锌浸出渣中银的浮选回收综述

锌浸出渣是湿法炼锌过程中产生的固体废弃物,其含有的银具有巨大的经济价值,浮选回收银是重要的途径。锌浸出渣中浮选回收银,面临着含银矿物种类多而分散、矿物粒度细、酸性强及难免离子含量高等综合叠加影响。部分锌浸出渣可采用直接浮选法回收银,但对银赋存状态异常复杂的锌浸出渣,直接浮选往往难以实现银的高效选别回收,多采用进行一定的预处理后再浮选的间接浮选法。常用的预处理技术主要有浆洗、磨矿、外加载体、焙烧及热酸浸出等,预处理可针对性的调控矿浆环境、改变矿物的赋存状态及矿物表面性质,以提高选择性和捕收能力。各种预处理都有其独特的优缺点,合适的预处理技术结合湿法炼锌工艺或预处理技术的有机联合应用,对浮选回收锌浸出渣中的银将更为有效。     

湿法炼锌净化渣酸浸的动力学

对湿法炼锌净化渣的浸出动力学进行了研究,并探讨了硫酸浓度、反应温度、粒度等对钴、锌浸出率的影响规律。从动力学的角度分析了整个浸出过程,得到优化条件：液固比50：1(mL/g),硫酸浓度100 g/L,反应温度70°C,粒度75~80μm,反应时间20 min。在此优化条件下钴的浸出率为99.8%,锌的浸出率为91.97%。结果表明：在硫酸体系中钴的浸出符合不生成固体产物层的“未反应收缩核”模型。通过 Arrhenius 经验公式求得钴和锌表观反应活化能分别为11.693 kJ/mol和6.6894 kJ/mol,这表明浸出过程受边界层扩散控制。     

温州冶炼厂黄药渣综合回收项目建成投产

温州冶炼厂湿法炼锌系统产生的黄药渣,通过科研人员数十年不懈研究,黄药再生获得成功,在生产上应用,不仅回收利用了黄药资源,而且同时回收了其中的钴、锌等有价金属,解决了湿法炼锌废渣处理的一个重大课题,为企业创造了新的经济效益。 该厂湿法炼锌系统净液工序中采用传统     

湿法炼锌酸浸出渣浮选回收银试验

传统锌精矿伴生银回收,均是从挥发窑渣中进行,由于矿物性质变化,导致银无法有效回收。进行了从锌酸浸出渣中浮选回收银的研究,解决了锌精矿中伴生银回收的问题。某湿法炼锌浸出渣含Ag 350 g/t,Au0.01 g/t,Pb 3.87%,Zn 17.45%,Cu 1.38%,银主要以自然银存在,占60.13%。采用高效捕收剂HT-1#、起泡剂HT-2#进行浮选,经过一粗四精三扫工艺,获得银精矿产率4.39%,含银6616 g/t,银回收率82.98%,取得良好的经济技术指标。     

富氧硫酸体系中硫化锌精矿的常压直接浸出动力学

采用常压浸出与加压浸出相结合的方法,研究硫化锌精矿在富氧硫酸体系中的常压直接浸出动力学。结果表明:锌浸出受界面化学反应控制,浸出反应表观活化能为(44.28±4.28)kJ/mol。浸出槽底部锌的浸出速率远高于浸出槽上部锌的浸出速率,且随槽底矿浆压力的增大,锌的浸出速率明显提高。进一步基于收缩核模型,通过二次回归方法,建立浸出槽底部锌的浸出动力学方程。在硫化锌精矿常压富氧直接浸出中,对于位于浸出槽底部的锌浸出,温度的影响明显大于矿浆压力的影响。     

从高酸浸出锌渣回收银

本文针对某锌冶炼厂高酸浸出渣含银高的特点,采用硫酸化焙烧-水浸脱锌铁-氯化浸银-冷却结晶PbCl2-铅片置换沉银的工艺,对高酸浸出渣开展了回收银的研究。结果表明,锌和铁的浸出率分别达到92．66％和94．67％,浸出液返回炼锌主流程生产电锌;银和铅的浸出率分别达到94．17％和97．89％;用铅片置换得到粗银粉,银置换率达到99%以上。     

从锌浸出渣中浮选回收银的实践

湿法炼锌产生的酸浸渣中含有一定量的有价金属银,通过添加药剂改善物料表面性质,采取浮选法回收银,达到综合回收、提高企业效益的目的,并根据生产实践中影响银回收率出现的问题,对设备、工艺进行改造和改进,使得银回收率大幅提高。     

低钒转炉钢渣提钒湿法工艺的动力学研究

为了提高湿法浸出低钒钢渣中钒的浸出效率,并对湿法浸出低钒钢渣中钒提供理论依据,从动力学角度分析整个浸出过程。考察温度、液固比、硫酸质量分数和搅拌速率对浸出过程的影响。研究结果表明:在90℃、液固比为10?1以及硫酸浓度6.0mol/L时,浸取9h,低钒钢渣中钒的浸出率可达到95.3%。通过正交实验和动力学推导,得到描述浸出过程的经验方程,低钒钢渣湿法浸出钒的动力学模型为收缩核动力学模型,浸出过程的表观活化能为12.794kJ/mol,该模型表明浸出过程中的控制步骤取决于固膜扩散速率。提高温度、液固比和硫酸质量分数,均可加速钒的浸出速度,提高钒的浸出率。     

从锌浸出渣中浮选回收银的实践

湿法炼锌产生的酸浸渣中含有一定量的有价金属银,通过添加药剂改善物料表面性质,采取浮选法回收银,达到综合回收、提高企业效益的目的,并根据生产实践中影响银回收率出现的问题,对设备、工艺进行改造和改进,使得银回收率大幅提高.     

硫酸盐化焙烧-水浸回收锌浸渣中有价金属（英文）

锌浸渣产生于传统湿法炼锌过程,它是一种危险废物同时也是一种潜在的有价固体废物。用硫酸盐化焙烧-水浸的组合工艺对锌浸渣中有价金属进行回收。首先,锌浸渣在640°C下与硫酸铁进行混合焙烧,硫酸铁/铁酸锌摩尔比为1.2,硫酸盐化焙烧时间为1 h。在此过程中,废渣中的有价金属转化为可溶的硫酸盐,而铁以氧化铁形式存在。随后,采用水浸法提取有价金属硫酸盐,渣中锌、锰、铜、镉、铁的回收率分别为92.4%、93.3%、99.3%,91.4%,1.1%。对水浸处理后的废渣进行浸出毒性检测。结果表明,上述工艺可以有效地实现锌浸渣的无害化处理,处理后各重金属浸出毒性均低于限值。     

采用Na2SO3溶液从硒渣中选择性浸出Se及其动力学

采用SO2还原沉金后液制得硒渣,再用Na2SO3选择性浸出硒渣,使Se得到有效分离;通过研究浸出过程中Se浸出率随时间的变化,建立该反应的动力学方程,确定Na2SO3溶液浓度、液固比、搅拌速度及反应温度对Se浸出率的影响,并计算相应的表观活化能。结果表明:增加Na2SO3溶液浓度和升高反应温度可以较大幅度提高Se的浸出率,液固比和搅拌速度对浸出Se的影响较小;Na2SO3浸出Se过程为Avrami模型混合控制,其特征参数n和表观活化能E分别为0.235和20.847 kJ/mol,Se的浸出率受反应温度的影响较大。     

Kinetics of iron removal from metallurgical grade silicon with pressure leaching

In this paper, the kinetics of pressure leaching for purification of metallurgical grade silicon with hydrochloric acid was investigated. The effects of particle size, temperature, total pressure, and concentration of hydrochloric acid on the kinetics and mechanism of iron removal were studied. It was found that the reaction kinetic model followed the shrinking core model, and the apparent activation energy of the leaching reaction was 46.908 kJ/mol. And the apparent reaction order of iron removal with pres...     

Kinetics of indium dissolution from marmatite with high indium content in pressure acid leaching

The kinetics of oxygen pressure acid leaching marmatite with high indium content was studied. The effects of particle size, agitation rate, temperature, H_2SO_4 concentration, and oxygen partial pressure on leaching rate of indium were investigated. The results show that when the agitation rate is above 600 r-min~(-1), its influence on indium leaching rate is insignificant. It is determined that the leaching rates increase with the increase in sulfuric acid concentration, temperature, partial oxygen pressure, and the decrease in particle size. Moreover, the results demonstrate that the process of indium leaching is controlled by interface chemical reaction, with apparent activation energy of 65.7 k J-mol~(-1). The apparent reaction orders of sulfuric acid and oxygen partial pressure are determined to be 0.749 and 1.260, respectively. The leaching reaction process follows shrinking unreacted core model. And finally, the kinetics model equation is established for indium.     

含Ti高炉渣酸解动力学

研究了363-383 K范围内,使用稀硫酸(20％-60％)酸解含Ti高炉渣的酸解动力学.实验条件下的化学反应过程为化学反应控制,用生成固体产物层的未反应核缩减模型可描述为1-(1-x)1/3=kMBcnAt/(roρwB)=Kt.将实验结果与模型关联,求出的酸解反应级数n=1.222,表观活化能为87.01 kJ/mol,K=5.090×104×(10.59+1/r0)cA1.222e-10.465×103/T.通过实验验证,TiO2酸解率低于90％时与模型很好符合.     

微波作用下铝酸钙炉渣非等温浸出动力学

研究了微波作用下铝酸钙炉渣非等温浸出动力学，考察了不同微波辐射功率对炉渣中氧化铝浸出率的影响以及相应微波功率下反应体系温度随时间的变化规律。结果表明：该浸出动力学过程的控制步骤为界面化学反应控制，表观反应活化能为40kJ／mol左右；微波作用可改变反应的频率因子，对反应活化能影响不明显；随着微波辐射功率的增大，频率因子增加，宏观表现出微波功率的增加对反应有促进作用。     

氯盐浸出硫化银之研究

用电位—log[Cl~-]图分析高铁氯盐体系浸出硫化银的热力学可能性。用试剂硫化银进行的动力学实验考察了粒度、浸出剂初始pH值、氯离子浓度、高铁离子浓度和温度等对银浸出率的影响。结果表明,浸出过程很好地符合“未反应芯”动力学模型,求得的表观活化能为56.24千焦/摩尔,得到动力学方程式为:1-2/3R-(1-R)2/3=1.02×10_(-4)r_0~(-2)[H~+]~(0.36)[Cl~-]~3[Fe(Ⅲ)]exp(-56240/RT)t,过程受固膜扩散控制。     

焙烧氟碳铈矿硫酸浸出稀土的动力学(英文)

研究了硫酸浸出德昌稀土与天青石共伴生矿的焙烧矿过程。考查粒度、搅拌速度、硫酸浓度和温度对稀土浸出率的影响,并对稀土的浸出动力学进行分析。在选定的浸出条件下:粒径0.074～0.100mm、硫酸浓度1.5mol/L、液固比8:1、搅拌速度500r/min,稀土浸出反应受内扩散控制,表观活化能为9.977kJ/mol。     

银离子在氧化浸出黄铜矿中的动力学研究

研究了银离子在氧化剂A氧化浸出黄铜矿中的动力学,讨论了Ag^ 添加、Ag^ 浓度、氧化剂A浓度、黄铜矿粒度等因素对浸出过程的影响。研究结果表明,扩散控制模型可以很好地描述氧化剂A氧化浸出黄铜矿液-固反应过程;在实验范围内,确定了反应的比速率常数、反应级数及表观活化能,并根据实验数据,导出动力学方程为：1-2/3a-(1-a)^2/3=0.0685r。^-1[Ag^ ]^0.27exp(-25096/RT)t     

Influence of mechanical activation on leaching kinetics of arsenopyrite

The influence of mechanical activation on the leaching kinetics of arsenopyrite was studied using a planetary centrifugal mill. It shows that mechanical activation can enhance the leaching process of arsenopyrite in a nitric-sulfate acidic solution. The leaching ratio within 20 min leaching time can increase from 2 % to 80 %～ 100 % ; 10 and 20 minties‘ activation can depress the apparent activation energy of leaching reaction from 54.5 kJ/mol to 39.0 kJ/mol and 34.0 kJ/mol, respectively. This means that the leaching reaction becomes little dependent on tempeerature, and arsenopyrite can change from refractory to flexible one; mechanical activation also increases the interplanar distance between crystal faces. The displacement of atoms from its equilibrium position indicates the increase in inner energy.     

Leaching kinetics of antimony-bearing complex sulfides ore in hydrochloric acid solution with ozone

The leaching kinetics of Sb and Fe from antimony-bearing complex sulfides ore was investigated in HCl solution by oxidation–leaching with ozone. The effects of temperature, HCl concentration, stirring speed and particle size on the process were explored. It is found that the recoveries of Sb and Fe reach 86.1% and 28.8%, respectively, when the reaction conditions are 4.0 mol/L HCl, 900 r/min stirring speed at 85 °C with <0.074 mm particle size after 50 min leaching. XRD analysis indicates that no new solid product forms in the leaching residue and the leaching process can be described by shrinking core model. The leaching of Sb corresponds to diffusion-controlled model at low temperature (15–45 °C) and mixed-controlled model at high temperature (45–85 °C), and the apparent activation energies are 6.91 and 17.93 kJ/mol, respectively. The leaching of Fe corresponds to diffusion-controlled model, and the apparent activation energy is 1.99 kJ/mol. Three semi-empirical rate equations are obtained to describe the leaching process.