黄铁矾法除铁动力学研究及应用(Ⅱ)——黄铁矾法除铁动力学

本文研究了黄铁矾法除铁速度的影响因素。利用计算机进行除铁动力学数据的多元优化处理,得到了黄铁矾沉淀除铁速度的近似数学模型,并对钾铁矾、钠铁矾、铵铁矾的沉淀除铁效果进行了比较。     

黄铁矾法除铁动力学研究及应用(Ⅰ)——草黄铁矾沉淀的研究

本文对硫酸铁溶液中除铁作了热力学分析和计算,利用化学成分分析、X-衍射、电镜检查等手段,考察了草黄铁矾的单独沉淀及与钾铁矾、钠铁矾、铵铁矾的共沉淀,确定了影响草铁矾与碱矾共沉淀的主要因素和一定条件下草矾与碱矾共沉的比例。     

黄钾铵铁矾的热分解过程及其产物

考察黄钾铵铁矾对硫酸盐体系中锌、铟的吸附性能.在铁、锌、铟共存的硫酸盐体系中采用黄钾铵铁矾法除铁,得到了含锌、铟的黄钾铵铁矾,通过TG/DTA和XRD对黄钾铵铁矾及其热分解产物进行表征.结果表明,黄钾铵铁矾对锌铟有一定吸附作用,当98.5%的铁形成黄钾铵铁矾沉淀时,锌铟的共沉淀率分别为0.53%和98.9%.黄钾铵铁矾在217～900℃间有二个明显的分解发生,不同温度下所得产物具有不同的晶型及组成.第一步和第二步的热分解活化能、频率因子(1nA)和热分解机理函数[g(α)]分别为175.0kJ/mol,26.0,α2和224.0kJ/mol,23.3和[1-(1-α)1/3]2.     

高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液综合回收研究

针对高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液特点,提出“Lix984萃取提铜-MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁-MgO中和沉镍”综合回收工艺。结果表明,采用Lix984可选择性萃取99.79%的铜,其他金属离子基本不萃取,经模拟工业贫铜电解液反萃,铜反萃率达98.13%,得到富铜电解液,可电积制备金属铜; 萃铜余液通过MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁,铁沉淀率达99.20%,镍损失率仅0.60%; 沉铁后液通过MgO中和沉淀回收镍,镍沉淀率为99.91%,并得到镍含量24.13%的氢氧化镍粗产品; 沉镍后的高浓度硫酸镁沉淀后液,可用于回收镁。     

低污染钾铁矾法除铁

低污染铁矾法是常规铁矶法的发展。本文在钾铁矾法除铁动力学研究基础上,探讨了低污染钾铁矾法除铁。     

有菌与无菌条件下铁矾形成动力学的对比

针对紫金山次生硫化铜矿石生物堆浸过程中,由于铁离子浓度过高引起沉淀,严重影响后续铜离子分离效率的情况,系统研究有菌与无菌条件下铁矾形成过程的动力学,考察铁矾形成过程中,铁矾生成量、pH值、电位等的变化情况,总结了有菌和无菌条件下铁沉淀物的形成规律.结果表明,细菌的参与,明显促进了铁矾的形成,有菌条件下产物为黄铵铁矾,而无菌条件下主要生成Fe(OH)3胶体.有菌条件下,pH值是影响铁矾形成的重要因素之一.     

细菌对铁矾类沉淀物形成的影响研究

铁矾类沉淀物的形成对细菌浸矿以及后续的浸出液净化除铁效率都有很大的影响.考察了细菌作用下,不同初始pH值、亚铁的初始量等因素对铁矾类沉淀物形成速率及产物组成的影响,并与无菌条件铁矾类沉淀进行对比,总结了细菌作用下,铁矾类沉淀物的形成动力学规律及产物组成差异.结果表明,细菌作用下,铁矾类沉淀物形成速率明显加快,并且产物组成与无菌时有很大差异.     

红土镍矿黄铵铁矾法除铁及杂质铁的高值化利用

以红土镍矿为原料,采用硫酸铵焙烧—水浸—黄铵铁矾法除铁,然后再以黄铵铁矾水解所得Fe2O3为原料,加入一定比例的Li2CO3、NH4H2PO4和蔗糖进行还原焙烧制备锂离子电池正极材料LiFePO4/C。采用X射线衍射(XRD)、扫描电子显微镜(SEM)和化学分析等手段对实验样品进行了分析和表征。研究了工艺参数对除铁率和黄铵铁钒形貌以及黄铵铁钒形貌对磷酸铁锂电化学性能的影响。结果表明,最佳造矾条件为:反应时间4h、反应温度95℃、终点pH值2.5、搅拌速度400r/min,在此条件下浸出液除铁率超过98.35%;煅烧温度750℃、煅烧时间10h时制备的片状磷酸铁锂具有较好的电化学性能,在0.1C倍率下的首次放电比容量为164.12mA·h/g,0.1C、0.5C、1C、2C、5C倍率下循环10周的容量保持率较高。研究结果可为红土镍矿资源的高效、综合利用提供新技术及理论支持。     

热酸浸出—铁矾法处理高铟高铁锌精矿的研究

本研究提供了一个有效回收锌、铟的联合湿法流程,对流程中浸出、澄清、黄钠铁钒除铁、铁矾的热学性质、铁矾的焙烧及浸出、钢铁的革取工艺及设备、渣处理等进行了详细的研究。     

一种新的铀回收工艺:铁矾-过氧化氢两步沉淀法

铀矿石堆浸浸出液用沉淀法回收铀时，对最终沉淀黄饼产品质量影响最大的杂质元素是Fe和Al等。首先，浸出液在pH=1．8左右以铁矾沉淀法除铁，产生的铁矾沉淀物为结晶体，易于过滤和洗涤，铀的夹带损失小。除铁后的浸出液在pH为2．8～3．5范围内用过氧化氢选择性地沉淀铀，此时铝不沉淀，从而使铀与包括铝在内的其它杂质离子有效地分离。所得到的黄饼为结晶的水合过氧化铀，过滤性能好，铀含量高，杂质含量低，产品质量能稍足新的黄饼一级品标准。新工艺经工业生产验证，具有投资省，操作简单，总回收率高，处理量大，试剂消耗低，生产成本低等优点。     

提高黄钾铁矾法炼锌中银回收率的探讨

本文分析了银在焙烧、浸出和沉矾过程中的行为。铁矶渣中95%的银来自沉矾中和剂焙烧料。采用低污染黄钾铁矾法是提高银回收率的有效途径。     

用锌焙砂中浸渣制备铁精矿

为综合利用湿法炼锌渣中的铁，进行了用锌焙砂中浸渣制备铁精矿的试验研究。试验在传统湿法炼锌工艺的基础上，将高酸浸出过程改为高温高酸还原浸出过程，使铁以亚铁形式进入溶液，最后用双氧水和碱式碳酸锌沉铁。试验结果表明，采用新工艺可从锌焙砂中浸渣制得含铁大于51%的铁精矿，使最终渣量大大减少，并且对锌和铟的回收率没有影响。     

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。     

选择性还原法分离高炉粉尘中锌和铁的研究

采用兰炭作还原剂,对高炉粉尘进行还原焙烧,再对焙砂进行磁选,然后浸出磁选尾矿中的锌,实现锌、铁分离。在热力学计算的基础上,研究了焙烧条件对锌、铁浸出率的影响,结果表明:加碳焙烧可使高炉粉尘中的铁酸锌选择性还原为磁性氧化铁和氧化锌,较优的焙烧工艺参数为:焙烧温度800 ℃,焙烧时间2 h,配炭量50%。磁选可分离出焙砂中的磁性氧化铁。采用1 mol/L的硫酸在室温下浸出磁选尾矿1 h,锌、铁浸出率分别为75.39%和27.46%。     

锌焙砂中浸渣氧压酸浸新工艺探讨

锌焙砂一般采用中性—低酸—高酸三段浸出工序,该工艺在酸浸出中浸渣的过程中,铁也大量浸出进入到溶液中,增加了后续除铁的难度.本文探讨了氧压酸浸与传统湿法炼锌相结合的工艺的可行性,提出了锌焙砂中浸渣一段氧压浸出和两段氧压浸出新工艺.     

锌冶金副产铁酸锌提纯试验研究

基于锌冶金中锌铁金属资源高效绿色利用和全利用周期角度,在尽可能不破坏铁酸锌晶体结构条件下,探究将锌冶金副反应产物铁酸锌作为产品独立分离出来的可能性。以广西某地冶炼厂锌焙砂为原料,在合适的硫酸浸出工艺条件下,制备出铁酸锌含量较高的浸出渣,再对其进行浮选分离提纯。结果表明,采用碳酸钠调节p H值并对矿浆进行分散,硫化钠抑制含铅矿物,并辅助丁基黄药、油酸钠捕收铁酸锌,获得的精矿产品中铁酸锌含量达到92%,实现了铁酸锌的有效提纯。     

闪锌矿常压酸浸制取硫酸锌除铁工艺研究

研究了闪锌矿常压酸浸制取硫酸锌的除铁工艺,实验结果表明,闪锌矿酸浸液经过滤,调节溶液pH值为1．5－2．0,控制温度在90℃以上,加入NH4^ 以及少量活性炭,同时通氧气,反应4h,通过生成黄钾铁矾可以初步除去溶液中的铁;过滤分离黄钾铁矾,控制溶液温度为80－85℃,pH值为4,再加双氧水溶液深度氧化除铁,氧化4h,除铁率大于99％,溶液中最终铁离子浓度低于0．01g/L。     

Zinc and silver recoveries from zinc–lead–iron complex sulphides by pressure oxidation

Acid pressure oxidation followed by cyanide leaching of the residue is a promising process for the treatment of complex sulphides and the recovery of precious metals along with the base metals will improve the economy of the process. However, silver is incorporated into the jarosite specie during the pressure oxidation and cyanide leaching of the residue yields very low silver extraction.In this work, iodide was added to the pressure oxidation of zinc–lead–iron complex sulphides to prevent the deportment of silver ions into the jarosite phase. At low temperature range (110–130 °C), the silver ions were completely sequenced into the silver iodide phase because of the fast precipitation kinetics of silver iodide and its stability at low temperatures. The leaching of the residue in cyanide solution yielded high silver extraction (above 90%).Silver extraction from the residue decreased when the pressure oxidation was conducted at high temperatures (140–150 °C). At this temperature range, the enhanced stability and the precipitation kinetics of the jarosite specie posed a challenge by competing (with iodide) for silver ions. This competition was minimised by using moderately high initial acid for the pressure oxidation.High zinc extraction was achieved during the pressure oxidation. Also, there were appreciable iron precipitation and acid neutralisation of the slurry. The resulting pregnant solution is suitable for zinc recovery by electrowinning and the residue can be leached for silver and gold extraction.     

铁酸锌还原焙烧试验研究

对锌焙砂进行还原焙烧,再对还原焙砂进行浸出。浸出温度70～80℃;pH值2～3;液固比6∶1;浸出时间2 h。对比试验得到最佳还原焙烧的温度900℃、焙烧时间60 min、粉煤配比1∶10。这时锌的浸出率达到90%左右,铁浸出率15%左右。再对浸出渣磁选,得到了铁精矿。