从高铟锌精矿中综合回收锌和铟

某锌精矿中铟含量很高,采用黄钾铁矾法处理该高铟锌精矿,在得到较高锌回收率的同时,大部分的铟进入矾渣,少部分进入高浸渣,从矾渣和高浸渣中可回收得到电铟。锌的浸出率高达98.45%;而95.08%的铟进入铁矾渣可有效回收。生产实践表明采用该工艺,铟的总回收率可达72%,锌的总回收率可达92%。可见,黄钾铁矾法工艺处理高铟锌精矿可以达到综合回收锌和铟的目的。     

黄钾铁矾法处理含铟高铁锌精矿

黄钾铁矾法处理高铁高铟锌精矿时,锌的总回收率较高;锌冶炼过程中原料中大部分的铟进入矾渣,少部分进入高浸渣,矾渣和高浸渣经高温焙烧、浸出、萃取、电解和铸锭后即可得到电铟。较好的浸出条件为:中浸始酸40 g/L、低浸始酸30 g/L、高浸终酸60 g/L。已有的生产实践表明采用该工艺铟总回收率可达72%左右,锌的总回收率可达92%。     

杂质在黄钾铁矾法炼锌过程中的行为

本文论述了锌焙砂中的各种杂质在沉矾过程中的行为。提出了砷、锑、铜、镉、铅、锡、银在黄钾铁矾法炼锌过程中的分布规律:热酸浸出液中的砷和锑在沉矾过程中基本除去,铜和镉进入净化渣、铅、锡和银富集于高酸浸出渣。生产数据表明,所得电解锌一级品率在95%以上。     

高锑锌焙烧料的处理

以含锑高的锌焙烧料为原料,采用黄钾铁矾法炼锌工艺,降低锑在中性浸出中的浸出率,使中性浸出液 Sb< 5 mg/L。经二段锌粉净化,溶液中 Sb< 0.1 mg/L符合电积要求。酸浸进入溶液中的 Sb,在沉矾过程中进入矾渣。扩大试验验证,控制锑在中性浸出过程中的浸出率,黄钾铁矾法可以处理含锑高的锌焙烧料。     

湿法炼锌铁矾渣处理改造实践

大部分锌湿法生产过程采用黄钾铁矾法炼锌,生产流程长,锌金属损失较大,锌损失主要是浸出工序产生的铅银渣与铁矾渣带走的损失,约占总损失的60%以上。所以降低渣含锌,是提高锌总回收率的主要途径。本文阐述了一种沉矾矿浆不经液固分离直接进入中性浸出工序,铁矾渣经I段、Ⅱ段酸浸,最终达到降低铁矾渣含锌,减少锌金属损失的目的。     

铁矾法从富铟高铁硫化锌精矿加压浸出液中沉铟研究

研究利用黄钾铁矾法从富铟高铁加压浸出液中沉铟的影响因素,并与黄铵铁矾法沉铟做比较。结果表明,在相同条件下,黄钾铁矾法具有更大的沉铟能力,且所需要的时间为3 h,远少于黄铵铁矾法沉铟所需要的时间。黄钾铁矾法沉铟最佳工艺条件:pH=1.73~1.75,温度96~98℃,铁铟摩尔比大于200,反应时间3 h,添加晶种,晶种添加量为理论生成铁矾量的1.5倍时,黄钾铁矾法沉铟率高达97%以上,铁的沉淀率也达到98%左右,为后续电积Zn提供了合格的浸出液。     

湿法炼锌浸出沉矾沉铁工艺探讨北大核心

比较了常规黄钾铁矾法与低污染黄钾铁矾法沉铁的优缺点,针对常规黄钾铁矾法铁矾渣含锌高以及低污染黄钾铁矾法无法处理高铁原料的问题,提出常规黄钾铁矾法与低污染黄钾铁矾法联合沉铁新工艺。     

黄铵铁矾渣的焙烧酸浸行为研究

对黄铵铁矾渣的组成结构及其焙烧酸浸行为进行研究,以达到使渣中的铟、锌和铁得到高效分离和利用的目的。由MLA分析推测黄铵铁矾渣的结构式为NH_4Fe_3(SO_4)_2(OH)_6,渣中的铁主要包含在黄铵铁矾结构中,锌主要包含在水锌矾Zn[SO_4]·H_2O结构中。在680~720℃焙烧1.5h后酸浸,铟的浸出率大于82%,锌的浸出率大于95%,铁的浸出率小于10%,实现了黄铵铁矾渣中的锌、铟和铁的有效分离。     

湿法炼锌浸出沉矾沉铁工艺探讨

比较了常规黄钾铁矾法与低污染黄钾铁矾法沉铁的优缺点,针对常规黄钾铁矾法铁矾渣含锌高以及低污染黄钾铁矾法无法处理高铁原料的问题,提出常规黄钾铁矾法与低污染黄钾铁矾法联合沉铁新工艺。     

黄钠铁矾渣处理方法探讨

根据黄钠铁矾渣含有一定的有价金属镍、钴、铜及大量几乎无用的铁、硫、钠元素及少量的砷、铅、锑等杂质元素的特点,进行了洗涤试验和改造方案比较,结果显示,黄钠铁矾的渣洗涤是实现最佳经济合理回收有价金属目的的方法。     

铅烟化炉次氧化锌搭配锌系统生产电锌的工艺研究

将铅烟化炉次氧化锌配入常规的锌系统生产电锌,铅、锌两系统次氧化锌搭配比接近1∶1,锌总回收率91.77％,阴极锌100％达0#品级,平均品位99.9984％.该方法铅、铟等富集于渣中利于综合回收,并且取消了加铁和锰,完全利用锌焙砂自身的铁鼓风氧化除砷锑.     

氨法制备低铁锌工艺研究

采用NH3-NH4Cl-H2O体系浸出锌焙砂,经过锌粉两段净化,再电积出低铁金属锌。浸出时Fe、Ge、Si、As、Sb、Pb均进入浸出渣,而Zn、Cu、Cd等进入浸出液中。锌的平均浸出率90.8%,总回收率89.5%。得到的电锌产品中杂质元素Cu、Cd、Sb、As、Ni、Co、Pb和Fe含量≤0.0002%。     

Producing Metallic Antimony with Low Arsenic Content from Antimony Concentrate

The basis of the concentrate is sodium hexahydroxoantimonate or mineral mopungite. Upon reduction of the concentrate with coke, ground antimony containing 0.34% arsenic was obtained. To reduce the arsenic content in the rough metal to 0.1% and exclude the stages of antimony refining from arsenic, reductive melting is proposed in the presence of lead compounds. Because of the smelting reduction of the antimonate concentrate in the presence of sodium plumbite or lead oxide, a rough antimony with an arsenic content of 0.07–0.1% was obtained. The process of reductive smelting of the antimonate concentrate on black antimony was carried out in an oven with silicate heaters in alundum crucibles with batches of charge of 100–150 grams. The content of impurities and the base metal in antimony was determined by chemical and atomic absorption methods. The form of arsenic in the concentrate was determined by X-ray phase analysis. The analysis was carried out on an automated diffractometer DRON-3 with CuK_α radiation, ß-filter. The concentration of arsenic in the slag phase in the form of lead diarsenate Pb₂As₂O₇ is shown. Thermal gravimetric analysis of the smelting reduction process of the antimonate concentrate was studied on the Q-1000/D derivatograph of the F. Paulik, J. Paulik and L. Erdey systems of the “MOM” company. Thermogravimetric researches of process of recovery melting of the furnace charge consisting of an antimony concentrate, lead oxide and coke as a result of which it is established that process of formation of metal antimony proceeds in the range of temperatures 445–950°C are conducted.     

次氧化锌渣浸出液中铟与砷、锑、锡的分离

用硫化沉淀法有效地从次氧化锌渣酸浸液中实现了铟与砷、锑、锡的分离。研究了初始酸度、硫化物的选择及用量,反应时间等因素对分离过程的影响。试验表明:室温条件下,起始酸度为2.0 mol/L的酸浸液,按理论值1.3倍摩尔比加入ZnS,搅拌10 min,锑、砷、锡沉淀率分别达100%、98%、93%,铟的损失率小于2%。     

锌焙砂热酸浸出液还原-中和沉铟的工艺试验研究

针对高铁高铟锌焙砂的热酸浸出液,进行了还原-中和沉铟工艺条件试验研究,确定了最佳工艺条件,其中还原过程:硫化锌精矿过量系数1.3,酸度60 g/L,反应温度90℃,反应时间4 h,还原后液Fe3+浓度小于1.0 g/L;中和沉铟过程:反应pH4.0,反应温度60℃,反应时间30 min,采用该条件,在浸出液中铟含量0.15 mg/L情况下,铁还原率93.81%,中和沉铟率99.80%,渣含铟0.36%。采用还原-中和沉铟工艺,既可有效回收铟,又利于下一步针铁矿沉铁。     

酸浸出-沉矾湿法炼锌工业优化实践

分析内蒙古赤峰某锌冶炼厂酸浸出-沉矾工艺中沉矾渣、高酸渣渣锌偏高以及沉矾后液铁含量偏高的问题。通过采用相应的技改优化措施,不仅降低了沉矾渣与高酸渣的锌含量,同时通过调整辅料加入方式,使沉矾分梯度进行,也降低了除铁后液铁浓度,减少了辅料用量,优化措施实施后产生了可观的经济效益。     

复杂金精矿“三连炉”火法捕金工艺实践

采用富氧底吹“三连炉”造锍捕金工艺处理高砷锑复杂难处理金精矿，实现多金属高效回收。针对复杂金精矿火法处理工艺中金属收得率和工艺调控需求，结合生产实践总结了多种杂质元素分配行为与规律，优化了配矿中不同杂质元素含量，并对不同复杂金精矿在熔炼过程中的铜锍品位进行有针对性的调控，即高砷物料铜锍品位控制在65%，高铅物料铜锍品位控制在72%。可实现复杂难处理金精矿三连炉熔炼中铅、锌、砷、锑、铋、镍整体脱除率达98%以上，为黄金行业绿色冶炼及可持续发展提供参考。     

硫酸锌溶液锑净液技术工业试验

为了消除砷净液技术的安全隐患,决定用锑净液取代砷净液。考虑到锑净液是成熟技术,直接进行了硫酸锌溶液锑净液技术工业试验研究。试验结果表明,使用锑净液技术,溶液中杂质含量符合净化标准,满足锌电解过程的需要。