从锌浸出渣中强化浸出锌锗的试验研究

针对云南某湿法炼锌浸出渣,采用硫酸强化浸出对渣中锌、锗、铁的浸出效果进行研究。正交试验结果表明:最优浸出条件为:溶出温度160℃,硫酸浓度为1.5 mol/L,浸出时间1.5 h,液固比为6。最优浸出条件下,锌和锗的平均浸出率分别高达96.77%和70.86%,有害元素铁的平均浸出率仅为55.44%,在抑制铁浸出的同时,保证了锌锗元素的高效浸出。     

浅析活性炭在湿法炼锌中对锗的吸附效果

国内某厂采用湿法炼锌,其原料中含有锗,在酸性浸出过程中锗元素随之被浸出,锗元素含量超标会造成硫酸锌电解过程烧板,严重影响锌电解过程正常运行。阐述了活性炭吸附硫酸锌浸出液、净化液中锗的部分条件试验,研究了活性炭吸附温度和酸性浸出液在不同锗浓度条件下对吸附效果的影响,目的在于利用物理方法提高焙砂浸出过程中锗的脱除率和降低净化过程中锌粉的单耗。     

锌烟灰浸出液中铟、锗的提取

以锌烟灰硫酸化焙烧—浸出得到的浸出液为原料,采用P204萃铟、丹宁酸沉锗的方法实现了溶液中铟、锗的提取。以P204为萃取剂,盐酸溶液为反萃剂,铟的萃取率、反萃率均大于99%。铟萃余液用丹宁酸沉锗,最佳条件下的锗沉淀率大于99%。     

锌烟灰浸出液中铟和锗的提取

以锌烟灰硫酸化焙烧—浸出得到的浸出液为原料,采用P204萃铟、丹宁酸沉锗的方法实现了溶液中铟、锗的提取。以P204为萃取剂,盐酸溶液为反萃剂,铟的萃取率、反萃率均大于99%。铟萃余液用丹宁酸沉锗,最佳条件下的锗沉淀率大于99%。     

富铟锌铁渣中锌和铟的浸出与铁的同步还原

我国锌资源储量丰富,含锌矿物中很大一部分以高铁闪锌矿的形式存在,并且其中含有丰富的铟资源。为了综合回收高铁闪锌矿湿法炼锌过程富集于中浸渣中的有价金属,开展了中浸渣和锌精矿的还原酸浸试验研究,其主要目的是利用硫酸浸出中性浸出渣中以铁酸盐形式残留的锌和铟,同时利用锌精矿将溶液中的三价铁还原为二价铁,实现锌精矿中锌、铟的同步浸出。研究了锌中浸渣和锌精矿的投料质量比、浸出剂浓度、液固比、反应温度、浸出时间对锌、铟浸出行为的影响。研究表明在初始硫酸浓度220 g/L,中浸渣与锌精矿质量比1∶0.25,粒度-74μm,液固比6,温度90℃,反应时间3 h的条件下,锌、铟的浸出率在96%以上,浸出液中95%以上的铁被还原为二价铁离子,实现了浸出与还原的同步进行。     

用萃取法从锌浸液中回收锗

贵州铁路锌厂锌浸出液中含有４０￣５０ｍｇ／ＬＧｅ,采用本研究的萃取法从这种浸出液中分离回收锗的工业生产实践表明,经三毋萃取一级反萃取,锗的萃取率和反萃取率分别为９５％和９９％,粗ＧｅＯ２产品含 锗 ３０－４５％,萃取剂和反萃取剂均可循环使用,取得了比较理想的技术经济指标。     

从湿法炼锌浸出液中选择性萃取分离回收铜

针对传统湿法炼锌过程铜回收工艺长、铜回收率低的难题,采用M5640直接从湿法炼锌还原浸出液中萃取分离回收铜,缩短铜回收流程,提高铜回收率。研究了混合时间、溶液pH值、萃取剂浓度、萃取级数等因素对铜萃取率的影响,以及反萃时间、相比等因素对载铜有机相中铜反萃率的影响。结果表明M5640对硫酸锌溶液中的铜离子具有很好的选择性萃取性能,在M5640浓度为15%、溶液pH值为2.0、相比(O/A)为1∶2、萃取时间为5 min的条件下,经过4级逆流萃取,铜萃取率为95.2%,锌萃取率仅为0.5%,铜锌分离系数为4 080。有机相经洗涤后,锌、铁等杂质离子被脱除,载铜有机相采用模拟铜电积废液反萃,经过2级逆流反萃,铜反萃率为97.1%。采用萃取-洗涤-反萃技术从湿法炼锌浸出液中回收铜,铜的总回收率为92.4%。     

从铜渣中回收铜锌的试验研究

采用"浸出—铜萃取—除杂—锌萃取"工艺回收某铜渣中的铜锌,结果表明,直接酸浸对铜渣具有较好的浸出效果,酸用量为1.4倍铜渣量,铜渣细度为-0.074mm占95%时,铜锌的浸出率分别达73.25%和88.66%;在萃取剂用量为10%、水相pH值为2、萃取相比O/A为1时,铜萃取率达99.95%,且杂质萃取率较低;在pH值为5条件下,可几乎完全沉淀铁铝,且对钙镁也有一定的去除作用;P507对锌萃取具有较好的选择性,经三级萃取,锌萃取率可达94.42%,而杂质萃取率较低,反萃液较纯净。     

硬锌渣常压浸取锌铟锗

研究硬锌渣两段硫酸常压浸取锌、铟、锗的冶金技术.在Ⅰ段低酸条件下将锌浸出,在Ⅱ段高酸和添加剂共同作用下将铟、锗等有价金属浸出.锌的浸出率达到90%以上,铟的浸出率达到88%以上,锗的浸出率可以达到90.57%以上.     

从某锌浸出渣中回收锌的试验研究

云南某锌浸出渣中含锌27.13%,大部分锌以铁酸锌的形式存在。为了回收利用浸出渣中的锌,采用硫酸为浸出剂,考察搅拌转速、反应时间、反应温度、硫酸浓度对锌浸出率的影响。试验结果表明,在搅拌转速为300 r/min、反应时间为180 min,反应温度为80℃、硫酸浓度为1.75 mol/L的条件下浸出,最终可获得锌的浸出率高达83.23%。     

锌焙砂浸出制备铁酸锌研究

本文以含锌53.35%、含铁13.51%及铁酸锌13.97%的锌焙砂为原料,在对锌焙砂粒度分析、X-荧光多元素半定量分析、XRD分析及锌铁物相分析基础上,采用硫酸做浸出剂,研究始酸浓度、液固比、搅拌速度、浸出温度、浸出时间等因素对浸出渣物性的影响。结果表明,获取高含量ZnFe_2O_4浸出产品的试验条件为:始酸浓度100 g/L、液固比8∶1、搅拌速度400 r/min、浸出温度75℃、浸出时间120 min。     

锌冶金中铁酸锌研究概述

本文介绍了铁酸锌的软磁特性、吸波特性、催化性能等性质及其在磁性材料、隐形材料、太阳能转换材料、气敏材料等方面的用途,以及在锌冶金等过程中铁酸锌的形成及其危害;简述了工业上处理铁酸锌的典型火法工艺回转窑挥发法、常用湿法工艺热酸浸出法及其他方法如烟化法、Ausmelt法、碳酸盐焙烧法、硫化焙烧法、高压浸出法、微波碱浸法、多段浸出法、盐浸法、多酸浸出法以及碱浸法等,指出其处理锌冶金中铁酸锌的实质均是破坏铁酸锌的晶体结构,使铁酸锌分解转化为其他物质,通过冶金、化学或物理方法回收锌铁,这些方法存在着能源和材料消耗大、工艺流程复杂、残渣处理难度大、生产成本高、环境污染等问题。同时,结合铁酸锌的特殊性质,对锌冶金副产铁酸锌的高效利用进行展望,提出了在不破坏铁酸锌的晶体结构前提下,将铁酸锌从锌冶金过程中作为产品独立分离出来的新思路。     

氧化锌矿处理方法现状

阐述了酸法、碱法两大类处理氧化锌矿的方法,酸法如溶剂萃取法、氧压酸浸法、堆浸法及浓硫酸焙烧法等,碱法如机械活法-碱法浸出、氨电积法、硫酸铵焙烧法及碱焙烧法等,其他方法如硫化浮选法和真空碳热还原法等方法。概述了各方法的锌冶炼原理,指出了各方法的优缺点。     

铅锌烟尘中锌的物相分析

在铅锌烟尘中锌主要以氧化锌、金属锌和砷酸锌的形式存在。本研究采用正交、单因素试验方法及火焰原子吸收光谱分析法分析铅锌烟尘中各种成分锌的含量。试验结果表明,氧化锌占总锌含量的93.958wt.%,金属锌占总锌含量的0.7441wt.%,砷酸锌占总锌含量的5.3059wt.%。     

利用含锌工业固废制备高纯氧化锌的工艺研究

针对氧化锌尾矿和废弃水渣等工业固废中有价锌难以回收的问题,以当地工业含锌固废为原料,利用碳热还原氧化法,制备了高纯氧化锌微粉。通过HSC Chemistry进行热力学计算和试验研究结合的方式,分析了含锌废渣中硅酸锌与碳还原反应的热力学过程。讨论了配碳量、焙烧温度、焙烧时间以及CaF₂对硅酸锌还原过程锌产率的影响。结果表明,在以CaF₂为催化剂时,1 000～1 100℃催化效果最显著。得出最佳工艺条件：在温度为1 100℃、保温时间40 min、碳含量20 wt%、CaF₂添加5 wt%的条件下锌产率(氧化锌回收率)为97.44%。对挥发产物进行结构和成分分析,其物相为六方纤锌矿结构的氧化锌晶体,粒度大小2～4μm,纯度达到了99.47%。     

Extraction of zinc from zinc ferrites by fusion with caustic soda

Zinc ferrites are one of the major forms of zinc in some wastes, such as steel mill EAF dusts and the leaching residues of roasted zinc sulfide concentrates. These ferrites can be very difficult to chemically decompose so that the zinc can be recovered. This decomposition is the key to the recovery of zinc in these solid wastes. In this work, the recovery of zinc from synthetic zinc ferrite was investigated. It was found that around 75–80% of the zinc in zinc ferrite can be extracted after being fused directly with NaOH pellets and dissolved in an alkaline leaching solution. The recovery increased to over 90% when the ferrite was hydrolyzed with water or dilute NaOH solution prior to the fusion step.     

选冶结合从锌浸出渣中回收锌

针对湖南某冶炼厂湿法炼锌渣,采用热酸浸出和浮选的方法回收锌,热酸浸出锌浸出率为75.3%,浸出率不理想,主要是因为浸出渣中还有少量硫化锌,通过浮选处理热酸浸出渣,浮选硫化锌回收率达89.4%,精矿品位18.2%。     

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue (ZLR) by the combination of reduction roasting, acid leaching and magnetic separation was proposed. Zinc ferrite in the ZLR was selectively transformed to ZnO and Fe₃O₄ under CO, CO₂ and Ar atmosphere. Subsequently, acid leaching was carried out to dissolve zinc from reduced ZLR while iron was left in the residue and recovered by magnetic separation. The mineralogical changes of ZLR during the processes were characterized by XRF, TG, XRD, SEM–EDS and VSM. The effects of roasting and leaching conditions were investigated with the optimum conditions obtained as follows: roasted at 750 °C for 90 min with 8% CO and CO/CO + CO₂ ratio at 30%; leached at 35 °C for 60 min with 90 g/l sulfuric acid and liquid to solid ratio at 10:1. The iron was recovered by magnetic separation with magnetic intensity at 1160 G for 20 min. Under the optimum operation, 61.38% of zinc was recovered and 80.9% of iron recovery was achieved. This novel method not only realized the simultaneous recovery of zinc and iron but also solved the environmental problem caused by the storage of massive ZLR.     

碱法炼锌浸出液中锌、铅、铝的连续测定

提出EDTA滴定连续测定碱法炼锌碱性浸出液中的锌、铅和铝的新方法.首先用EDTA滴定出碱浸液中的锌铅总量,然后以K2SO4为沉淀剂沉淀铅,并用缓冲溶液溶解沉淀后滴定铅含量,通过差值计算得到浸出液中锌含量,最后根据锌铅总量采用EDTA-氟化物法测定碱浸液中的铝含量.该方法操作简捷、准确度和精密度都较好,锌、铅的RSD≤0.5%(n＝5),铝的RSD≤2%,回收率在98%～104%范围内,完全能满足生产控制和试验的分析要求.     

锌中浸渣-硫化锌精矿协同浸出锌、铟的研究

本文在硫酸体系下对锌中浸渣-硫化锌锌精矿协同浸出工艺与锌中浸渣直接热酸浸出工艺进行了对比。实验结果表面：添加锌精矿进行协同浸出能够有效提高锌中浸渣中有价金属锌、铟和铁的浸出率。在实验的基础上,对锌中浸渣-锌精矿协同浸出机理进行了探讨,为协同浸出提供了理论依据。