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高铟高铁闪锌矿加压酸浸工艺研究 总被引:7,自引:0,他引:7
介绍高铟高铁闪锌矿精矿加压酸浸提取锌铟试验研究情况,重点考察精矿粒度、硫酸用量、时间、氧气分压力对铟、铁浸出率的影响。结果表明,采用二段加压浸出,既可以保证高的锌、铟浸出率,又能够实现锌、铟与铁的选择性浸出,降低浸出液的酸度。 相似文献
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锌精矿中伴生铟的提取 总被引:2,自引:0,他引:2
采用两段加压酸浸-萃取新工艺从含铟高铁闪锌矿回收伴生铟,结果表明,铟的浸出率、萃取率、反萃率和铟置换率分别达92.98%、96.58%、99.32%、99.5%;从原料含铟高铁闪锌精矿至海绵铟各工序处理后,经计算铟的直收率为88.74%。与传统提取方法相比,伴生铟的回收率提高了约38.74个百分点,同时,锌浸出率大于99.25%,说明采用该新工艺能够很好地提取有价金属。 相似文献
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以常规湿法炼锌工艺锌浸渣为研究对象,对比研究常压酸浸和加压酸浸条件下锌浸渣的酸性浸出减量化效果,以及渣中锌、铜和铟等有价金属的浸出率。结果表明,在常压酸浸条件下,渣量可减少65%以上,渣中锌含量可降至3%左右,锌、铜和铟的浸出率均在91%以上;在加压酸浸条件下,渣量可减少40%以上,渣中锌含量可将至2%以下,锌和铜的浸出率达到95%左右,但铟浸出率仅为70%左右,相对较低。常压酸浸过程锌浸渣中的铁绝大部分浸出,有利于铟的浸出;加压酸浸过程锌浸渣中的铁大量以铅铁矾的形式留在渣中,阻碍了铟的浸出。常压浸出液中铁含量较高,达到25 g/L以上;加压浸出液中铁含量较低,小于2 g/L,有利于后续浸出液中铜、铟的回收。常压浸出渣量少,有利于渣中铅、银的富集,可单独销售;加压浸出由于铁沉淀入渣,致使渣中铅、银富集比低,适合于铅锌联合企业返回铅熔炼炉。 相似文献
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多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸研究 总被引:6,自引:0,他引:6
研究了多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸过程及各种因素对浸出的影响。研究结果表明:在不苛刻的条件下经加压酸浸,多金属硫化精矿中锌浸出率可达99%以上,铜浸出率可达90%以上,而铅、银则98%以上进入浸出渣,元素硫产出率约70%。 相似文献
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开展了两种加压浸出工艺处理锌浸出渣的试验研究。“加压还原浸出+氧压浸出”取代原针铁矿工艺的“三段逆流热酸浸出+还原”,锌焙烧矿到铅渣的渣率为15.74%,锌、铁、铜、铟、镁的浸出率分别为99.32%、93.50%、95.02%、91.03%、99.97%,各项指标均优于原工艺,锌、铟的浸出率分别提高了1.82、11.03个百分点,反应时间由14 h缩短为4 h,液固分离次数由4次减少为2次。“两段逆流加压浸出”取代原黄钾铁矾工艺的“硅浸+预中和+黄钾铁矾沉铁”,锌焙烧矿到二段渣的渣率为35.88%,锌、铁、铜、铟、镁的浸出率分别为98.50%、4.94%、90.48%、2.69%、93.77%,各项指标均优于原工艺,浸出后液(相当于水解除铁后液)可以直接返回中性浸出工序,反应时间由16 h缩短为4 h,液固分离次数由3次减少为2次。加压浸出采用密闭的加压釜,更容易实现整个炼锌系统蒸汽平衡,无需额外增加蒸汽锅炉。 相似文献
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采用加压浸出工艺优化传统湿法炼锌流程研究 总被引:2,自引:2,他引:0
用传统湿法炼锌厂的热酸浸出液在高压釜中浸出锌精矿。结果表明,在温度130℃,液固比14∶1,精矿粒度-50μm占96%,浸出时间3h,氧分压600kPa,添加木质素磺酸钙0.4%的条件下,锌浸出率达97%以上,浸出液中的铁含量低于2g/L,加压浸出液可直接返到传统湿法炼锌流程的中性浸出,同时精矿中的硫以元素硫形式进入渣相。该工艺流程易与传统湿法炼锌厂现有流程结合,具有同时浸锌除铁、工艺流程简单、对环境友好等优点。 相似文献
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针对目前从浸锌渣中回收镓锗工艺中存在的问题,采用高压酸浸工艺处理该渣,研究了始酸浓度、温度、时间、SO2分压、液固比、搅拌线速度等对镓锗浸出率的影响。结果表明,该浸出渣经二段高温高酸浸出后,锌、铁、镓、锗的累计浸出率分别为92.79%、97.87%、94.09%、75.18%。 相似文献
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硫化锌精矿还原浸出高浸渣中锗的研究 总被引:4,自引:1,他引:4
湿法炼锌产出的高浸渣含锗达150~300g/t,采用两段逆流硫化锌精矿还原浸出,锗的浸出率可达65%以上。并提出了还原浸出的工艺流程和优化浸出条件。 相似文献
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HECTOR M. LIZAMA CHERIAN C. ABRAHAM STÉPHANNE H. BRIENNE ROBERT G. FREW 《Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review》2013,34(1):141-148
Abstract Two active bioleaching microbial strains were isolated from a zinc mineral sample. These bacteria isolates were grown on media containing sulfur or iron and reintroduced, individually or in combination, to the original mineral sample in controlled shake-flask bioleaching experiments. Uninoculated controls were included but no attempt was made to sterilize the solid material. On the contrary, growth of the same indigenous microorganisms was encouraged in the control flasks. Zinc was leached from both inoculated and uninoculated mineral at the same rate. The only difference was that the lag times before onset of leaching were shorter if active bacteria were present from the very beginning. In all cases, zinc was leached preferentially over iron. This difference was even more pronounced on leaching by sulfur-grown bacteria which did not extract iron to the same degree as iron-grown bacteria. When total leaching times required for 100% zinc extraction were compared, no statistically significant difference was observed between the inoculated and uninoculated tests. This conclusion may have some bearing on experimental and process design, when decisions must be made on whether to stimulate leaching by addition of extraneous bacteria or by fostering the proliferation of indigenous microorganisms. 相似文献
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研究了选择性还原焙烧-硫酸浸出两段工艺处理高铁锌焙砂的方法.首先在CO还原气氛下将锌焙砂中的铁酸锌选择性转化为氧化锌和磁铁矿,然后采用硫酸浸出使可溶锌溶出而铁存留于渣中,实现铁锌有效分离.主要考察了还原焙烧以及硫酸浸出的工艺条件对铁锌分离效果的影响,并采用化学分析法及XRD、SEM-EDS的检测手段对焙烧样品进行分析.以可溶性锌和亚铁的含量作为焙烧评价指标,得出最佳焙烧条件为:焙烧温度750℃,焙烧时间60 min,CO浓度8%,CO/(CO+CO2)气氛比例20%,此条件下可溶锌率由原焙砂中的79.64%提高到91.75%;以铁锌浸出率为考察指标,得出最佳浸出条件为∶常温浸出,浸出时间30 min,浸出酸度90 g/L,液固比10∶1,此条件下锌铁浸出率分别为91.8%和7.17%. 相似文献
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高铁硫化锌精矿加压浸出研究及产业化 总被引:6,自引:3,他引:6
采用加压浸出技术处理高铁锌精矿,完成了小型试验、半工业试验和工业性试验并投入工业化生产。工业性试验的锌浸出率98.05%、铁浸出率29.22%,较好地实现了锌的选择性浸出;浸出液残酸39.15g/L,浸出液中的铁含量5.71g/L,可以用沉矾除铁工艺进行处理。 相似文献