从锌浸出渣中强化浸出锌锗的试验研究

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。     

从某锌浸出渣中回收锌的试验研究

云南某锌浸出渣中含锌27.13%,大部分锌以铁酸锌的形式存在。为了回收利用浸出渣中的锌,采用硫酸为浸出剂,考察搅拌转速、反应时间、反应温度、硫酸浓度对锌浸出率的影响。试验结果表明,在搅拌转速为300 r/min、反应时间为180 min,反应温度为80℃、硫酸浓度为1.75 mol/L的条件下浸出,最终可获得锌的浸出率高达83.23%。     

云南某炼锌渣中锗铟的硫酸浸出

稀散金属锗、铟是重要的战略资源,常伴生在铅锌矿或煤中,主要从锌冶炼渣或煤燃烧后的烟尘中提取。云南某铅锌矿冶炼厂的高硅炼锌渣中锗、铟含量分别为126.00、358.00 g/t,SiO2含量为24.62%,为高效低耗浸出其中的锗、铟,以硫酸溶液为浸出剂进行了浸出工艺条件研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占81%、硫酸溶液的浓度为110 g/L、液固比为3、搅拌强度为350 r/min、浸出温度为70 ℃、浸出时间为4 h情况下,试样中锗、铟的浸出率分别达87.90和89.88%。     

从丹霞冶炼厂锌浸出渣中综合回收镓和锗

研究有效综合回收镓、锗、银的工艺从丹霞冶炼厂浸出渣中回收镓、锗.结果表明,经过还原酸浸和高温高酸浸出,镓和锗总回收率分别达89.4%～90.81%和62.88%～70.77%,比现行工艺分别高10%和12%左右,渣率在18.37%～26.81%.锌和银的同收率分别达到95%和92%～95%.     

硫化挥发法回收含锗浸出渣中的锗

针对含锗为0.318%的含锗浸出渣,借助电感耦合等离子体发射光谱仪(ICP-OES)、X射线衍射（XRD）分析、扫描电子显微镜能谱分析（SEM-EDS）等手段,确定浸出渣中锗的赋存状态,结果表明,含锗浸出渣物料的锗主要赋存于二氧化硅颗粒中;选择高温硫化挥发工艺实现锗的富集,重点研究了挥发过程中气氛环境、添加剂、挥发温度和挥发时间等对锗挥发率的影响。结果表明,采用氩气作为保护气氛,在挥发温度为900 ℃、挥发时间3 h的条件下,浸出渣中锗的挥发率达99.73%,得到挥发富集物含锗2.255%,实现了锗的高效富集,有利于提高锗的综合回收率。     

富锗渣矿协同浸出回收有价金属工艺研究

以锌浸出渣-富锗锌精矿为主要原料, 协同浸出物料中锌、锗。实验结果表明, 在还原浸出初始酸度70~75 g/L、高酸浸出初始酸度115 g/L、反应温度85~90 ℃、反应时间2 h条件下, 锌和锗浸出率分别可达93%和87%。该工艺简单、流程短, 不用增加复杂设备, 可为富锗锌精矿和锌浸出渣的清洁高效全湿法处理及产业化生产提供借鉴。     

选冶结合从锌浸出渣中回收锌

针对湖南某冶炼厂湿法炼锌渣,采用热酸浸出和浮选的方法回收锌,热酸浸出锌浸出率为75.3%,浸出率不理想,主要是因为浸出渣中还有少量硫化锌,通过浮选处理热酸浸出渣,浮选硫化锌回收率达89.4%,精矿品位18.2%。     

用萃取法从锌浸出液中回收锗

采用核工业北京化工冶金研究院研制的新型萃取剂７８１５和反萃取剂Ｂ,在株州冶炼厂协助下,完成了护大试验规模的用萃取法从锌浸出液中回收锗的研究工作。所得结果表明ρ（Ｇｅ）０．０１５～０．０３ｇ／Ｌ的锌浸出液,经三级萃取、一级反萃取,可得到ρ（Ｇｅ）〉３．５ｇ／Ｌ的反萃取合格液。合格液经中和可得ｗ（Ｇｅ）〉２０％的粗ＧｅＯ２产品。中和母液补加反萃取剂后返回使用。     

用萃取法从锌浸液中回收锗

贵州铁路锌厂锌浸出液中含有４０￣５０ｍｇ／ＬＧｅ,采用本研究的萃取法从这种浸出液中分离回收锗的工业生产实践表明,经三毋萃取一级反萃取,锗的萃取率和反萃取率分别为９５％和９９％,粗ＧｅＯ２产品含 锗 ３０－４５％,萃取剂和反萃取剂均可循环使用,取得了比较理想的技术经济指标。     

浸出浮选联合法从锌渣中回收银

前言湿法冶金处理锌精矿时,贵金属进入浸出渣中,很难回收。为此采用了各种湿法冶金和浮选方法从中回收银（FlettandWilson,1983;Raghavan,GuptaandGupta,1987）。本研究的对象是俄罗斯一家炼锌厂的锌渣。原来单用浮选法从锌渣中回收银（Eropki,等人,1993）,回收指数只有70o,所用方法的明显缺点是循环水中有氯离子存在,对环境可能产生不良的效果、通过进一步研究开发了一个联合法,不使用氯化物而改用其他溶剂。物料的特点锌渣样含l．9％Cll、31％Ph、20％Zn、ZI％Fe、1．2％Mn、3％S、4％Sic。、2209／tAg和0．sg／tAn。…     

提高氧化锌烟尘锗浸出率的实验研究

根据生产实际情况及面临的现状,分析锗在烟化炉烟尘—多膛炉—酸性浸出过程中形为变化,根据锗的形为变化过程中来控制锗的存在形态,进而控制锗在酸性浸出过程中的存在形态,提高锗的浸出率。     

浸铜后渣有价金属综合回收的实验研究

研究了浸铜后渣综合回收铜、铅、银等有价金属的最佳工艺路线,试验结果表明：采用氧化焙烧与还原熔炼相结合分离出金属合金,从而获得良好的工艺技术指标,Cu、Pb、Ag、Bi、Mo的回收率分别达到97.68%、84.16%、98.79% 、98.01%、85.14%。     

某微细粒氰化渣浮选回收金实验研究

本试验对某微细嵌布氰化渣进行了矿石性质、金赋存状态、粒度和多元素分析,进行了浮选回收金工艺和条件实验的详细研究,最终确定采用浮选工艺,硫化矿和铁氧化矿分开浮选的工艺流程,这样有利于提高金回收率。研究结果表明采用一粗、两精、三扫、中矿精选的硫化矿、铁氧化矿分开浮选的工艺流程,获得精矿金品位31.26 g/t,回收率62.65%,相比较现场混合浮选,金精矿品位提高了约10 g/t、回收率提高了5%,对同类矿产资源的利用提供了参考依据。     

锌中浸渣中锌和铟的SO_2还原浸出研究

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%。     

常压富氧浸出含锗氧化锌烟尘回收锌和锗

针对湿法炼锌过程中稀散金属锗的浸出,以含锗氧化锌烟尘为原料,采用常压富氧浸出技术从含锗氧化锌烟尘中回收锌和锗。氧化锌烟尘的X射线衍射(XRD)和扫描电子显微镜-能谱分析(SEM-EDS)等分析结果表明,富锗氧化锌烟尘除含有氧化锌外,还含有少量硫化锌与硫化铅,部分硫化锌与氧化锌混合形成致密颗粒。考察了铜离子浓度、时间、液固比、温度、氧压等因素对氧化锌烟尘浸出锌、锗的影响。结果表明,在常压富氧条件下,温度90℃、液固比7mL/g时,采用两段浸出4h,锌、锗的浸出率可超过90%;浸出渣主要物相为硫酸铅和硫化锌。采用氧化锌烟尘做中和剂对酸浸溶液进行中和还原处理,控制溶液pH值为3～3.5,反应时间1h,可将溶液中Fe3+的浓度控制在0.02g/L内,且该过程溶液中的锗不发生水解损失,有利于后续溶液中锗的高效分离回收。     

锌中性浸出渣还原浸出工艺研究

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     

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue

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.     

锌中浸渣-硫化锌精矿协同浸出锌、铟的研究

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。     

富铟锌浸渣热酸浸出锌铟的研究

以富含铟的湿法炼锌中性浸出渣为研究对象,研究了热酸浸出过程中锌、铟等有价金属的溶解行为。结果表明,随着锌浸渣的溶解,浸出液中Fe3+浓度及氧化还原电位不断升高,抑制了铁酸锌的溶解,在第一、二段浸出条件分别为:反应温度90℃、液固比10∶1、浸出时间4 h;初始硫酸浓度160 g/L、反应温度90℃、液固比10 m L/g、浸出时间4 h的试验条件下,采用两段逆流浸出工艺处理该渣,锌、铟的浸出率分别为96.53%、94.85%。