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湿法炼锌中氟氯去除方法的研究 总被引:3,自引:0,他引:3
分析了湿法炼锌体系中氟、氯的来源及氟、氯的存在对生产设备和电积的危害,从火法和湿法两个方面阐述了湿法炼锌中氟、氯的去除方法,火法中重点介绍了多膛炉和回转炉焙烧脱氟氯;湿法中重点介绍了吸附法、沉淀法、絮凝沉淀法脱氟和铜渣、氧化铋、离子交换法脱氟氯。 相似文献
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李繼芹 《有色金属(冶炼部分)》1958,(2)
为了满足国家工业部门对高级锌的需要,我们曾采取一系列提高电锌质量的措施。我们知道,影响电锌的主要杂质有铜、铁、鎘及铅,除掉前三种杂质在目前的技术条件下是没有困难的,但对铅杂质的降低,各厂尚存在着一定的问题。我们在1956年以前所采取的措施是用硫酸银除氯(锌中铅的存在主要是由于电解液中含氯量较高所致)。用银除氯的唯一优点是除氯效率高,可除至任意程度,但该法的缺点是银子回收率低,除氯费用高,设备费用大,影响产品的成本。由于上述缺点,使得硫酸银除氯在工业上的应用受到了限制。根据国外资料,利用铜渣代替硫酸银除氯效果很好。这种铜渣乃是锌浸出液淨化所产之铜镉渣,经过回收镉以后的浸出残渣或者锌电解铜镉分别淨化所得 相似文献
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Jian-Guang Yang De-Wen He Chao-Bo Tang Yong-Ming Chen Ya-Hui Sun Mo-Tang Tang 《Metallurgical and Materials Transactions B》2011,42(4):730-737
The main purpose of this study is to characterize and separate bismuth from a bismuth glance concentrate through a low-temperature,
sulfur-fixing smelting process. This article reports on a study conducted on the optimization of process parameters, such
as Na2CO3 and zinc oxide wt pct in charging, smelting temperature, smelting duration on the bismuth yield, resultant crude bismuth
grade, and sulfur-fixing rate. A maximum bismuth recovery of 97.31 pct, crude bismuth grade of 96.93 pct, and 98.23 pct sulfur-fixing
rate are obtained when a charge (containing 63.50 wt pct of Na2CO3 and 22.50 wt pct of bismuth glance, as well as 5 pct in excess of the stoichiometric requirement of zinc oxide dosage) is
smelted at 1000 K (727 °C) for 150 minutes. This smelting operation is free from atmospheric pollution because zinc oxide
is used as the sulfur-fixing agent, which can capture sulfur from bismuth sulfide and form the more thermodynamic-stable compound,
zinc sulfide. The solid residue is subjected to a mineral dressing operation to obtain suspension, which is filtered to produce
a cake, representing the solid particles of zinc sulfide. Based on the results of the chemical content analysis of the as-resultant
zinc sulfide, more than 93 pct zinc sulfide can be recovered, and the recovered zinc sulfide grade can reach 60.20 pct. This
material can be sold as zinc sulfide concentrate or roasted to be regenerated as zinc oxide. 相似文献
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国内冶炼常规湿法流程锌浸出渣生产氧化锌脱氟氯时会产生大量的烟尘,其中含有锌、铅、铟、镉、氟、氯、砷等元素。研究了该烟尘富集铟、回收锌和铅以及处理氟、氯、砷等有害元素的工艺流程。结果表明,采取适当的工艺后可以回收烟尘中的有价金属。 相似文献
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锌精矿在浸出过程中氯离子在溶液中不断富集,使氯离子在系统溶液中的含量达到780 mg/L。如何高效、环保、低成本的脱氯成为湿法冶炼共同面对的问题,本文研究采用铜渣作为脱氯剂应用于湿法炼锌溶液脱氯。小试后溶液脱氯率可达76%。后期采用铜渣脱氯的实验参数运用于工业生产中,铜渣脱氯率可到75%以上,铜渣作为一种锌湿法冶炼副产品,铜渣脱氯技术得到很好的利用,铜渣除氯对氯离子的脱除率较高,对环境无污染,脱氯成本低,湿法冶炼系统溶液不会代入杂质离子,安全可靠。但对于脱氯铜渣的回收及循环利用过程中产生的碱洗水的处理成本较高。 相似文献
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溶剂萃取法从硫酸锌溶液中萃取脱氯的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
以某湿法炼锌厂中上清和铟萃余液为研究对象,采用溶剂萃取法萃取脱除上述溶液中的氯。实验室试验和扩大试验结果表明,该法能较好地将氯离子从溶液中脱除掉,基本实现了氯在湿法炼锌系统中的开路。 相似文献
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湿法炼锌体系铜渣脱氯试验及产业化研究 总被引:1,自引:0,他引:1
根据湿法炼锌体系流程中氯的来源和开路,进行了铜渣脱氯条件试验研究,条件试验优化为:浸出温度为70~75℃,反应时间为45~55min,铜离子浓度为1~2.5g/L,pH值为2.5—3.0,液固比为30:1,铜渣粒度为~120目占90%,在此条件下,脱氯率达到60.3%。并在优化条件的基础上,进行产业化运行,平均脱氯率可以达到47.02%。 相似文献
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A process is described for the treatment of carbon steel electric arc furnace dust to remove zinc, lead, copper and cadmium as sulphides, potentially saleable to a zinc plant, followed by recycling of the iron oxide residue to the steel producing furnace. Clean gypsum, expected to be saleable, is a by-product. The process uses a strong acetic acid leach to dissolve most of the heavy metals and calcium. hydrogen sulphide to precipitate the heavy metal sulphides, and sulphuric acid to precipitate calcium as gypsum. The regenerated acetic acid is treated by ion exchange to remove impurities. The acetic acid is reconcentrated by distillation or other means for recycle to strong acid leaching. 相似文献
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高炉炉尘含有铁、碳和少量有色金属。采用回转窑还原烟化富集工艺处理后可产出氧化锌粉。烟化残渣用选矿工艺处理可回收铁、碳,并可用于生产建材。烟化富集物经多段湿法工艺分离,可提取金属锌、铟、锡、铋、镉,做到固废物再资源化,实现工业化生产。 相似文献
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为了满足电炉炼锌生产工艺需要 ,拟定了用HCl,HNO3溶样 ,火焰原子吸收测定锌焙砂中氧化钙的方法。此法经济、快速、准确。 相似文献
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用燃烧合成法制备纳米氧化锌 总被引:4,自引:0,他引:4
以尿素或三(羟甲基)氨基甲烷(THAM)为燃料,以硝酸锌为锌源和氧化剂,采用燃烧合成的方法制备了纳米氧化锌。由于反应物吸水,直接将它们混合就可以得到均匀的浆状先驱物;这种先驱物可以在电炉上加热点燃,得到蓬松的泡沫状纳米氧化锌。探讨了燃料和氧化剂配比对反应的影响,发现燃料过剩是自蔓延高温合成的必备条件。采用X-射线衍射、透射电镜以及比表面分析等方法对所制得的粉末进行表征。结果表明:燃烧法可以制备纳米氧化锌,具有简单,快速,便宜的优点。 相似文献