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相似文献
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1.
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。  相似文献   

2.
在锌精矿的沸腾焙烧过程中,温度高于650℃时,生成的氧化锌及氧化铁结合成铁酸锌,是一种难溶于稀硫酸的铁氧体,全部留在浸出渣中。高温高酸浸出条件控制愈好,铁酸锌被溶解的愈多,硫化锌被破坏的就愈彻底,渣含锌就愈低,金属回收率就愈高,而且有利于银的浮选。针对某冶炼厂湿法炼锌渣,采用高温高酸浸出和浮选的方法回收锌、银,高温高酸浸出液经过除铁得到的溶液返回锌系统回收锌,高温高酸浸出渣经过一次粗选两次精选三次扫选的试验流程,得到了品位达到了2017.45g/t,回收率达到78.44%的银精矿。  相似文献   

3.
以锌中性浸出渣为研究对象,针对硫化锌精矿还原浸出与SO2还原浸出工艺开展了实验研究并分析了两种工艺的特点。在还原浸出过程中随着铁酸锌的不断溶解,大量的Fe3+进入溶液导致溶液电位升高,抑制了铁酸锌的分解。通过还原浸出的方法能够有效缓解溶液中高电位对铁酸锌分解的影响从而提高金属浸出率。从元素的浸出行为、还原浸出液成分、还原浸出渣成分、还原浸出渣的处理四个方面对两种工艺进行了分析。研究表明,两种工艺能够有效的将溶液中Fe3+还原为Fe2+促进铁酸锌的溶解,提高有价金属的浸出率,并有利于后续工艺的锌铁分离,能够达到中浸渣的无害化处理和资源化利用。 关键词:还原浸出;中浸渣;铁酸锌  相似文献   

4.
以锌浸渣为研究对象,针对硫化锌精矿还原浸出与SO2还原浸出工艺开展了实验研究并分析了两种工艺的特点。在还原浸出过程中随着铁酸锌的不断溶解,大量的Fe3+进入溶液导致溶液电位升高,抑制了铁酸锌的分解。通过还原浸出的方法能够有效缓解溶液中高电位对铁酸锌分解的影响,从而提高金属浸出率。从元素的浸出行为、还原浸出液成分、还原浸出渣成分、还原浸出渣的处理四个方面对两种工艺进行了分析。结果表明,两种工艺能够有效的将溶液中Fe3+还原为Fe2+,促进铁酸锌的溶解,提高有价金属的浸出率,并有利于后续工艺的锌铁分离,能够达到浸渣的无害化处理和资源化利用。二者相比,SO2还原工艺更可取。  相似文献   

5.
钢铁企业含锌尘泥回转窑还原挥发产出的次氧化锌是一种典型的二次含锌资源,但是该物料在湿法炼锌过程中存在浸出渣中残留锌含量高,锌回收率低、铅银富集率低等难题。本论文以国内某厂次氧化锌湿法冶炼过程产出的酸浸渣为原料,采用氧压浸出方式实现浸出渣中难溶解硫化锌的破坏与溶出,同时降低渣率,提升浸出渣中的铅银品位。考察了温度、氧压、液固比、浸出时间等因素对锌浸出率影响规律。研究发现在温度120℃、氧压0.8MPa、浸出时间为120min、液固比为3:1、搅拌速度为500r/min的条件下,锌含量由9.0%降低至0.62%,锌浸出率达到95%以上,同时浸出终渣中的铅含量由19.5%富集至32.6%,银含量由132.8g/t富集至237.2g/t。结果表明氧压浸出可以大幅降低渣中的锌含量,提高锌回收率,同时实现铅银的富集,提升浸出终渣中铅银品位。  相似文献   

6.
研究锌中浸渣—硫化锌精矿的协同浸出过程。结果表明,协同浸出能有效提高锌中浸渣中有价金属锌、铟和铁的浸出率,浸出液Fe3+含量低,便于后续工段中锌、铟、铜、铁的分离。  相似文献   

7.
目前湿法炼锌过程中的锌浸出渣处理工艺存在着有价金属回收率低、工艺技术指标差等问题。针对这些不足,开展了锌中性浸出渣的SO_2还原浸出研究。研究结果表明,与热酸浸出相比,采用SO_2还原浸出工艺能够显著提高原料中锌、铟的浸出率。用SO_2作还原剂,研究了温度,初始酸浓度,SO_2压力对中浸渣中锌、铟的浸出率的影响。在硫酸浓度为100g/L,反应温度110℃,液固比10∶1,时间120min,SO_2分压0.3MPa的浸出条件下,锌、铟的浸出率最高,分别为93.8%、92.3%。  相似文献   

8.
硬锌渣常压浸取锌铟锗   总被引:1,自引:0,他引:1  
研究硬锌渣两段硫酸常压浸取锌、铟、锗的冶金技术.在Ⅰ段低酸条件下将锌浸出,在Ⅱ段高酸和添加剂共同作用下将铟、锗等有价金属浸出.锌的浸出率达到90%以上,铟的浸出率达到88%以上,锗的浸出率可以达到90.57%以上.  相似文献   

9.
湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示:水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。  相似文献   

10.
研究硬锌渣两段硫酸常压浸取锌、铟、锗的冶金技术。在Ⅰ段低酸条件下将锌浸出,在Ⅱ段高酸和添加剂共同作用下将铟、锗等有价金属浸出。锌的浸出率达到90%以上,铟的浸出率达到88%以上,锗的浸出率可以达到90.57%以上。  相似文献   

11.
锌焙砂浸出制备铁酸锌研究   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
本文以含锌53.35%、含铁13.51%及铁酸锌13.97%的锌焙砂为原料,在对锌焙砂粒度分析、X-荧光多元素半定量分析、XRD分析及锌铁物相分析基础上,采用硫酸做浸出剂,研究始酸浓度、液固比、搅拌速度、浸出温度、浸出时间等因素对浸出渣物性的影响。结果表明,获取高含量ZnFe_2O_4浸出产品的试验条件为:始酸浓度100 g/L、液固比8∶1、搅拌速度400 r/min、浸出温度75℃、浸出时间120 min。  相似文献   

12.
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。  相似文献   

13.
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。  相似文献   

14.
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.%。  相似文献   

15.
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%。  相似文献   

16.
《Minerals Engineering》2000,13(13):1417-1421
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.  相似文献   

17.
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.  相似文献   

18.
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.  相似文献   

19.
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。  相似文献   

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