通讯作者:李云
DOI:https://doi.org/10.1016/j.cej.2025.163731
摘要:冶金行业每年产生超过千万吨含锌、铅的固体废弃物,其低回收率造成了显著的环境风险和资源浪费。作者提出了一种高效的熔池熔炼工艺来处理这些废弃物。本研究针对多种含锌物料制备的高锌熔体,通过吹入循环CO气体开展了锌、铅、铜的还原研究,探讨了高锌熔体的特性、CO还原热力学及强化锌还原效率的实验优化。结果表明,在温度高于1170℃时,CO可有效还原主要含锌化合物(ZnO、ZnFe₂O₄、Ca₂ZnSi₂O₇)。1300℃下吹炼CO显著提升了金属回收率,还原120分钟后锌、铅、铜的提取率分别达到94.7%、98.3%和89.7%。多目标优化实验确定反应温度是影响金属回收率的最关键因素,其次为反应时间和CO流量。研究结果为传统锌冶炼及含铅/锌废弃物火法回收工艺中降低焦炭消耗、减少CO₂排放、提高锌挥发和提取效率提供了重要参考,有望为未来锌生产中新型可持续熔池熔炼技术的开发提供支撑。
铅和锌关键应用于电池及汽车行业 。如图 1 所示,ILZSG 显示 2023 年全球精炼铅产量预计 1285.3 万公吨,其中 66% 为再生铅;锌精矿预计 1283 万公吨,其中 13% 为再生锌 。再生铅原料以铅酸电池废铅膏为主,再生锌主要来自冶金炉渣粉尘 。但回收率仍偏低,且冶金行业每年产生超 1000 万吨铅锌固废,导致显著生态风险和战略金属资源浪费 。
图1. 全球锌铅生产及回收现状:(a) 2012–2023年全球精炼铅金属产量;(b) 全球精炼铅产量构成;(c) 2014–2023年全球精炼锌金属产量;(d) 全球精炼锌产量构成
锌回收主要通过火法和湿法。湿法含酸浸、碱浸、氨浸,因高效稳定被广泛应用,但流程冗长且年生大量铁渣。如表1所示,全球年生700万~800万吨锌浸出渣,高锌渣火法挥发回收金属,低锌渣堆存处置,湿法无法全流程闭环且更适高品位硫化矿及含锌粉尘。
表1. 全球锌浸出渣生产及处理现状
本研究将高纯SiO₂、CaO与预压烧结块按预设质量比混合制备HZM样品,置于氩气气氛箱式炉刚玉坩埚内加热至目标温度制得模拟脱硫样品,通过向熔体可控吹入还原气体还原(装置如图2)。每次取150 g预称重样品,达温后将刚玉吹管浸入熔体,反应结束移除吹管,熔体在氩气中保温30 min促进金属相分离,取出氩气保护炉冷的坩埚分析产物,渣样矿物相经XRD分析,微观结构通过SEM-EDS表征。
图 2. 实验装置示意图
图3、图4示1300℃液氮淬火HZM的XRD图谱及SEM-EDS图像,显示主相为非晶相(2θ=20°~40°宽峰)的CaO-FeO-SiO₂-ZnO-PbO玻璃态体系,含大量ZnO、ZnFe₂O₄。SEM-EDS表明由铅锌硅酸盐熔融基体及未溶ZnO、ZnFe₂O₄结晶相组成(流动性熔体),调控熔池m(CaO)/m(SiO₂)≈0.5、m(FeO)/m(SiO₂)≈0.6。
图3. 高锌熔体(液氮淬火)的X射线衍射图谱
图4. 1300°C高锌熔体(HZM)冷淬相的扫描电子显微镜(SEM)图像:(a) 200 μm;(b) 100 μm;(c) 20 μm;(d) (b)的扫描电子显微镜-能量色散X射线光谱(SEM-EDS)分析
为阐明高锌熔体还原热力学,火法物相分析缓冷产物,图5(a)示1300℃均化缓冷XRD,图5(b)(c) TIMA分析显示产物主含ZnO、ZnFe₂O₄、PbZnSiO₄、Ca₂ZnSi₂O₇及Zn₂SiO₄;图5(b)背散射图像显示矿物分布及显微组织局部相界明显,确定主要物相为(Ca,Zn,Pb)SiO₃等;图5(c) TIMA相图显示ZnO(紫色,32.61%)、ZnFe₂O₄(绿色,39.01%)、Zn₂SiO₄(蓝色,11.39%)、PbZnSiO₄(棕色,11.24%)占比,与XRF/XRD吻合,元素面扫显示Zn富集于Ca₂ZnSi₂O₇和ZnO,Pb与PbZnSiO₄结合。
图5. 慢冷相分析:(a) 高锌熔体(HZM)的X射线衍射图谱;(b) 高锌熔体的背散射电子(BSE)图像;(c) 高锌熔体的全岩矿物自动分析(TIMA)图像
基于高锌熔体的成分分析,提出以下与CO的潜在反应:
图 6 示 CO 对 HZM 的热力学还原行为(CO 用量为 3 倍化学计量),图 6 (a) 示超 1200℃液相反应,1170℃以下含固态相及 Pb-Cu 合金;图 6 (b) 表明气相含 CO、CO₂、Zn (g)、Pb (g),Zn (g) 1100℃以上剧增、Pb 超 1200℃完全挥发;图 6 (c) 指出 Pb/Cu 还原率随温升降低(与 K 负相关)、Zn 还原率随温升增加;图 6 (d) 描述含锌相演变(1200℃以上液相残留 ZnO,1100℃ ZnO 熔化促还原致固相消失);图 6 (e)–(f) 表征 Pb/Cu 相变显示温升抑制 Cu 还原。
图6. 高锌熔体(HZM)与CO的还原平衡组成:(a) 物相平衡组成;(b) 气相中平衡物相比例;(c) Zn、Pb、Cu理论还原率;(d) 含锌物相组成变化;(e) 含铅物相组成变化;(f) 含铜物相组成变化
图7示吹气还原法样品,反应管上部冷凝粉尘、炉渣纵截面分层(渣在铅上)、底部金属沉积;XRD显示顶部粉尘主含金属Pb/Zn(来自HZM中PbO/ZnO还原蒸汽冷凝,Zn 73%、Pb 27%),成分形态后续详述。
图 7. 吹炼还原后炉渣的宏观照片
图8示不同CO吹炼还原时间下左侧渣中Zn/Pb/Cu占比及回收率(1300℃、600 mL·min⁻¹ CO、HZM渣型CaO/SiO₂=0.59/FeO/SiO₂=0.53):Zn含量随时间降,15 min还原率12.7%、90 min脱除;Pb从11.62%(15 min)降至0.068%(90 min),还原率65.7%→99%;Cu前15 min从1.225%降至0.297%(78.4%)、180 min达94.1%。数据表明该条件下Zn/Pb/Cu回收率提升,Cu 15 min内近完全还原,Zn/Pb需更长时间。
图8. 吹炼时间对有价金属回收率的影响(T=1300°C):(a) 炉渣中金属元素含量;(b) 回收率随时间变化
图9示CO吹炼中 HZM 还原微观演变(初始渣与还原 30 秒产物对比):图9(a)(b) 原始炉渣 SEM 示硅酸盐熔体(主相 ZnO、ZnFe₂O₄,表面含 Cu₂O 颗粒);图9(c)–(d) 吹炼后熔体截面示气泡及残留 ZnO/ZnFe₂O₄相(颗粒减小表明分解),金属 Pb/Cu 分散;图9(e) 示 Cu₂O 优先还原为金属 Cu(作 Pb 沉积位点),Pb 氧化物在此还原生长;图9(f) 示还原铅从熔体聚集成金属块。
图9. 不同时间下Pb/Cu还原过程的显微分析:(a) 高锌熔体横截面;(b) 高锌熔体表面视图;(c) 吹CO 30 s后熔体截面;(d) 30 s还原过程中形成的气泡;(e) (d)的局部放大;(f) 吹CO 30 s后熔体的扫描电子显微镜(SEM)图像
图10示CO流量600 mL·min⁻¹、1300℃下不同反应时间渣SEM-EDS图((a)15 min–(f)240 min):15 min渣主相ZnO、ZnFe₂O₄等,含Pb-Cu合金,PbO/Cu₂O快速反应;30 min ZnFe₂O₄结构略改,Zn₂SiO₄呈线性,Zn含量降,Ca₂ZnSi₂O₇为主相;60 min ZnO因还原溶解消失,主相线性Zn₂SiO₄等;90–120 min形成含微量Pb-Cu合金的玻璃态渣;240 min因刚玉铝溶出出现CaAl₂Si₂O₈。ZnFe₂O₄等稳定相阻碍Zn还原(需高温长时分解),PbO/Cu₂O所在相易还原;Cu/Pb/Zn还原效率:Cu首15 min达78.4%、240 min至94%,Pb 90 min达99.6%,Zn 120 min达94.7%,差异因相热力学稳定性(Cu₂O吉布斯自由能最负,Pb依赖Cu成核,Zn需相分解/溶解)。
图10. 不同反应时间(a–f)吹炼还原后炉渣的扫描电子显微镜-能谱分析(SEM-EDS)图像:(a) 15 min;(b) 30 min;(c) 60 min;(d) 90 min;(e) 120 min;(f) 240 min;(g) 对应的X射线衍射(XRD)图谱
这一分步还原机制(图11)解释了实验中观察到的时间依赖性行为,并强调了保持足够反应时间对于完全回收锌的重要性。
图 11. 吹炼 CO 过程中 Cu、Pb、Zn 分步还原机理示意图
为进一步考察各因素对CO吹炼还原的影响,表3总结了实验方案及Zn/Pb还原效率;图12示不同条件下方案的正交实验对比,并通过Design-Expert 13进行响应面法(RSM)分析。
表 3. Zn、Pb 和 Cu 的有效还原率
图 12. 正交试验方案设计
表5.锌、铅回收率可信度分析
表6.锌、铅回收率线性模型方差分析
表4示实验响应面模型拟合参数与可信度:Zn/Pb模型F值77.64、24.76(p<0.0001),噪声致该F值概率仅0.01%,线性模型P值均<0.0001(异常项P值0.0881(Zn)、0.4983(Pb)),选线性模型为最优拟合。表5示置信区间分析:Zn模型R²=0.9173,Predicted R²(0.8722)与Adjusted R²(0.9055)差0.0333,Adeq Precision=28.1632;Pb的Predicted R²(0.6912)与Adjusted R²(0.7481)差0.0569,Adeq Precision=15.3680(均符合要求)。表6 ANOVA显示:Zn/Pb模型F值对应噪声概率0.01%(p<0.0001),A(温度)、B(时间)、C(气流量)对Zn还原影响显著,B、C主导Pb还原(温度超Pb挥发阈值故影响小);Zn主因顺序t>T>Q,Pb为t>Q>T,模型可可靠预测CO吹炼还原中Zn-Pb回收率。
图13(a)(c)示Zn/Pb吹炼还原率残差正态概率图(轴为累积概率与残差),残差近直线分布且集中于曲线中心,表明模型预测准确;图13(b)(d)示实验与预测值线性关系(R²>0.90),点对称分布于回归线两侧,验证模型对温度、气流量等变量与还原率相关性的描述有效性。
图13. 残差正态图:(a) 锌和(c) 铅;预测值与实际值对比:(b) 锌和(d) 铅
本研究采用循环CO作为还原剂从高锌熔体中回收锌、铅和铜。热力学分析表明,锌的还原主要通过ZnO、ZnFe₂O₄、Ca₂ZnSi₂O₇及相关化合物的分解反应实现。当温度超过1170℃时,ZnO与Ca₂ZnSi₂O₇的相变过程会生成气态锌(Zn(g)),成为锌还原的主要路径。研究系统考察了锌、铅、铜的还原行为及关键效率影响因素。实验结果显示,在1300℃下,随着CO吹炼时间延长,锌、铅、铜回收率显著提升。具体而言,在CO吹炼速率600 mL·min⁻¹条件下反应120分钟:锌回收率达94.7%(表明炉渣中锌几乎完全挥发);铅回收率达98.3%(证实高效还原特性);铜在15分钟内即可实现89.7%的回收率。采用响应面法(RSM)进行的多目标优化分析确定,反应温度(T)、时间(t)和CO流量(Q)是影响还原效率的主要参数。基于上述数据构建的数学模型可精准预测不同条件下的还原效果,为高锌熔体工艺优化提供了理论框架。研究表明,通过精准控制操作条件,CO吹炼还原技术可显著提升锌、铅等有价金属的回收效率,在高锌废料高效处理领域展现出强劲的工业应用潜力。
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