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某高锌含铁尘泥综合利用试验研究 ① 张 茂 （长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 采用锌挥发焙烧⁃磁选回收铁工艺流程回收利用高锌含铁尘泥，研究了焙烧、磁选工艺参数对回收效果的影响。 结果表明， 含铁尘泥在焙烧温度 １ ２００ ℃、焙烧时间 ９０ ｍｉｎ、还原剂用量 １５％条件下还原焙烧，锌挥发率达 ９７．１０％；焙烧渣经一粗一精弱磁选， 可获得铁品位 ６１．４２％、铁回收率 ８６．９８％的铁精矿。 该工艺流程可为高锌含铁尘泥的规模化工程利用提供技术支撑。 关键词 含铁尘泥； 瓦斯泥； 锌； 铁； 铁精矿； 焙烧； 磁选 中图分类号 ＴＤ９８１文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２１．０１．０２３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０２１）０１－００９８－０３ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｎ Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ｚｉｎｃ⁃Ｒｉｃｈ ａｎｄ Ｉｒｏｎ⁃Ｒｉｃｈ Ｄｕｓｔ Ｓｌｉｍｅ ＺＨＡＮＧ Ｍａｏ （Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ａ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｃａｌ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｆｏｒ ｚｉｎｃ ｖｏｌａｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｆｏｌｌｏｗｅｄ ｂｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｆｏｒ ｉｒｏｎ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ ｔｏ ｒｅｃｙｃｌｅ ｔｈｅ ｄｕｓｔ ｓｌｉｍｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｈｉｇｈ ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｆ ｚｉｎｃ ａｎｄ ｉｒｏｎ， ａｎｄ ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅｓ ｏｆ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｒｏａｓｔｉｎｇ ａｎｄ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｎ ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｅｆｆｅｃｔ ｗｅｒｅ ｅｘｐｌｏｒｅｄ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｉｒｏｎ⁃ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｄｕｓｔ ｓｌｉｍｅ ｉｓ ｓｕｂｊｅｃｔｅｄ ｔｏ ａ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ ａｔ １ ２００ ℃ ｆｏｒ ９０ ｍｉｎ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｒｅｄｕｃｉｎｇ ａｇｅｎｔ ａｔ ａ ｄｏｓａｇｅ ｏｆ １５％， ｌｅａｄｉｎｇ ｔｏ ｔｈｅ ｚｉｎｃ ｖｏｌａｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｒａｔｅ ｕｐ ｔｏ ９７．１０％； ｔｈｅｎ ｔｈｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｓｌａｇ ｉｓ ｓｕｂｊｅｃｔｅｄ ｔｏ ａ ｌｏｗ⁃ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ｏｎｅ ｒｏｕｇｈｉｎｇ ａｎｄ ｏｎｅ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ， ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ｔｈｅ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ６１．４２％ Ｆｅ ａｔ ８６．９８％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ． Ｉｔ ｉｓ ｃｏｎｃｌｕｄｅｄ ｔｈａｔ ｔｈｉｓ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｃａｌ ｐｒｏｃｅｓｓ ｃａｎ ｐｒｏｖｉｄｅ ｔｈｅ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｓｕｐｐｏｒｔ ｆｏｒ ｔｈｅ ｌａｒｇｅ⁃ｓｃａｌｅ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｚｉｎｃ⁃ｒｉｃｈ ａｎｄ ｉｒｏｎ⁃ｒｉｃｈ ｄｕｓｔ ｓｌｉｍｅ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｉｒｏｎ⁃ｒｉｃｈ ｄｕｓｔ ｓｌｉｍｅ； ｇａｓ ｓｌｕｄｇｅ； ｚｉｎｃ； ｉｒｏｎ； ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ； ｒｏａｓｔｉｎｇ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ 炼铁过程中产生了大量含铁尘泥（一般为铁产量 的 １％，又称高炉瓦斯泥），是炼铁烟尘的收集物，其主 要组分为铁、碳、硅等［１－３］。 我国（尤其我国南方的一 些炼铁厂）炼铁所用的铁矿石中含有一定量的低挥发 点有色金属，这些有色金属在冶炼过程中通过挥发、氧 化后进入烟尘中。 含铁尘泥中铁品位低以及有害杂质 含量高，不能直接回用炼铁。 锌在高炉内循环富集会 缩短炉衬寿命，影响高炉的正常操作［４］。 含铁尘泥若不 加以回收利用，一方面将造成资源浪费；另外其含有大 量有害组分，如重金属离子等，堆存会造成环境污染［５］。 因此，开展瓦斯泥的回收利用研究非常必要［６］。 本文在 分析高炉瓦斯泥原料性质的基础上，提出采用焙烧挥发 锌再磁选铁的流程回收利用瓦斯泥中的有价金属，可为 瓦斯泥大规模工程化利用提供技术支撑。 １ 试验原料与方法 １．１ 原料性质 高炉瓦斯泥化学多元素分析结果见表 １。 其中 铁、锌含量较高，具有回收利用价值；同时需要选矿排 除的脉石组分主要包括 ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３、ＣａＯ 和 ＭｇＯ。 表 １ 高炉瓦斯泥主要化学成分（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＭＦｅＦｅＯＦｅ２Ｏ３ＣｕＰｂＺｎＣｄＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ ３１．６２０．４５６．３０３８．２１ ０．０４５１．１０８．０４０．０１７７．１１３．５８ ＣａＯＭｇＯＭｎＯＮａ２ＯＫ２ＯＰＡｓＳＩｇ ５．９２１．７９０．６３０．５４１．６８０．１００．０１６１．４０１９．３０ ①收稿日期 ２０２０－０８－１０ 作者简介 张 茂（１９７９－），男，云南宾川人，高级工程师，主要从事选矿工艺、工程及固废处理研究。 第 ４１ 卷第 １ 期 ２０２１ 年 ０２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．４１ №１ Ｆｅｂｒｕａｒｙ ２０２１ 万方数据 通过镜下鉴定和 Ｘ 射线衍射分析研究表明，铁矿 物主要是磁铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿和铁酸钙，偶见 金属铁和铁酸镁零星分布；金属硫化物为磁黄铁矿，但 含量很低；脉石矿物均以碳质物（包括石墨和无定形 碳）居多，其次是石英、方解石、橄榄石和硅质玻璃体 等；还含有一定数量的氧化锌矿物。 瓦斯泥铁化学物 相分析结果见表 ２，锌化学物相分析结果见表 ３。 表 ２ 铁化学物相分析结果 铁相含量／ ％分布率／ ％ 金属铁中铁０．４５１．４２ 磁铁矿中铁５．３１１６．７９ 假象赤铁矿中铁１０．０５３１．７９ 赤褐铁矿中铁１１．６４３６．８１ 碳酸盐中铁２．８８９．１１ 硫化物中铁０．５５１．７４ 硅酸盐中铁０．７４２．３４ 合计３１．６２１００．００ 表 ３ 锌化学物相分析结果 锌相含量／ ％分布率／ ％ 硫化物０．５９７．３４ 氧化锌４．１３５１．３７ 硫酸锌０．０１０．１２ 硅酸锌０．３５４．３５ 锌铁尖晶石２．９６３６．８２ 合计８．０４１００．００ 由表 ２ 可知，瓦斯泥中铁的赋存状态较为复杂，分 布在磁铁矿、假象赤铁矿和赤（褐）铁矿和呈金属铁中 的铁，合计分布率为 ８６．８１％，此即为选矿时铁的最大 理论回收率。 由表 ３ 可知，赋存在硫化物中的锌含量很低，而呈 氧化物和锌铁尖晶石产出的锌合计分布率达 ８８．１９％。 由此可见，很难采用常规选矿方法回收样品中的锌 矿物。 取有代表性的高炉瓦斯泥矿样，用标准套筛进行 筛分分级，粒度组成分析结果见表 ４。 表 ４ 粒度分析结果 粒级 ／ ｍｍ 分布率 ／ ％ 负累计 分布率／ ％ 铁品位 ／ ％ 铁分布率 ／ ％ 铁负累计 分布率／ ％ ＋０．１５０３．７３ １００．００２７．１２３．０４１００．００ －０．１５０＋０．０７５７．６８９６．２７ ３１．１４７．２０９６．９６ －０．０７５＋０．０４５９．４３８８．６０ ３４．３５９．７５８９．７６ －０．０４５＋０．０３７２．３０７９．１７ ３６．７９２．５５８０．０１ －０．０３７７６．８６ ７６．８６３３．４７７７．４６７７．４６ 合计１００．００３３．２１１００．００ 由表 ４ 可见，此含铁尘泥粒度极细，碳、铁和锌在 全部粒级范围内品位波动不大，所以每个粒级中铁和 锌均需要回收。 １．２ 试验方法及设备 含铁尘泥经混匀烘干，称取一定量与还原剂煤均 匀混合，放入已达到预设温度的马弗炉内焙烧还原，保 温一定时间后取出，采用水淬冷却得到焙烧渣。 对焙 烧渣取样，分析其锌、铁元素含量，计算锌挥发率。 对焙烧渣进行细磨，然后采用可调磁场强度的磁 选管进行磁选试验（流程试验采用鼓式磁选机进行磁 选）。 分析铁精矿、尾矿中铁含量，计算铁回收率。 试验用主要设备为ＳＸ２ 系列箱式电阻炉（温度低 于１３００ ℃， 功率１２ ｋＷ）；ＸＭＢ⁃６７ 型球磨机（Φ２００ ｍｍ ２４０ ｍｍ）；ＸＣＧＳ⁃７３ 型磁选管（Φ５０ ｍｍ，Ｈ＜０．３ Ｔ，可调）； 电磁式鼓型弱磁选机（Φ４００ ｍｍ３００ ｍｍ，Ｈ＜０．１８ Ｔ，可 调）；ＧＢ⁃６００３⁃８５ 型套筛（筛孔 ０．０７５ ｍｍ）。 ２ 试验结果与讨论 ２．１ 锌挥发焙烧试验 ２．１．１ 焙烧温度与焙烧时间组合试验 根据锌沸点 ９０７ ℃及还原焙烧试验一般规律，焙 烧温度与时间之间有着互补关系，即温度高时，焙烧时 间可缩短，温度低时需延长焙烧时间，故进行不同焙烧 温度（１ １００ ℃、１ １５０ ℃和 １ ２００ ℃）下的焙烧时间试 验，采用煤作为还原剂，用量为瓦斯泥质量的 １５％，试 验结果见表 ５。 表 ５ 焙烧温度与焙烧时间组合试验结果 焙烧温度 ／ ℃ 焙烧时间 ／ ｍｉｎ 产品 名称 产率 ／ ％ 锌品位 ／ ％ 锌挥发率 ／ ％ ６０７５．００４．１６６１．１９ １ １００９０焙烧渣７２．５０４．２３６１．８６ １２０６６．６７３．６４６９．８２ ６０７５．００３．７３６５．２１ １ １５０９０焙烧渣６７．０８１．０２９１．４９ １２０６２．８３０．６９９４．６１ ６０６９．３３２．４６７８．７９ １ ２００９０焙烧渣６３．２５０．４１９６．７７ １２０５９．５８０．４２９６．８９ 表 ５ 结果表明，在同一焙烧时间下，锌挥发率随着 焙烧温度升高而增加；在同一焙烧温度下，锌挥发率随 着焙烧时间增加而增加，但到一定焙烧时间后锌挥发 趋于稳定。 １ １００ ℃时，锌挥发率都小于７０％；１ １５０ ℃ 时，焙烧 ９０ ｍｉｎ 锌挥发率可达 ９０％以上；１ ２００ ℃时， 焙烧 ９０ ｍｉｎ 锌挥发可达 ９６％以上。 ９９第 １ 期张 茂 某高锌含铁尘泥综合利用试验研究 万方数据 为了确定焙烧渣铁的可选性，直接对焙烧渣进行磁 场强度 ０．１４ Ｔ 的磁选管磁选试验，结果见表 ６。 表 ６ 焙烧渣磁选管试验结果 焙烧温度 ／ ℃ 焙烧时间 ／ ｍｉｎ 铁精矿产率 ／ ％ 铁品位／ ％ 铁精矿 尾矿 焙烧渣 铁精矿回收率 ／ ％ ６０８４．０１４４．２７２０．２０ ４０．４２９２．０１ １ １００９０８３．７３４９．４３１２．１２ ４３．３６９５．４５ １２０８２．６５４８．６６１６．０２ ４３．００９３．５４ ６０８２．４７４５．０２１８．３４ ４０．３４９２．０３ １ １５０９０８５．８１５１．６２１１．８４ ４５．９８９６．３５ １２０８５．６７５５．０９１０．９４ ４８．７６９６．７８ ６０７９．８４５０．７５１４．５９ ４３．４６９３．２３ １ ２００９０８５．５４５５．０３９．１６４８．４０９７．２６ １２０８３．４０５４．８１１２．８０ ４７．８４９５．５６ 表 ６ 结果表明，焙烧渣在磁场强度 ０．１４ Ｔ 下磁选 时，铁精矿铁回收率均可达到 ９２％以上，变化不大；而 铁精矿品位随着焙烧温度增加逐渐增加，在 １ ２００ ℃ 焙烧 ９０ ｍｉｎ 时，铁精矿品位最高可达 ５５．０３％，同时铁 精矿作业回收率也最高，可达 ９７．２６％。 通过焙烧温度与焙烧时间的组合试验研究，在焙 烧温度 １ ２００ ℃、焙烧时间 ９０ ｍｉｎ 时，可获得锌挥发率 ９６．７７％；同时焙烧渣经磁选可获得铁品位 ５５．０３％、回 收率 ９７．２６％的铁精矿。 ２．１．２ 还原剂用量试验 在焙烧温度 １ ２００ ℃、焙烧时间 ９０ ｍｉｎ 时，进行了 还原剂用量试验，结果见表 ７。 为了确定焙烧渣铁的 可选性，直接对焙烧渣进行磁场强度 ０．１４ Ｔ 的磁选管 磁选试验，结果见表 ８。 表 ７ 还原煤用量试验结果 还原剂用量 ／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 锌品位 ／ ％ 锌挥发率 ／ ％ １５焙烧渣６３．２５０．４１９６．７７ ２５焙烧渣７０．１７０．４４９６．１６ ３５焙烧渣７６．３３０．２５９７．６３ 表 ８ 焙烧渣磁选管试验结果 还原剂用量 ／ ％ 铁精矿产率 ／ ％ 铁品位／ ％ 铁精矿尾矿焙烧渣 铁精矿回收率 ／ ％ １５８５．５４５５．０３９．１６４８．４０９７．２６ ２５７７．２４５５．２５１１．２２４５．２３９４．３５ ３５７１．１４５５．０６１１．２４４２．４１９２．３５ 由表 ７～８ 可知，在焙烧温度 １ ２００ ℃、焙烧时间 ９０ ｍｉｎ 条件下，还原剂用量达到 １５％以上时，锌挥发 率都可达 ９６％以上；还原剂用量 １５％时焙烧渣磁选可 获得铁精矿品位 ５５．０３％、回收率 ９７．２６％的较好技术 指标，因此，选取还原剂煤用量为 １５％。 ２．１．３ 球团焙烧验证试验 由于含铁尘泥粒度较细，工业上对其直接进行焙 烧粉尘量较大，需进行造块焙烧，降低粉尘量，故进行 了球团焙烧验证试验，造球条件为还原剂用量 １５％、 黄泥 １０％、水分 ３０％。 球团烘干后，在 １ ２００ ℃下进行 焙烧锌挥发试验，结果见表 ９。 对球团焙烧渣进行磁 场强度 ０．１４ Ｔ 的磁选试验，结果见表 １０。 表 ９ 球团还原焙烧试验结果 焙烧时间 ／ ｍｉｎ 产品 名称 产率 ／ ％ 锌品位 ／ ％ 锌挥发率 ／ ％ ６０焙烧渣７４．１７０．７８９２．８０ ９０焙烧渣７１．６７０．１６９８．５７ １２０焙烧渣６６．４５０．１８９８．５２ 表 １０ 球团焙烧渣磁选管磁选试验结果 焙烧时间 ／ ｍｉｎ 铁精矿产率 ／ ％ 铁品位／ ％ 铁精矿尾矿焙烧渣 铁精矿回收率 ／ ％ ６０７３．７４４６．３４１３．２２３７．６４９０．７８ ９０７６．２４４７．１１１４．１４３９．２８９１．４５ １２０７７．５０４７．２０１２．９０３９．４８９２．６５ 由表 ９～１０ 可知，焙烧温度 １ ２００ ℃时，焙烧时间 ９０ ｍｉｎ，锌挥发率 ９８％以上；球团焙烧渣直接磁选时， 铁精矿品位 ４７．１１％，回收率 ９１．４５％。 ２．２ 焙烧⁃磁选工业流程试验 在焙烧温度 １ ２００ ℃、焙烧时间 ９０ ｍｉｎ、还原剂用 量 １５％条件下焙烧挥发锌，再对焙烧渣进行一粗一精 磁选开路流程试验，结果分别见表 １１～１２。 表 １１ 焙烧验证试验结果 焙烧 条件 产品 名称 产率 ／ ％ 锌品位 ／ ％ 锌挥发率 ／ ％ 焙烧温度 １ ２００ ℃ 焙烧时间 ９０ ｍｉｎ 还原剂用量 １５％ 焙烧渣７０．７５０．３３９７．１０ 表 １２ 焙烧渣磁选流程试验结果 磁选 条件 铁精矿产率 ／ ％ 铁品位／ ％ 铁精矿尾矿焙烧渣 回收率 ／ ％ 粗选 ０．１ Ｔ 精选 ０．０９ Ｔ ６１．１３６１．４２１４．６２４３．１７８６．９８ 流程试验结果表明高锌含铁尘泥在该条件下焙 烧，锌挥发率达 ９７．１０％。 焙烧渣通过一粗一精磁选流 程，获得了铁品位 ６１．４２％、回收率 ８６．９８％的铁精矿。 （下转第 １０５ 页） ００１矿 冶 工 程第 ４１ 卷 万方数据 逆流萃取，镍和钴萃取率依旧能达到 ９９％以上，且萃 余液中镍和钴含量均低于 ０．００１ ｇ／ Ｌ，有机相的镍和钴 饱和容量基本无变化。 负载有机相经过０．０４ ｍｏｌ／ Ｌ 稀 硫酸单级洗涤后，在相比 Ｏ／ Ａ ＝ ８／１、硫酸浓度 ０．７ ｍｏｌ／ Ｌ 条件下进行 ６ 级逆流反萃，反萃液中镍浓度可 达 ４０．３ ｇ／ Ｌ 左右，钴浓度为 １．８ ｇ／ Ｌ 左右，钙和镁浓度 分别为 ０．０８ ｇ／ Ｌ 和 ０．０２ ｇ／ Ｌ，全流程钙和镁除杂率分 别为９９．３６％和 ９９．９７％。 ３ 结 论 １） Ｐ２０４／４ＰＣ 协同萃取体系从含少量镍钴钙的硫 酸镁溶液中回收镍钴，有机相组成和平衡 ｐＨ 值对镍 钴与钙镁的萃取分离效果影响较大。 负载有机相采用 稀酸洗涤能选择性洗脱部分钙、镁进一步提高分离效 果。 稀硫酸溶液可有效反萃负载有机相中的镍钴，实 现镍钴的高倍富集。 ２） 在有机相组成为 ０．２５ ｍｏｌ／ Ｌ Ｐ２０４ ＋ ０．５ ｍｏｌ／ Ｌ ４ＰＣ ＋磺化煤油、温度 ３０ ℃、反应时间 １５ ｍｉｎ 和皂化 率 ５０％条件下经过 ５ 级串级逆流萃取，镍和钴萃取率 均达９９．５％以上，萃余液中镍和钴含量均低于０．０１ ｇ／ Ｌ， 钙镁萃取率小于１％。 负载有机相经过０．０４ ｍｏｌ／ Ｌ 稀硫 酸洗脱后，在相比 Ｏ／ Ａ＝８／１、硫酸浓度 ０．７ ｍｏｌ／ Ｌ 条件 下进行６ 级逆流反萃，镍和钴反萃率均达到９９％以上， 反萃液中镍和钴浓度分别达到 ４０．４ ｇ／ Ｌ 和 １．８ ｇ／ Ｌ，钙 和镁浓度分别为 ０．０２ ｇ／ Ｌ 和 ０．０８ ｇ／ Ｌ，钙镁除杂率达 到 ９９％以上。 ３） Ｐ２０４／４ＰＣ 协萃体系能够直接从高镁溶液中选 择性提取镍钴，实现了镍钴与钙镁的高效分离。 该体 系具有流程短、分离效果好和操作成本低等特点，具有 良好的工业应用前景。 参考文献 ［１］ 湛 菁，张传福，黎昌俊，等． 镍钴合金粉的制备及其应用现状［Ｊ］． 硬质合金， ２００２，１９（４）２０６－２１０． ［２］ 周晓文，张建春，罗仙平． 从红土镍矿中提取镍的技术研究现状及 展望［Ｊ］． 四川有色金属， ２００８（１）１８－２２． ［３］ 刘纪红，周桂英，温建康． 不同萃取体系分离微生物浸出液中低含 量镍钴［Ｊ］． 工程科学学报， ２０１３，３５（１２）１５５９－１５６４． ［４］ 管青军，骆朋辉，郭 亮，等． Ｖｅｒｓａｔｉｃ１０ 萃取分离微生物浸出液中 钙镁和低含量镍钴［Ｊ］． 有色金属（冶炼部分）， ２００６（３）１－５． ［５］ ＧＵＡＮ Ｑ Ｊ， ＳＵＮ Ｗ， ＺＨＯＵ Ｇ Ｙ， ｅｔ ａｌ． Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｃｏｂａｌｔ ａｎｄ ｎｉｃｋ⁃ ｅｌ ｉｎ ｔｈｅ ｐｒｅｓｅｎｃｅ ｏｆ ｍａｇｎｅｓｉｕｍ ａｎｄ ｃａｌｃｉｕｍ ｆｒｏｍ ｓｕｌｆａｔｅ ｓｏｌｕｔｉｏｎｓ ｂｙ Ｖｅｒｓａｔｉｃ １０ ａｎｄ ｍｉｘｔｕｒｅｓ ｏｆ Ｖｅｒｓａｔｉｃ １０ ａｎｄ Ｃｙａｎｅｘ ３０１［Ｊ］． Ｔｒａｎｓａｃ⁃ ｔｉｏｎｓ ｏｆ Ｎｏｎｆｅｒｒｏｕｓ Ｍｅｔａｌｓ Ｓｏｃｉｅｔｙ ｏｆ Ｃｈｉｎａ， ２０１６，２６（３）８６５－８７３． ［６］ 曾 理，孙 振，关文娟，等． Ｐ２０４／４ＰＣ 新协萃体系萃取分离镍与 锰镁钙［Ｊ］． 东北大学学报（自然科学版）， ２０１８，３９（１０）１４２８－１４３２． 引用本文 卿家林，张贵清，曾 理，等． Ｐ２０４／４ＰＣ 协同萃取分离镍钴 与镁钙的研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０２１，４１（１）１０１－１０５． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 １００ 页） ３ 结 论 高锌含铁尘泥在焙烧温度 １ ２００ ℃、焙烧时间 ９０ ｍｉｎ、还原剂用量 １５％条件下，还原焙烧挥发锌，锌 挥发率可达到 ９７．１０％。 焙烧渣通过一粗（磁场强度 ０．１ Ｔ）一精（磁场强度 ０．０９ Ｔ） 磁选，可获得铁品位 ６１．４２％、回收率８６．９８％的铁精矿。 该工艺可为高锌含 铁尘泥大规模回收利用提供技术支撑。 参考文献 ［１］ 林高平，邹 宽，林宗虎，等． 高炉瓦斯泥回收利用新技术［Ｊ］． 矿 产综合利用， ２００２（３）４２－４５． ［２］ 刘秉国，彭金辉，张利波，等． 高炉瓦斯泥（灰）资源化循环利用研 究现状［Ｊ］． 矿业快报， ２００７（５）１４－１９． ［３］ 张晋霞，邹 玄，牛福生． 河北某地含锌高炉瓦斯泥浸出试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１６，３６（Ｓ）４１３－４１５． ［４］ 李卓林，霍松洋，聂轶苗，等． 从高炉瓦斯泥中提取碳、铁、锌的试 验研究［Ｊ］． 矿产保护与利用， ２０１７（１）６４－６７． ［５］ 石 磊，陈荣欢，王如意． 钢铁工业含铁尘泥的资源化利用现状与 发展方向［Ｊ］． 中国资源综合利用， ２００８（２）１２－１５． ［６］ 胡晓洪，张志芳，黎燕华． 高炉瓦斯泥综合利用的研究［Ｊ］． 矿业 快报， ２００４（８）１４－１６． 引用本文 张 茂． 某高锌含铁尘泥综合利用试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０２１，４１（１）９８－１００． ５０１第 １ 期卿家林等 Ｐ２０４／４ＰＣ 协同萃取分离镍钴与镁钙的研究 万方数据