1404 工程科学学报，第42卷，第11期 表2氯盐浸出锌浸出渣中铅和银的部分研究结果 Table 2 Analyses of the lead and silver leached from zinc residue by chloride leaching Contents of Pb and Ag Leaching rate/% Material types Chloride systems Technological conditions References Mass fraction Contents of Ag/ of Pb/% Pb (gt) Ag NaCl 300 g-L,CaCl2 50g-L,L/S Zinc leaching residue NaCl+CaCl+HCI 8:l,leaching temperature85℃， 10.51 644 94.4391.48 [43] leaching time 2.5 h Zinc leaching residue NaCl+HCI NaCl350g-L L/S 15:1,leaching temperature9s℃，leaching time2h 12.26 651 96.6 82.1 [44 Zinc leaching residue NaCl+H2SOa NaCl 300 g-L,L/S 5:1,leaching temperature90℃，leaching time3h 4.44 187.9 9 [45) NaCl 300 g-L-,CaCl,25 g-L-,L/S Zinc leaching residue CaCl+NaCl+HCI 20:3,leaching temperature80℃， 31.33 219.69 95.01 95.05 [46] leaching time 2 h Silver flotation concentrate NaCl 300 g-L,CaCl 18 g-L-,L/S NaCl+CaCl+HCI 4:l,leaching temperature85℃， 1.86 5500 96 97 of zinc leaching residue [47] leaching time 1 h NaCl 300 g-L-,L/S 5:1,initial acid Zinc leaching residue NaCl+H SO concentration 200 gL,leaching 5.41 297 94.8893.24 [48] temperature90℃，leaching time2h 脱除无关金属成分以提高试剂的利用效率，另一 渣提供了新的思路，但是目前还处于实验室研究 方面使得铅银转变成氧化态等更易溶出的状态， 阶段，尚存在浸出率偏低、浸出试剂较难选择、成 从而达到减少试剂耗量的目的：针对氯盐浸出产 本较高等不足，大规模应用还有很长路要走.因 生高盐浸出液易造成二次污染的问题，高丽霞等5☑ 此，目前氯盐浸出仍是比较容易实现工业规模应 尝试循环使用高盐浸出液，循环使用三次后，铅的 用的从锌浸出渣中高效同步回收铅和银的方法 浸出率仍可达81.23%，银的浸出率仍可达93.84% 2.2.3微生物浸出法回收 研究人员们还对氯盐浸出锌浸出渣进行了半工业 微生物浸出是借助自然界中某些微生物代谢 规模25m3或30m3的扩大试验s0s),均取得了 活动或代谢产物的氧化和酸化作用，使得金属矿 较好的试验效果，铅银浸出率大多高于90% 物加速分解，从而将矿物中有价金属浸出，主要用 除氯盐浸出技术之外，近年来还有国外学者 于处理金属硫化矿和氧化矿5刃目前微生物浸出 尝试使用新兴的溶剂冶金s(Solvometallurgy)方法 技术已广泛用于低品位硫化铜矿的生产[5，近年 来同步回收锌浸出渣中的锌铅银，这种溶剂冶金 来越来越多被用于其他金属矿物和固体废物尤其 方法使用非水溶剂例如有机溶剂、离子液体、深 是含锌废物料的处理研究中，表3为文献报道的 共晶溶剂，或无机溶剂如液态氨和超临界二氧化 微生物浸出技术处理含锌物料的研究结果 碳等，直接对矿石、工业废弃物和城市垃圾等物料 由表3可以看出，微生物浸出技术虽然反应周 中的有价金属进行浸出.Palden等s分别使用代 期较长，并且浸出金属种类较为单一，但是微生物 号为[A336[C和[C101[C]的离子液体，在反应 浸出反应是在弱酸性条件下进行，反应的温度适 温度为45℃、液固比为15、搅拌速度1500rmin1 宜，相比化学浸出消耗更少的化学试剂，相比火法 的条件下对锌浸出渣中的锌和铅进行了浸出，铅 冶金技术能耗更低，对环境造成的污染小，具有绿 的浸出率分别为62%和73%，锌的浸出率分别为 色环保、工艺简单、成本低廉等优势.微生物浸出 27%和31%.Rodriguez等s使用甲磺酸对碳酸化 技术为回收锌浸出渣中的有价金属提供了新的思 预处理后的锌浸出渣进行了浸出铅和银的实验， 路，尤其是对于锌的硫化物和氧化物含量较高的 铅和银的浸出率将近80%. 锌浸出渣，是一种前景广阔的提取锌的方法.李勇 浮选法回收锌浸出渣中的银和铅的工艺成熟， 等6侧分别使用根瘤菌和氧化亚铁硫杆菌对锌浸出 成本较低，容易推广到工业应用，但还是存在着回 渣进行了100g规模的堆浸实验，该锌浸出渣含锌 收率较低的问题，并且浮选得到的精刊矿还需要进 为6.79%，使用根瘤菌的锌浸出率为24.12%，使用 一步的提取处理，相比其他直接浸出方法而言，其 氧化铁硫杆菌的锌浸出率为33.86%.该实验说明 实际生产的流程较长；溶剂冶金法为处理锌浸出 使用常温自养菌对锌浸出渣进行堆浸具有一定的脱除无关金属成分以提高试剂的利用效率，另一 方面使得铅银转变成氧化态等更易溶出的状态， 从而达到减少试剂耗量的目的；针对氯盐浸出产 生高盐浸出液易造成二次污染的问题，高丽霞等[52] 尝试循环使用高盐浸出液，循环使用三次后，铅的 浸出率仍可达 81.23%，银的浸出率仍可达 93.84%. 研究人员们还对氯盐浸出锌浸出渣进行了半工业 规模 25 m3 或 30 m3 的扩大试验[45, 50, 53] ，均取得了 较好的试验效果，铅银浸出率大多高于 90%. 除氯盐浸出技术之外，近年来还有国外学者 尝试使用新兴的溶剂冶金[54] （Solvometallurgy）方法 来同步回收锌浸出渣中的锌铅银，这种溶剂冶金 方法使用非水溶剂例如有机溶剂、离子液体、深 共晶溶剂，或无机溶剂如液态氨和超临界二氧化 碳等，直接对矿石、工业废弃物和城市垃圾等物料 中的有价金属进行浸出. Palden 等[55] 分别使用代 号为 [A336][Cl] 和 [C101][Cl] 的离子液体，在反应 温度为 45 ℃、液固比为 15、搅拌速度 1500 r·min‒1 的条件下对锌浸出渣中的锌和铅进行了浸出，铅 的浸出率分别为 62% 和 73%，锌的浸出率分别为 27% 和 31%. Rodriguez 等[56] 使用甲磺酸对碳酸化 预处理后的锌浸出渣进行了浸出铅和银的实验， 铅和银的浸出率将近 80%. 浮选法回收锌浸出渣中的银和铅的工艺成熟， 成本较低，容易推广到工业应用，但还是存在着回 收率较低的问题，并且浮选得到的精矿还需要进 一步的提取处理，相比其他直接浸出方法而言，其 实际生产的流程较长；溶剂冶金法为处理锌浸出 渣提供了新的思路，但是目前还处于实验室研究 阶段，尚存在浸出率偏低、浸出试剂较难选择、成 本较高等不足，大规模应用还有很长路要走. 因 此，目前氯盐浸出仍是比较容易实现工业规模应 用的从锌浸出渣中高效同步回收铅和银的方法. 2.2.3    微生物浸出法回收 微生物浸出是借助自然界中某些微生物代谢 活动或代谢产物的氧化和酸化作用，使得金属矿 物加速分解，从而将矿物中有价金属浸出，主要用 于处理金属硫化矿和氧化矿[57] . 目前微生物浸出 技术已广泛用于低品位硫化铜矿的生产[58] ，近年 来越来越多被用于其他金属矿物和固体废物尤其 是含锌废物料的处理研究中. 表 3 为文献报道的 微生物浸出技术处理含锌物料的研究结果. 由表 3 可以看出，微生物浸出技术虽然反应周 期较长，并且浸出金属种类较为单一，但是微生物 浸出反应是在弱酸性条件下进行，反应的温度适 宜，相比化学浸出消耗更少的化学试剂，相比火法 冶金技术能耗更低，对环境造成的污染小，具有绿 色环保、工艺简单、成本低廉等优势. 微生物浸出 技术为回收锌浸出渣中的有价金属提供了新的思 路，尤其是对于锌的硫化物和氧化物含量较高的 锌浸出渣，是一种前景广阔的提取锌的方法. 李勇 等[64] 分别使用根瘤菌和氧化亚铁硫杆菌对锌浸出 渣进行了 100 g 规模的堆浸实验，该锌浸出渣含锌 为 6.79%，使用根瘤菌的锌浸出率为 24.12%，使用 氧化铁硫杆菌的锌浸出率为 33.86%. 该实验说明 使用常温自养菌对锌浸出渣进行堆浸具有一定的 表 2 氯盐浸出锌浸出渣中铅和银的部分研究结果 Table 2 Analyses of the lead and silver leached from zinc residue by chloride leaching Material types Chloride systems Technological conditions Contents of Pb and Ag Leaching rate/% References Mass fraction of Pb / % Contents of Ag / (g∙t−1) Pb Ag Zinc leaching residue NaCl+CaCl2+HCl NaCl 300 g∙L−1, CaCl2 50 g∙L−1, L/S 8∶1，leaching temperature 85 ℃, leaching time 2.5 h 10.51 644 94.43 91.48 [43] Zinc leaching residue NaCl+HCl NaCl 350 g∙L−1, L/S 15∶1, leaching temperature 95 ℃, leaching time 2 h 12.26 651 96.6 82.1 [44] Zinc leaching residue NaCl+H2SO4 NaCl 300 g∙L−1, L/S 5∶1, leaching temperature 90 ℃, leaching time 3 h 4.44 187.9 91 97 [45] Zinc leaching residue CaCl2+NaCl+HCl NaCl 300 g∙L−1, CaCl2 25 g∙L−1, L/S 20∶3, leaching temperature 80 ℃, leaching time 2 h 31.33 219.69 95.01 95.05 [46] Silver flotation concentrate of zinc leaching residue NaCl+CaCl2+HCl NaCl 300 g∙L−1, CaCl2 18 g∙L−1, L/S 4∶1, leaching temperature 85 ℃, leaching time 1 h 1.86 5500 96 97 [47] Zinc leaching residue NaCl+H2SO4 NaCl 300 g∙L−1, L/S 5∶1, initial acid concentration 200 g∙L−1, leaching temperature 90 ℃, leaching time 2 h 5.41 297 94.88 93.24 [48] · 1404 · 工程科学学报，第 42 卷，第 11 期