低品位氧化锌矿氨-碳酸氢铵浸出制备氧化锌工艺的研究

采用氨-碳酸氢铵溶液从低品位氧化锌矿中浸出制备氧化锌。研究结果表明,在氨水浓度7mol/L、碳酸氢铵浓度0.62mol/L、浸出温度50℃、氧化锌矿粉粒度为177μm、液固比5:1、浸出时间3h的条件下,锌一段浸出率为87.2%,经过二段浸出,锌总收率可提高至95.9%;浸出液采用足量锌粉还原除杂后,净化液中铜为0.51mg/L,铬为0.18mg/L,铅可降至0.10mg/L以下;净化液经过蒸氨和焙烧制得的氧化锌含量为99.53%(以氧化锌计)。该方法具有工艺简单、能耗低、浸出率较高、浸出过程对环境较友好等优点。     

NH_3-NH_4Cl-H_2O体系浸出低品位氧化锌矿制取电锌

对NH3-NH4Cl-H2O体系采用浸出法直接从低品位氧化锌矿提取锌,锌以锌氨配合物形式进入浸出液,浸出液中的As,Sb,Fe,SO42-和CO32-等杂质通过净化脱除.在最优浸出条件下,锌浸出率为88.9%;浸出液中As,Sb,Fe浓度可降至0.25 mg/L;CaCl2,BaCl2可将CO32-和SO42-几乎除尽,其他杂质元素含量也极低,浸出液经锌粉1次净化除杂后进行电积制取电锌.电锌中Zn的质量分数达99.999%,杂质含量极低,其中Fe的质量分数仅为0.00005%;电流效率高达96.35%,直流电耗为2502 kW·h.电解废液经补充氨后返回浸出.     

Cu(II)-Glu2——CO32——H2O体系热力学平衡分析

以L-谷氨酸一钠作为浸出剂浸出低品位氧化铜矿的常见铜形态?碱式碳酸铜,根据配位化学理论,研究了Cu(II)-Glu2--CO32--H2O体系中Cu(II)的配合平衡热力学,并绘制了L-谷氨酸一钠浓度0~3 mol/L和pH 5~14内的热力学平衡图,研究了L-谷氨酸一钠浓度、pH和游离CO32-浓度对L-谷氨酸一钠浸出碱式碳酸铜的影响,并对热力学计算结果进行了实验验证. 结果表明,铜离子浓度理论计算值与实验值相对误差的绝对平均值为5.32%,所选数据的准确性较好,同时也说明用谷氨酸一钠浸出低品位氧化铜矿是可行的.     

合同查汗淖低品位天然碱矿的开采加工

针对合同查汗淖天然碱矿储量大 ,品位低的情况 ,对堆浸工艺进行了适用性分析 ,进行了室内试验及室外模试 ,并运用了塑苫太阳能利用技术。结果表明 ,总浸出率可达 78%且节约能量 ,为一高效采矿方法。     

应用强化堆浸工艺降低渗滤浸出尾渣品位试验研究

某铀水冶厂渗滤浸出生产线存在出堆渣品位较高、浸出率较低的问题。应用改进的强化堆浸工艺技术对渗浸生产末期尾渣进行低酸度熟化浸出试验,试验结果显示在酸耗增加0.90%条件下,平均渣品位降低到0.012 4%,浸出率比现渗滤浸出工艺提高11%左右,试验取得预期的效果。     

机械活化对氧化锌矿碱法浸出及其物化性质的影响

研究了不同活化时间、活化方式对云南兰坪低品位氧化锌矿碱法浸出的影响. 结果表明,当浸出液NH4Cl浓度2.0 mol/L、NH3×H2O浓度1 mol/L、温度30℃、浸出液与浸出矿样液固比为10 L/g时,未活化矿样浸出90 min浸出率仅为60.08%,而活化90 min矿样浸出90 min的浸出率为69.36%,为可浸出含锌物相的103.97%;先磨后浸的强化效果优于边磨边浸. 不同活化时间、活化方式不仅造成矿物的形貌、粒度分布不同,而且使矿样在球磨过程中的物相转化存在差异：活化与浸出步骤分离时,球磨过程发生了机械化学反应,矿样中ZnS被氧化成利于浸出的物相,从而比两步骤合并的浸出效果好.     

低品位钼镍焙烧矿常压同时浸出钼镍的工艺研究

以低品位的钼镍矿石为原料与CaO混合高温焙烧,所得焙烧矿采用常压氨-碳铵浸出,对同时浸出镍和钼的工艺条件进行了研究。探讨了温度、液固比、浸出时间、碳酸铵的用量等因素对钼和镍浸出率的影响。结果表明,在浸出温度45℃,液固比4∶1(mL/g),浸出时间24h,碳酸铵用量w((NH4)2CO3)∶w(焙烧矿)=0.3的最佳浸出条件下,钼和镍的浸出率分别为94.0%和90.1%。     

腾冲高泥氧化锌矿选矿实验研究

针对腾冲某氧化锌矿嵌布粒度细、含泥量高的技术难题进行了选矿实验研究. 结果表明,该矿中锌品位为6.65%、铁品位为12.31%,锌氧化率达92.83%,锌主要以异极矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在. 经多个实验流程对比分析,采用预先洗矿(洗去小于37 mm粒级的颗粒)、沉砂磨矿后先磁选后浮选的流程,确定最佳磨矿细度为小于75 mm的颗粒达91.74%,弱磁选电流为4 A,粗选药剂用量为碳酸钠2 kg/t、六偏磷酸钠2 kg/t、硫化钠13 kg/t、KPR 2 kg/t. 采用闭路选矿流程,得到锌品位为27.89%、回收率75.26%的氧化锌精矿和铁品位为61.25%、回收率51.65%的铁精矿. 通过Zeta电位分析捕收剂KPR与异极矿的作用机理.     

生物浸出低品位镍铜硫化矿中的镍、铜、钴

报道了硫杆菌在3种不同方式下浸出低品位镍铜硫化矿的实验结果. 采用通气气搅浸出,在15%矿浆浓度下,浸出20 d后,镍、铜、钴浸出率可分别达到95.4%, 48.6%和82.6%;采用通气搅拌浸出,在25%的矿浆浓度下,浸出14 d后,镍、铜、钴浸出率分别为80.2%, 45.2%和78.4%. 采用柱式渗滤浸出,在液固比为40:1情况下,浸出49 d后,镍、铜、钴浸出率分别为48.5%, 37.5%和33.6%.     

极度嗜热菌Acidianus brierleyi浸出镍铜硫化矿精矿

考察了极度嗜热菌Acidianus brierleyi在摇瓶中浸出金川镍铜硫化矿的工艺条件及添加物对浸出过程的影响. 结果表明, 初始pH 1.2~1.6、细菌接种量10%~20%、低矿浆浓度、细矿石粒度(–48 μm)有利于浸出过程的进行；在68℃、初始pH 1.6、接种量10%、矿浆浓度5%条件下，4.5 d后镍和铜可分别浸出99.78%和86.30%；添加酵母(0.005%~0.02%)及硫酸铁(1~5 g/L)可强化镍和铜的浸出.     

钒铅锌矿硫酸浸出提取钒锌

钒铅锌矿含有多种有价金属,V品位高,具有较高的经济价值。本工作采用硫酸浸出法从该矿中提取钒锌,对浸出过程热力学进行分析,通过条件实验研究硫酸浓度、液固比、浸出时间、搅拌速率、浸出温度等条件对钒、铅、锌等主要有价金属浸出率的影响。结果表明,在较高pH值及较高温度下,浸出液中V会出现水解,含V的水解产物留在浸出渣中影响V浸出率。得到最优浸出条件为：硫酸浓度200 g/L,液固比3:1,浸出时间30 min,搅拌速率200 r/min,浸出温度为30℃。最优条件下V浸出率可达97.90%,Zn浸出率为97.11%,Fe浸出率<1%,Pb浸出率<0.01%。动力学分析结果表明,浸出过程的反应速率受扩散过程控制。酸浸过程使V和Zn进入浸出液,Pb和Fe留在浸出渣中,所得浸出液可使用离子交换或萃取法分离V和Zn。浸出渣中含钒0.41wt%、锌0.61wt%、铁15.50wt%、铅47.70wt%,主要成分为PbSO₄和FeO(OH),可返回火法炼铅系统。     

红土镍矿硝酸加压浸出工艺

采用硝酸介质加压浸出处理红土镍矿,考察了初始硝酸浓度、浸出温度、保温时间和液固比对有价组分浸出率的影响,确定了该工艺的可行性。得到优化工艺条件为初始硝酸浓度330 kg/t,浸出温度190℃,保温时间60 min,液固比1.5:1~1.7:1 mL/g。最优工艺条件下,镍、钴的浸出率均大于85%,镁浸出率为80%,铝的浸出率大于60%,铁的浸出率低于1%,产出了含铁55%的富铁渣。对浸出液采用氧化镁梯级沉淀的方法,控制温度85℃、pH?3.0,可除掉95%的铁;控制pH=4.0~4.3,可除掉99%以上的铝,原矿中约90%以上的钪随铝进入渣相,得到含钪近1000 g/t的铝钪富集物;调节pH=7.5~8.0,溶液中的镍钴沉淀完全,得到含镍24.8%和含钴2.3%的氢氧化镍钴渣,实现了镍、钴与铁、铝高效分离和富集。梯级沉淀后的硝酸镁溶液蒸发结晶,在500℃下煅烧,得到轻质氧化镁;回收热分解产生的氮氧化物气体再生硝酸,常压下再生率达92%以上,实现了红土镍矿中有价组分的高效分离和浸出介质的循环利用。     

表面活性剂对HCl-FeCl3溶液中锌精矿在浆萃取浸出率的影响

The effects of surfactant on the solvent extraction in leaching sphalerite were investigated. It is found that sodium dodecyl sulfonate is the effective surfactant in improving the zinc recovery from sphalerite in the aqueous FeCl3-HCl-tetrachloroethylene system. Through the measurements of surface tension and viscosity of the sphalerite slurry modified with different surfactants, it is concluded that sodium dodecyl sulfonate in the concentration range of 0.05 to 0.2g L-1 can improve the viscosity of sphalerite slurry in the water, decrease the surface tension of leaching solution, prevent the aggregation of ore particles, and give very high zinc extraction .     

表面活性剂对HCl-FeCl3溶液中锌精矿在浆萃取浸出率的影响

The effects of surfactant on the solvent extraction in leaching sphalerite were investigated. It is found that sodium dodecyl sulfonate is the effective surfactant in improving the zinc recovery from sphalerite in the aqueous FeCla-HCl-tetrachloroethylene system. Through the measurements of surface tension and viscosity of the sphalerite slurry modified with different surfactants, it is concluded that sodium dodecyl sulfonate in the concentration range of 0.05 to 0.2g@L-1 can improve the viscosity of sphalerite slurry in the water, decrease the surface tension of leaching solution, prevent the aggregation of ore particles, and give very high zinc extraction .     

影响锌浸出矿浆过滤的因素及改善其过滤的方法

讨论了矿浆浓度、矿石粒度、金属离子浓度及胶体物对锌浸出矿浆过滤性能的影响及通过控制温度、酸度和加入添加剂改善其过滤的方法。     

次氧化锌浸取净化新工艺

研究了以炼铅厂含锌烟灰为原料,经盐酸浸取、高锰酸钾氧化、锌粉置换制备氯化锌溶液的工艺。以锌的浸出率最高,杂质铅的浸出率最低,铁、锰、铅、镉、铜脱除最彻底为目标,实验得出最佳的酸浸和净化条件：40 g次氧化锌、71 mL浓盐酸、130 mL水在30 ℃下浸取50 min后,过滤,洗涤滤渣,滤液定容为250 mL,取200 mL滤液,滤液中加高锰酸钾0.013 6 g,10 ℃下氧化2 h后过滤,取200 mL二次滤液向其中加锌粉0.12 g,40 ℃下反应50 min后过滤,得浓度为1.63 mol/L的氯化锌溶液。在上述工艺条件下,锌的浸出率为94.2%,氯化锌溶液中杂质离子含量满足HG/T 2323-2012《工业氯化锌》中优等品的要求,可用来生产符合GB/T 19589-2004《纳米氧化锌》规定的Ⅰ类纳米氧化锌。     

KINETICS OF ALKALINE LEACHING OF ROASTED ZINC CONCENTRATE

In the leaching kinetics of roasted zinc concentrate in NaOH solution, during the early stage of the leaching process, the rate-determining step is diffusion through the zinc ferrite, while in the later stage, it is surface reaction on the zinc oxide. In the shrinking core model, diffusion through a solid layer can be the rate-determining step even in the early stage of the leaching process, not only in later stage. The solid layer changed from zinc ferrite to the porous iron oxide as leaching proceeded, and this substance then thickened progressively due to the selective dissolution of zinc ferrite.     

氨法浸出锌冶金渣尘提锌工艺及动力学研究

锌冶金渣尘作为一种重要的锌二次资源,来源广、储量大、具有较高的综合回收利用价值。以NH₃-CH₃COONH₄-H₂O为浸出体系,考察粒度、反应时间、搅拌速度、液固比、总氨浓度、NH₃与NH₄⁺物质的量比和温度对锌浸出率的影响,结果表明：控制浸出温度为25 ℃、总氨浓度为5 mol/L、液固体积质量比为5 mL/g、n（NH₃）/n（NH₄⁺）=1:1、搅拌速度为300 r/min、浸出时间为60 min,在此条件下锌的浸出率可达84%。含锌冶金渣尘浸出动力学分析显示,浸出反应表观活化能为22.66 kJ/mol,锌浸出过程的浸出速率受固体膜层扩散及界面化学反应共同控制,并获得了浸出锌的动力学速率方程。     

碱焙烧法由氧化锌矿提取ZnO

采用氢氧化钠焙烧法处理氧化锌矿,可使矿物中的ZnO、SiO2和PbO发生反应溶于水得到混合溶液。本文采用正交实验优化了碱焙烧氧化锌矿提取氧化锌的的工艺条件,得到优化的工艺条件为矿碱质量比1:6、焙烧温度400℃、保温时间4h,在优化工艺条件下ZnO的提取率达到82.4%。提锌渣主要成分为超石英和Na2ZnSiO4等,Na2ZnSiO4的存在影响了ZnO的提取率进一步提高。提锌渣形貌不规则,颗粒大小不均。