含锗氧化锌烟尘的加压酸浸试验研究

采用加压酸浸工艺从含锗氧化锌烟尘中高效浸出锗、锌,研究了浸出温度、浸出时间、氧气压力、硫酸用量及液固体积质量比对锗、锌浸出率的影响。结果表明,在硫酸用量为理论量的1.5倍、液固体积质量比为3mL/g、浸出时间为3.0h、浸出温度为80℃、氧气压力为800kPa、搅拌速度为500r/min的条件下,锗、锌的浸出率分别可达75.11%、97.21%。     

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。     

从湿法炼锌渣中回收镓和锗的研究(上)

湿法炼锌浸出渣中含有大量的镓、锗,具有极高的综合回收价值.利用镓、锗所具有的亲铁特性,开发了浸锌渣还原分选富集镓、锗的新工艺.该工艺通过强化浸锌渣的还原过程,使镓、锗定向富集于金属铁中(金属铁是镓、锗的主要载体矿物相),进而采用磁选的方法从焙烧渣中分离富集镓、锗.研究表明,在温度为1 100 ℃、恒温还原时间为150 min的条件下处理含Ga 527 g/t、Ge 305 g/t的某厂湿法炼锌浸出渣,可得到镓品位为2 164 g/t、回收率为92.40%,锗品位为1 600 g/t、回收率为99.03%的铁粉.     

热酸浸出锌浸渣中镓锗的研究

研究了锌浸渣热酸浸出过程的工艺条件,分析了浸出热力学和动力学机理,并用于指导回收稀有金属镓和锗。实验结果表明,锌浸渣中镓和锗浸出的最佳工艺条件为:硫酸初始质量浓度为188 g/L,反应温度为95℃,反应时间为3 h,液固比为5∶1,搅拌速度为300 r/min,该条件下多组综合实验的酸浸出液中Ga和Ge的浸出率均高于86%和62%。锌浸渣中金属镓锗的浸出过程在动力学上属于"未反应核减缩"模型,浸出过程主要受反应温度、始酸浓度、反应时间的影响,反应由界面化学反应控制。     

氧化锌烟尘氧化中浸-加压酸浸组合浸出技术

钢铁厂冶炼过程产生的含锌固体废弃物经烟化挥发得到氧化锌烟尘,具有来源广、成分复杂、原料波动性大的特点。以该氧化锌烟尘为研究对象,针对现行湿法炼锌常规工艺处理流程存在原料适应性差,锌直收率低,浸出渣中铅难以富集的问题,本文研究了氧化中浸-加压酸浸组合技术工艺,考察了液固比、反应时间、浸出温度、氧化剂等因素对锌、铟及主要金属离子浸出的影响。结果表明,采用氧化中浸技术在温度60 ℃、液固比3.9 mL/g、中浸1 h、中和2 h、过氧化氢用量62 mL/kg的条件下,锌浸出率达到80%以上,中浸液中铁含量＜20 mg/L,可实现锌的浸出与铁的同步沉淀;中浸渣采用加压酸浸技术,利用氧化中浸渣中沉淀的三价铁对硫化物进行氧化浸出,在不添加氧化剂、温度125 ℃、液固比2.5 mL/g、浸出时间3 h,浸出剂酸浓度为150 g/L的条件下,锌和铟浸出率分别达98%和90%以上,锌与铟可同时高效浸出,且可同步实现浸出液中铁价态的控制,加压酸浸液中铁浓度在17 g/L左右、其中二价铁浓度在16 g/L左右,90%以上的铁为二价铁,易于后续溶液处理,加压酸浸渣铅含量≥30%,富集比高。该工艺解决了常规工艺锌直收率低的问题,简化了工艺流程,提高了原料适应性,实现了氧化锌烟尘的高效综合利用。     

含铟低酸浸出液中富集铟的研究

为有效地富集低酸浸出液中的铟、提高铟的回收率,提出了"硫化锌精矿还原含铟浸出液中Fe3+-纳米氧化锌中和含铟还原液沉铟"工艺,从含铟低酸浸出液中富集回收铟。还原工艺的最佳条件为:ZnS精矿的粒度为0.074 mm,ZnS精矿的过剩系数为2.0,还原温度为95℃,还原时间为3.0 h。还原结束后溶液Fe3+的浓度为0.18 g/L,Fe3+的还原率为97.84%。中和沉铟的最佳条件为:中和时间为75 min,中和温度为70℃,中和剂过剩系数为1.20,沉铟率为97.57%,中和渣中铟的品位达到2%以上。     

低-中温下富锗闪锌矿的氧压酸浸研究

通过正交试验对云南驰宏锌锗股份有限公司曲靖基地的富锗闪锌矿进行氧压酸浸研究.结果表明,在低温和中温下浸出动力学存在显著差异.在最佳试验条件(温度为150℃,氧分压为0.7MPa,浸出时间120min,物料粒度为58μm,搅拌速度为200r/min,酸锌比为1.4)下,锌和锗的浸出率分别为93.47%和89.84%.     

微波碱性焙烧—水溶含锗氧化锌烟尘回收锗

提出了微波碱性焙烧—水溶含锗氧化锌烟尘的新工艺,研究了配碱比、熟化时间、微波焙烧温度、液固比、水溶温度等对锗浸出率的影响规律。结果表明:在配碱比1 g·g-1、熟化时间5 d、微波焙烧温度400 ℃、保温时间10 min、液固比5 mL/g和水溶温度70 ℃时,锗的最佳浸出率为91.15%,与现有的常规碱性焙烧含锗氧化锌烟尘工艺对比可知,碱性焙烧温度从950~1 100 ℃降低至400 ℃,碱性焙烧保温时间由1~4 h降低至10 min,锗浸出率由80.35%提高至91.15%。      

硫脲-盐酸体系从稀土抛光粉废料中浸出回收稀土氧化物

基于稀酸溶液中Ce(Ⅳ)难溶而Ce(Ⅲ)易溶的特点,采用硫脲-稀盐酸体系还原浸出稀土抛光粉废料中稀土氧化物。考察了浸出温度、浸出时间、液固比(L/S)、盐酸浓度和硫脲用量对稀土抛光粉废料中铈浸出率的影响。结果表明：在盐酸浓度为4 mol/L、L/S为4.2、浸出温度90 ℃、浸出时间60 min、硫脲用量0.04 g/g给料的优选条件下,铈浸出率达99.37%。然后对浸出液采用草酸沉淀法分离和回收稀土氧化物,经氨水调pH至1.8~2.0,草酸沉淀,氧化焙烧,得到稀土氧化物产物,总REO含量约为97%,其中CeO2 78.00%、La2O3 18.93%,回收率分别为91.66%和68.44%。激光粒度分析、XRD、SEM等研究表明,稀土氧化物产物粒度分布均匀,主要为CeO2晶体,方形颗粒表面平整,棱角分明。     

锌精矿冶炼中镉回收工艺研究

以铜镉渣为原料, 对锌精矿冶炼中镉回收工艺进行了研究。通过单因素实验得到的最佳浸出反应条件为: 溶液酸度10 g/L、液固比6∶1、搅拌速度80 r/min、浸出温度85 ℃、浸出时间6 h, 此条件下, Cd、Cu和Zn浸出率分别为98.74%, 1.23%和98.35%。在置换过程中, 控制锌粉实际用量为理论用量的1.2~1.3倍, 搅拌速度60 r/min, 温度40~50℃, 时间50 min, 镉置换率可达99.01%, 一次置换镉绵含Cd在70%以上。     

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。     

某低品位金矿的氰化浸出试验研究

对含金1.15 g/t的某低品位金矿进行了原矿全泥氰化浸出和柱浸浸出的实验室试验研究,研究结果表明,在原矿磨矿细度为-74μm占90%条件下,采用原矿全泥氰化浸出工艺,金浸出率79.13%;采用柱浸浸出,-10 mm粒级矿样金浸出率达到68.70%。工艺方案比较表明,在目前原矿金品位1.15 g/t、金价220元/g的情况下,推荐采用堆浸工艺开发此低品位金矿资源。     

低电位化学浸出云南大红山黄铜矿

通常认为Fe3+离子是溶浸黄铜矿的有效氧化剂,Fe2+仅仅是Fe3+离子的供给源。但是有试验研究表明,对某些性质的黄铜矿而言,Fe2+离子比Fe3+离子具有更强的溶浸作用。本文对比了Fe2+与Fe3+离子浸出云南大红山黄铜矿的差异,详细研究了pH值、溶氧和Fe2+离子浓度等因素对低电位化学浸出的影响,并根据试验研究结果,系统总结了低电位化学浸出云南大红山黄铜矿的规律。     

块状低品位氧化锌矿浸出新技术研究

针对氧化锌块矿直接柱碱浸时锌的浸出率偏低的问题, 将块矿破碎到2 mm以下, 与5%的水泥混合, 制粒并固化, 得到直径在5～8 mm之间的颗粒。固化3、10、45 d的颗粒再进行浸出, 锌的最大浸出率分别为91.6%(浸出7 d内)、89.1%(浸出25 d内)、76.4%(浸出25 d内)。减少固化时间能够缩短反应时间、增加颗粒中锌的溶解以及减少浸出剂中初始锌浓度的影响。实验表明颗粒最少需固化3 d。动力学研究表明, 浸出过程受浸出剂通过脉石层的扩散控制, 表观速率常数分别为3.33×10^-2 d^-1、9.18×10^-3 d^-1、5.82×10^-3 d^-1。     

广西某低品位金矿的浸出试验研究

针对广西某微细粒浸染、品位低的风化型氧化金矿的特点,采用堆淋浸出方法,通过一系列正交条件试验研究,获得金浸出率为81.50%的较佳指标.     

氯化铵浸出低品位菱镁矿试验研究

以辽宁海城低品位菱镁矿为原料,在750℃煅烧2 h,再进行磨矿,筛分,氯化铵溶液浸出镁试验。采用单因素变量法得到了该菱镁矿的最佳实验条件为：-74μm煅烧后氧化镁4 g,浸出温度90℃,固液比1∶11(g/mL),反应时间为60 min,氯化铵用量32.094 g,反应过程中,采用间隔加药方式,每10 min加一次氯化铵,添加量为5.394 g,浸出率可达89%,镁离子质量浓度为49.09 g/L。该工艺无腐蚀性,时间较短,浸出率较高,镁离子浓度高,应用前景广阔。     

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%。     

黄铜矿低温下银离子催化细菌浸出

在低温(8～10℃)下研究Ag 催化中等嗜热嗜酸菌氧化亚铁硫杆菌(Thiobacillus Ferrooxidans)浸出黄铜矿的作用,考察主要工艺因素对添加Ag 催化浸出过程的影响.结果表明,Ag 催化细菌浸出作用在低温浸出的初始阶段最为明显,添加Ag 的初始浓度为15mg/L时,90d后铜的最终浸出率达到58.96%,比未添加Ag 时高出近一倍,最佳浸出工艺条件为接种量20%,矿石粒度-74μm,矿浆浓度2%,pH值2.5.