硫酸锌溶液锌粉逆流置换除镉及直接制备海绵镉

针对硫酸锌溶液采用锌粉置换净化除镉时造成大量锌粉浪费、除镉产物含镉低后续处理复杂等难题,提出碱度控制与三级逆流锌粉置换新方法,有效解决了产物层包裹和锌粉利用率低问题,降低锌粉耗量、缩短镉回收流程、直接制备海绵镉。考察了锌粉添加系数、锌粉粒度、时间、锌粉添加方式、铜镉比、BT值调控等参数对镉脱除率的影响,结果表明：单段除镉的优化条件为温度60℃、搅拌速度150 r/min、锌粉浆化预处理、锌粉添加系数1.2、反应135min,过三级逆流锌粉净化除镉,镉的浓度由2.29 g/L降低至0.48 mg/L,镉的脱除率大于99.9%,实现了硫酸锌溶液中镉的深度净化。净化过程直接产出镉含量为80.5%的海绵镉。研究结果对湿法炼锌净化过程降低锌粉消耗、缩短镉回收流程具有指导意义。     

提高铜镉渣提取海绵镉品位的生产试验研究

锌粉置换过程是处理铜镉渣提取海绵镉的重要环节,论文对铜镉渣提取海绵镉原理及生产工艺进行了简单介绍,对锌粉置换过程中置换温度、锌粉用量、置换时间、搅拌强度进行了实验探索,研究表明：置换温度50℃、锌粉用量为理论用量的1.2倍、拌强度为80r/min、置换时间20min,澄清时间40min的条件下,海绵镉的品位可达到78.7%。采用多点加入锌粉的方式,可以减少海绵镉夹杂现象,提高海绵镉的品位。     

从铜镉渣中提取海绵镉的试验研究

锌粉置换过程是处理铜镉渣提取海绵镉的重要环节。对铜镉渣提取海绵镉原理及生产工艺进行了简单介绍,对锌粉置换过程中置换温度、锌粉用量、置换时间、搅拌强度进行了试验探索。研究表明,置换温度50℃、锌粉用量为理论用量的1.2倍、搅拌速率为80 r/min、置换时间20 min、澄清时间40min的条件下,海绵镉的品位可达到78.7%。采用多点加入锌粉的方式,可以减少海绵镉夹杂现象,提高海绵镉的品位。     

镓锗铜萃余液综合回收工艺流程设计与完善

针对湿法炼锌镓锗铜综合回收系统产出的萃余液,根据溶液含有锰、镉、钴、锌、钠、砷、铝、铁等元素的特点,工艺流程设计采用中和氧化除砷铝铁锰、锌粉置换除镉、有机试剂除钴镍、纯碱法生产工业碱式碳酸锌、高温煅烧生产工业活性氧化锌和一步法生产工业无水硫酸钠,将镓锗铜萃余液中有价离子元素分步分离、富集回收,最终可产出含Cd20%的除镉渣、含Co1.2%,Ni1%的钴镍渣,符合化工行业标准HG/T 2523—2016的工业碱式碳酸锌,符合化工行业标准HG/T 2572—2012的工业活性氧化锌,以及符合国家标准GB/T 6009—2014的工业无水硫酸钠产品,进一步完善了综合回收工艺流程。     

湿法炼锌高钴渣处理工艺研究

采用锌粉置换除钴得到的高钴渣,针对现有工艺的不足,提出了一段硫酸浸出-二段高钴渣中和-过氧化氢氧化除铁-锌粉置换除镉-新型活性硫化剂（简称除镍试剂）除镍-过硫酸钠选择性氧化除锰-过硫酸钠氧化沉钴的湿法冶金工艺,实现渣中钴和镍的分离回收。对工艺流程探究,得出了较优的实验结果。硫酸浓度为150 g/L,温度80℃条件下浸出120min,钴的浸出率为96.14%。锌、镍、镉、铁、锰的浸出率均大于99%。过氧化氢沉铁率达到99.8%以上,过硫酸钠除锰可使锰除到0.13mg/L,沉淀率达到99.98%,Co沉淀率达到99.99%,氧化渣中钴含量达到49.75%。     

锌精矿冶炼中镉回收工艺研究

以铜镉渣为原料, 对锌精矿冶炼中镉回收工艺进行了研究。通过单因素实验得到的最佳浸出反应条件为: 溶液酸度10 g/L、液固比6∶1、搅拌速度80 r/min、浸出温度85 ℃、浸出时间6 h, 此条件下, Cd、Cu和Zn浸出率分别为98.74%, 1.23%和98.35%。在置换过程中, 控制锌粉实际用量为理论用量的1.2~1.3倍, 搅拌速度60 r/min, 温度40~50℃, 时间50 min, 镉置换率可达99.01%, 一次置换镉绵含Cd在70%以上。     

活性铜粉从湿法炼锌中浸液中脱氯

采用将锌粉和二价铜离子反应获得的活性铜粉与氯离子反应生成氯化亚铜沉淀的方法从湿法炼锌中浸液中脱氯。研究影响脱氯的各种因素。结果表明最佳工艺条件为：锌粉用量为3g/L，五水硫酸铜用量为28g/L，反应温度为40℃，反应时间1h，溶液pH=1.0。中浸液中氯从150mg/L降至60mg/L左右。利用活性铜粉从湿法炼锌中浸液中脱氯是可行的。     

湿法炼锌协同处置富氧顶吹炼铅烟尘分离回收镉的生产实践

针对富氧顶吹炼铅工艺铅烟尘中镉不断富集的难题，为充分发挥铅锌冶炼联合工艺流程的优势，利用湿法炼锌中的浸出工序实现烟尘中镉与铅的分离，再采用锌粉置换、净化，实现镉的分离和回收。结果表明：在初始硫酸浓度为20 g/L、液固比4∶1、浸出温度70℃、浸出时间3 h的优化条件下，铅烟尘硫酸浸出段镉浸出率为85.7%;烟尘中铅、银进入浸出渣，可返回铅系统实现铅的回收，浸出液可采用铜渣除，氯控制氯离子浓度小于200 mg/L;除氯后液并入锌冶炼湿法浸出、净化流程回收镉，实现镉的资源化利用，使铅烟尘中镉形成有效开路，整个工艺经济环保、可操作性强。     

湿法炼锌中性浸出液分步除铜镉净化新工艺

针对湿法炼锌净化工艺存在效率低、锌粉单耗高、成本高的问题,以锌粉为置换剂,采用分步除铜镉工艺去除湿法炼锌中性浸出液中的铜和镉。在除铜工序,研究了锌粉用量、反应时间、反应温度及搅拌强度等工艺参数对除铜的影响。在深度除镉工序,研究了除镉剂用量、除镉时间、除镉温度及搅拌强度等因素对除镉的影响。结果表明,在优化条件下,中性浸出液经一段除铜镉后,溶液中铜含量小于0.01mg/L、镉含量21.38mg/L,达到了一段除铜镉的技术控制指标,并且显著减少了一段净化的锌粉消耗量,以10万t/a湿法炼锌系统为例,年可节约成本约1 980万元。     

湿法炼锌净化除铜镉过程低锌耗工艺研究

本工艺研究基于湿法炼锌净化工艺存在效率低、锌粉单耗高、成本高的问题,分别进行了工艺改进的技术研究。对铜、镉杂质进行分步脱除,最终达到了一段除铜、镉的技术指标,并且显著减少了铜、镉分离段的锌粉耗量,可降低锌粉单耗10 kg/t Zn。     

次氧化锌粉回收锌铟的试验研究

对高氟氯含量的次氧化锌粉,先通过碱洗工艺去除原料中的大部分氟氯,氟的脱除率50.21%,氯的脱除率92.98%。得到的碱洗次氧化锌粉采用两段硫酸浸出回收其中有价金属锌铟,得到锌浸出率为92.7%,铟浸出率为75.8%。通过对浸出液进行沉铟试验,得到的沉铟渣铟品位为6775g/t,沉铟工序铟回收率为98.5%。试验效果理想,工艺可行。     

湿法炼锌浸出渣湿法和火法联合处理工艺

为了综合回收锌浸渣中的有价金属,进行了弱酸渣酸浸减量化研究,减量后的渣进回转窑处理,酸浸混合液采用锌精矿还原处理－铁粉置换沉铜－锌焙砂预中和－氧化锌粉中和沉铟工艺来分离回收有价金属。采用酸浸工艺和回转窑工艺联合处理锌浸渣,可减少入窑渣量,降低能耗。结果表明,锌浸渣经酸浸可减量50%以上,锌粉中和沉铟工艺可实现锌回收率大于90%,铜回收率大于99%,沉铟后液铟小于5 mg/L。减量后的渣可富集铅、银等金属,该渣送回转窑挥发处理,产出的氧化锌烟尘可用于中和沉铟,中和过程既可使氧化锌中的锌预先浸出,又可进一步富集铟。该工艺可实现锌浸渣的无害化处理和资源综合利用。     

锌冶炼污酸与窑渣联合处理工艺研究

针对锌冶炼系统产生的污酸成分复杂、酸度高，砷及重金属浓度高的特点，利用湿法炼锌过程中产生的含有大量有价金属的回转窑渣对其进行处理。提出了“污酸浸出锌窑渣-常压合成臭葱石法沉砷-铁粉置换沉淀铜、砷-中和水解-赤铁矿法沉铁”的主体工艺路线，在实现污酸无害化处理的同时有效利用窑渣中的有价金?属资源。结果表明：经二段逆流浸出后下铜、铁、锌的浸出率均在90%以上，砷的沉淀率高于95%，沉砷渣为晶型良好的臭葱石。溶液中的铜沉淀率超过99%，实验得到的赤铁矿渣含铁量达64.42%，可作为炼铁或制作铁红的原料。     

全湿法回收银铋渣中有价金属的试验研究

针对火法和氯化法处理银铋渣的弊端，提出了全湿法处理银铋渣的新工艺。按照试验所确定的最佳条件，用稀硫酸浸锌、用硝酸浸其它金属，结合食盐沉银、中和水解沉铋、含铜ZnS04溶液的锌粉置换除杂和蒸发结晶等从浸出液中提取金属的手段，有效实现了Au、Ag、Bi、Zn、Cu等有价金属的分离回收，可获得金渣、银粉、次硝酸铋、工业硫酸锌和海绵铜产品，Au、Ag、Bi、zn、cu的直收率分别达到99．64％、98．23％、97．76％、96．37％和95．83％。全湿法新工艺工艺简单，加工成本低廉，适于中小型工业化生产。     

铜渣转底炉直接还原回收铁锌工艺研究

为解决国内某铜渣的开发利用问题,以兰炭为还原剂、白云石为添加剂,采用模拟转底炉直接还原-磨矿-磁选工艺,对有价元素铁、锌的回收及杂质硫的脱除进行了研究。结果表明：在兰炭用量为25%,白云石用量为10%,还原温度为1 300 ℃,还原时间为35 min情况下,直接还原过程的锌脱除率为99.14%,可获得ZnO含量为79.59%的氧化锌粉,金属化球团经磨矿、磁选后,获得了铁品位为92.79%、铁回收率为88.12%、硫含量为0.08%的金属铁粉。机理分析表明,铜渣中的铁橄榄石、磁铁矿相大部分已转变为金属铁相,金属铁颗粒明显聚集长大,最大粒度超过100 μm,且与脉石矿物等存在清晰平滑的界面,有利于后续磨矿、磁选工序得到高品位的金属铁粉。     

铜浸出液氧化-水解除铁及回收铜的试验研究

针对Fe和Cu含量分别为2.158 g/L和0.730 g/L的含铜硫酸渣浸出液,采用氧化-中和水解除铁-硫化沉淀法回收其中的铜。对比了碳酸钠与石灰乳两种水解沉淀剂的除铁效果以及硫化钠与硫代硫酸钠两种沉铜剂的效果。最佳除铁条件为: 以碳酸钠为除铁水解沉淀剂、H₂O₂和铁离子摩尔比1.5、水解pH值4.0、水解温度85 ℃、水解时间3 h,最佳沉铜条件为: 硫化钠作为沉铜剂(用量为除铁后液中铜离子的等摩尔数)、沉淀pH值4.0、沉淀温度85 ℃、沉淀时间2 h。最佳工艺条件下,浸出液综合除铁率为92.98%、铜综合回收率为90.34%,沉淀得到铜品位为61.65%的硫化铜渣,可作为冶炼产品直接出售。     

黄金冶炼萃余液废水资源化及中和渣减量技术研究

黄金湿法冶炼行业铜萃余液中含有大量铜锌有价金属,现有处理工艺无法对有价金属进行回收,且产生大量中和渣,实现废水的资源化利用以及中和渣减量是未来的发展趋势。本文以某黄金湿法冶炼企业产生的萃余液废水为原水,采用“石膏+硫化收铜+硫化收锌+HDS中和”工艺实现有价金属有效回收和中和渣减量。实验结果表明：萃余液石膏pH为2、第一步0.5倍理论投加量硫化、第二步1倍理论投加量硫化可以最大限度实现铜锌的回收和中和渣减量,硫化铜渣铜品位为45.2%,符合《铜精矿》(YST 318-2007)中“铜精矿三级标准”,硫化锌渣锌品位为57.6%,符合《锌精矿》(YS/T 320-2014)中“锌精矿二级产品”标准,中和渣减量可达30%。     

黑铜渣氧压硫酸浸出脱铜脱砷实验研究

在硫酸体系中通氧加压浸出黑铜渣,结果表明,在硫酸质量浓度180 g/L、浸出温度140 ℃、氧分压0.8 MPa、液固比8 mL/g、浸出时间3 h、搅拌速度600 r/min、黑铜渣粒径178 μm的较优工艺条件下,黑铜渣中Cu、As和Ni浸出率分别为97.59%、95.42%和98.37%,Sb、Bi浸出率分别仅为6.78%和2.31%,实现了黑铜渣中Cu、As、Ni的高效脱除,浸出渣中锑、铋、银等有价金属得到高度富集。     

锌冶炼中氟氯的脱除方法

湿法锌冶炼中,随浸出进入系统的氟、氯离子影响电解的正常进行。因此含氟氯高的氧化锌烟尘的资源化利用受到制约,另外对电解液净化要求高的大极板电积技术的应用也受到影响。分析了氟、氯离子对湿法炼锌系统的危害及在锌冶炼过程的走向。阐述了从锌固体物料和硫酸锌溶液中脱除氟、氯离子的方法。建议湿法系统采用铜渣法除氯,重点研究联合钙盐法和萃取法的除氟方法,加大针铁矿法同时除氟氯的研究。     

低碱环境下氯化铵强化铜活化闪锌矿的机理

通过单泡浮选、锌溶出量测定、铜吸附量测定以及XPS检测，研究了低碱环境下氯化铵强化铜离子活化闪锌矿浮选的机理。单泡浮选结果表明，低碱下氯化铵能够强化闪锌矿的铜活化浮选。锌溶出量测定结果显示，氯化铵能够促进闪锌矿表面的锌离子溶出；铜吸附量测定表明，加入氯化铵后闪锌矿表面的铜吸附量和吸附速率均显著提高；XPS分析结果显示，随着体系中氯化铵加入量增加，处理后的闪锌矿表面铜硫化物含量升高，氢氧化物含量降低。提出氯化铵强化闪锌矿铜活化机理为：铜氨配离子对铜离子的储存和释放可以维持溶液中较高的铜离子浓度，从而促进铜锌离子的交换活化；溶液中的氨分子能够促进闪锌矿表面氢氧化锌的溶解，进而促进氢氧化铜吸附和转化为铜硫化物活化过程的进行；锌氨配合反应能够促进闪锌矿表面铜锌离子的交换过程，增加表面铜吸附量。