某含锌烟尘中性-酸性两段浸出试验

为回收某废镀锌板炼钢烟尘中以氧化锌为主的锌,对其进行了中性-酸性两段浸出试验。首先通过条件试验确定了中性浸出时的适宜工艺参数为始酸浓度0 g/L、液固比9 mL/g、搅拌强度200 r/min、浸出温度25 ℃、浸出时间80 min,酸性浸出时的适宜工艺参数为始酸浓度20 g/L、液固比9 mL/g、搅拌强度500 r/min、浸出温度25 ℃、浸出时间80 min,然后按所确定的工艺参数进行中性浸出液为产出液、酸性浸出液返回中性浸出作业的闭路流程试验,试验稳定后锌的浸出率达到90.36%,浸出液中锌的含量为10.14 g/L,铁含量仅为0.56 g/L。     

含富铟铁酸锌锌浸渣中铟的微波强化酸浸

常规酸浸很难高效浸出富铟铁酸锌中的铟,为了探索提高铟浸出率的低耗、高效工艺,以广西柳州锌品厂含富铟铁酸锌的锌浸渣为对象,进行了微波助浸工艺及工艺参数研究。结果表明:微波直接酸浸工艺具有简单、高效的特点,其铟浸出率明显高于常规酸浸和微波预处理+常规酸浸工艺,与微波预处理+微波酸浸工艺的铟浸出率十分接近;搅拌速度、硫酸初始浓度、液固比、浸出温度、浸出时间对铟浸出率均有显著影响;在搅拌速度为550 r/min、硫酸初始浓度为1.5 mol/L、液固比为10 mL/g、浸出温度为75℃、浸出时间为90 min情况下,对锌浸渣进行微波直接酸浸铟,铟浸出率可达77.0%,较常规酸浸铟浸出率高19.9个百分点。     

废镀锌板炼钢粉尘加压硫酸浸出试验研究

对废镀锌板炼钢粉尘加压硫酸浸出工艺进行了研究, 并与常压酸浸进行了对比。探讨了初始硫酸浓度、浸出时间、液固比、浸出温度对浸出率的影响。结果表明, 采用加压浸出技术可使常温弱酸下不溶的铁酸锌和难处理的硅酸锌高效浸出。在釜内压力0.6 MPa、浸出温度140 ℃、液固比6∶1、搅拌速度500 r/min、硫酸浓度120 g/L、浸出时间1.5 h条件下, 浸出矿浆无胶体形成、过滤性能良好, 锌、铁浸出率分别为98.35%和3.51%, 铅几乎全部进入渣相, 浸出液中硅含量仅为0.06 g/L, 实现了粉尘中锌与杂质的有效分离。     

印尼某红土镍矿常压浸出实验研究

以印尼某地红土镍矿为原料,考察了浸出时间、浸出温度、硫酸浓度、液固比等因素对硫酸常压浸出镍、铁的影响。结果表明,硫酸浸出红土镍矿的适宜工艺参数为: 初始硫酸浓度300 g/L、液固比6∶1、搅拌速度300 r/min、浸出温度85 ℃、浸出时间240 min,此优化条件下红土镍矿中Ni浸出率97%,Fe浸出率83%。对浸出渣进行XRD、SEM分析表明,红土镍矿晶型较稳定,浸出后形貌无较大变化; 浸出渣主要成分为铁氧化物、硅氧化物和铁酸镍、铁酸镁。     

难处理复杂氧化锌烟尘碱洗渣浸出试验研究

对铅冶炼难处理复杂氧化锌烟尘碱洗渣进行了"中性浸出—酸浸"工艺试验研究。结果表明,碱洗渣中性浸出时,锌、镉的浸出率先随浸出温度、液固比、搅拌速度和时间的增加而提高,后增速变缓;中浸渣酸浸时,液固比对锌、铟的浸出率无明显影响。锌、铟的浸出率随初始酸度、浸出温度和时间的增加先增加后变缓。中性浸出最佳条件为:温度338K、液固比5∶1、搅拌速度400r/min、浸出时间1h,此条件下,锌、镉的浸出率分别为80.3%和76.3%。中浸渣酸浸最佳条件为:初始酸度100g/L、浸出时间2h、浸出温度363K、液固比5∶1,在该条件下,锌、铟的浸出率分别为97.1%和85.5%。     

两段酸浸法浸出铜烟尘中的铜锌铟

以某铜烟尘为处理对象,采用常压酸浸回收铜锌、氧压酸浸回收铟的两段酸浸法浸出其中的铜、锌、铟。常压酸浸法浸出铜烟尘中锌和铜的最佳条件为:浸出温度95 ℃,硫酸浓度180 g/L,搅拌速率350 r/min,液固比4∶1,浸出时间120 min,此时铜、锌、铟浸出率分别为84.25%、95.35%和9.98%。采用氧压酸浸法浸出铜烟尘中的铟,最佳条件为:浸出温度220 ℃,搅拌速率650 r/min,釜内氧分压0.60 MPa,液固比4∶1,硫酸浓度180 g/L,浸出时间150 min,此时铜、锌、铟浸出率分别为93.12%、97.89%和99.50%。     

锌焙砂一段酸性浸出试验研究

对锌焙砂进行了一段酸性浸出试验研究,考察了搅拌速度、矿样粒度、浸出温度、初始酸度、液固比等因素对Zn和Fe浸出率的影响规律.试验结果表明:初始酸度和液固比是影响浸出的最重要因素,锌焙砂在55℃、初始酸度120 g/L、液同比6:1和搅拌速度为500 r/min的条件下浸出0.5 h,Zn的浸出率为81.33%、Fe的浸...     

刚果(金)复杂铜钴合金两段浸出工艺研究

采用一段直接酸浸出-二段氧化酸浸工艺从复杂铜钴合金中浸出钴、铜、铁,考察了浸出工艺条件对铜、钴、铁浸出率的影响。结果表明,一段最佳浸出工艺条件为:液固比10∶1,温度85 ℃,硫酸初始浓度1.8 mol/L,搅拌转速 300 r/min,浸出时间2 h;二段最佳浸出工艺条件为:液固比10∶1,温度90 ℃,硫酸初始浓度4.0 mol/L,搅拌转速350 r/min,氯酸钠用量20%,浸出时间6 h。在此条件下,钴、铜、铁的总浸出率达96.99%、99.56%和98.16%。     

以硫化钙为还原剂焙烧还原提取锰除尘灰中的锰

研究了以硫化钙为还原剂焙烧还原提取锰除尘灰中的锰, 考察了焙烧时间、焙烧温度、物料配比、搅拌速率、浸出温度、液固比、浸出时间和H₂SO₄浓度对锰除尘灰中锰及铁浸出率的影响。结果显示, 焙烧还原工艺最佳条件为：锰除尘灰与还原剂硫化钙质量比4.12∶1、焙烧还原温度600 ℃、焙烧还原时间1.0 h, 酸浸工艺最佳条件为：搅拌速率300 r/min、H₂SO₄浓度3 mol/L、液固比8∶1、浸出温度80 ℃、浸出时间25 min, 最佳工艺条件下锰、铁浸出率分别为98.18%和76.83%。     

高铁锌焙砂浸出试验研究

高铁锌焙砂浸Zn时也会引起杂质Fe的溶出,影响后续生产,增加经济成本。针对这一问题,以某企业的锌焙砂为研究对象,通过对搅拌速度、浸出时间、初始酸度、浸出温度等进行研究,分析影响Zn和Fe浸出率的因素,优化浸出工艺,从而提高Zn的浸出率,降低Fe的浸出率。结果表明,在浸出温度60℃、初始硫酸质量浓度120 g/L、液固体积质量比10:1、搅拌速度500 r/min、浸出时间60 min条件下,可以得到较高的Zn浸出率和较低的Fe浸出率,此时Zn的浸出率为88.5%,Fe的浸出率为10.3%。      

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,本文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,1000 ℃~1100 ℃催化效果最显著。得出最佳工艺条件：在温度为1100 ℃、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2~4 um,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.     

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.     

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%。     

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。     

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。