11]Peng N,Peng B,Chai L Y, et al.Recovery of iron from zinc calcineby reduction roastingand magnetic separation[J].Minerals Engineering, 2012, 35(8): 57-60.
[12]張惠斌.礦石和工業(yè)產(chǎn)品化學(xué)物相分析[M].北京:冶金工業(yè)出版社, 1992:138-352.
[13]Bale CW,Bélisle E,Chartrand P, et al.FactSage thermochemical software and databases-recent developments[J].Calphad, 2009,33(2): 295-311.
[14]Tong LF.Reduction mechanismsand behaviour of zinc ferrite-Part 1: Pure ZnFe2O4[J].Mineral Processingand Extractive Metallurgy,2001, 110(1): 14-24.
[15]Jak E,Zhao B,Hayes P C.Experimental study of phase equilibria in the “FeO”-ZnO-(CaO+SiO2) system with CaO/SiO2weight ratios of 0.33, 0.93, and 1.2 in equilibrium with metallic iron[J].Metallurgical and Materials Transactions B,2002, 33 (6): 877-890.