含铅固废协同冶炼过程PbO-CaO-SiO2-Fe2O3-ZnO五元渣系相平衡研究

在1 000~1 250 ℃范围内,采用高温平衡-淬冷-EDS方法研究了含铅固废协同冶炼过程PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO五元渣系在空气气氛下的相平衡规律。研究结果表明,渣中存在的主要物相有尖晶石(Zn_xFe_3-yO_4+z)、红锌矿(ZnO)、黄长石(Pb_vCa_2-vZn_wSi₂O₇)、赤铁矿(Fe₂O₃)、磁铁铅矿(PbFe₁₀O₁₆)和硅钙石(Ca_2-tPb_tSiO₄)。在1 250 ℃、1 200 ℃、1 170 ℃、1 130 ℃和1 100 ℃下,PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO体系的液相点分布测试结果与MTDATA6.0软件模拟液相线基本吻合。在1 000~1 250 ℃范围内,随着结晶过程的进行,PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO体系液相成分中Fe₂O₃含量从16.83%减少到7.67%,ZnO含量从7.62%减少到2.98%,(PbO+CaO+SiO₂)含量从75.55%增加到89.36%。     

硫氰酸盐体系从难处理硫化金精矿中氧压浸金研究

以难处理复杂硫化金精矿为原料,采用碱性—硫氰酸盐溶液加压氧化工艺浸出其中的金。采用L16(45)正交试验评估了碱用量、浸出剂浓度、反应温度、反应时间和氧压大小对金浸出率的影响。结果表明,反应温度是影响金浸出率的最显著因素。最佳条件是:反应温度180℃、硫氰酸钠浓度2.0 mol/L、碱用量为理论量的0.8倍、反应时间8 h,氧压1.2 MPa和木质磺酸钙为矿的1%,此时金平均浸出率可高达95.29%。     

Leaching kinetics of low grade zinc oxide ore in NH3-NH4Cl-H2O system

The leaching kinetics of low grade zinc oxide ore in NH3-NH4Cl-H2O system was studied. The effects of ore particle size,reaction temperature and the sum concentration of ammonium ion and ammonia on the leaching efficiency of zinc were examined.The leaching kinetics of low-grade zinc oxide ore in NH3-NH4Cl-H2O system follows the kinetic law of shrinking-core model. The results show that diffusion through the inert particle pores is the leaching kinetics rate controlling step. The calculated apparent activation energy of the process is about 7.057kJ/mol. The leaching efficiency of zinc is 92.1% under the conditions of ore particle size of 69μm, holding at 80℃ for 60min, sum ammonia concentration of 7.5mol/L, the molar ratio of ammonium to ammonia being 2:1, and the ratio (g/mL) of solid to liquid being 1:10.     

高锰高砷硫化银精矿湿法提银扩大试验

以广西凤凰高锰高砷硫化银精矿为原料,进行了全湿法提银扩大试验,结果表明银的直收率和总回收率达到91 59%和95 67%;锰和铅回收率分别为99 18%和87 41%;粗银粉和铅精矿品位分别为32 565%和72 43%。同时该工艺防止了硫、砷、铅等有毒元素对环境的污染,脱锰产生的H2S经两级碱吸收即全部以Na2S·9H2O的形式回收。     

热酸浸出-铁矾法炼锌工艺中富集锗的研究

进行了"热酸浸出-铁矾法炼锌工艺中锗和银的富集和回收"的实验室扩大试验,在10个循环试验中,工艺流程畅通,以黄钾铁矾沉铁代替通常的钠或铵铁矾沉铁使锗在矾渣中的损失减少到5.0%以下,锗和银均富集于高酸浸出渣中,其品位分别为0.0325%和0.162%.     

"牺牲"阳极法合成乙醇钽研究

研究了“牺牲“阳极法电化学合成乙醇钽过程中,添加剂种类与浓度、电解液温度、阴阳极极距和电流密度的影响.选取最佳合成条件为:四甲基氯化铵0.04 mol/L,温度为电解液的沸腾温度,极距约2 cm,电流密度220 A/m2.电合成的混合液经常压蒸馏和减压蒸馏,得到产品用红外光谱、拉曼光谱和元素分析进行表征,确定了产品为乙醇钽.电合成的电流效率大于95%,产品蒸馏时钽的直收率82.8%.     

多元醇还原制取球形钴粉

以自制 Co(OH) 2 为原料 ,乙二醇为溶剂和还原剂 ,制得了分散性很好的球形超细钴粉。研究了单位体积乙二醇中 Co(OH) 2 加入量对钴粉的粒径和形貌的影响。用SEM、XRD、BET和激光粒度分析仪测试粉体的粒子形貌、晶体结构、比表面积和粒度分布。测试结果表明多元醇还原的钴粉为球形 ,以面心立方晶体为主 ,还有微量的简单六方 ;钴粉粒度分布较窄 ,平均粒径为 0 .88μm,比表面积为 3 .46m2 /g,钴含量 >99.5 %。     

硫化锌精矿空气氧化硫酸浸出的动力学研究

硫化锌精矿的浸出受精矿粒度、酸度、反应温度、催化剂加入量、浸出时间等诸多因素的影响。从动力学的角度分析整个浸出流程,研究综合浸出的最优化条件,使锌的浸出率可达98%以上,并建立了符合混合控制的数学模型:1-(1-α)1/3=8.07×10-7D-1[H+]-0.47[Fe2+]0.14exp(-11072/RT)t+B,通过Arrhenius经验公式,求得反应活化能为11.0727 kJ/mol。     

从高酸浸出锌渣中回收银研究

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—铅片置换沉银工艺,对高酸浸出锌渣进行了回收银研究。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。     

含碳金矿氧化焙烧—氰化法提金工艺研究

采用氧化焙烧+氰化浸出工艺处理陕西某含碳金矿。优化的焙烧条件为680℃焙烧2h,氧化焙砂氰化浸出的最佳条件为:氰化钠浓度1 000g/t、浸出时间24h、物料粒度-0.074mm占90%以上,在此条件下金浸出率达86.91%,活性炭吸附金效率高,浸出过程是整个过程的限制环节。