湿法炼锌净化钴渣中富集钴的工艺研究

在湿法炼锌工艺中,采用锑盐除钻法产出的净化钴渣经过酸性浸出后,锌、镉、钻等有价金属进入溶液,铜进入浸出渣。浸出液经过双氧水氧化除铁、低温锌粉置换除铜镉后,然后加入过硫酸钠,使溶液中的钴、铁、锰发生氧化,再用氢氧化钠溶液调整PH值在4．5～5．0之间,使溶液中的钻、铁、锰发生水解进入渣中。沉钴后液含Co≤5mg／l,避免了钴在湿法炼锌系统中的循环;钴的富集程度比较高,沉钴渣中钴的含量达到了20％以上,有利于钴的进一步精炼。     

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。     

湿法炼锌废渣中硫脲浸出银的动力学

探讨了从湿法炼锌废渣中用硫脲浸出回收银的浸出反应动力学,从这种难浸的含银炼锌废渣中用硫脲浸出回收银,浸出反应是一种典型的氧化还原反应并可充分进行,同时,通过动力学推导得出,从湿法炼锌废渣中用硫脲浸出银的反应动力学模型为收缩核动力学模型,同时计算出浸出活化能为13．26kJ/mol。该模型反映了浸出过程中控制整个反应速率的决定步骤是固膜扩散速率,并较好地说明了浸出机理。     

湿法炼锌锑盐净化钴渣处理的现状及展望

在湿法炼锌工艺中,采用锑盐除钴法产出的净化钴渣含有锌、镉、钴、铜等有价金属。从净化钴渣回收这些有价金属通常采用的工艺有两种：一是选择性浸出分离钴、锌、镉、铜-挥发窑回收锌、镉工艺;二是酸性浸出钴、锌、镉-α-亚硝基-β-萘酚的碱性溶液沉钴。这两种工艺都有不足之处,在氨-硫酸铵法和氧化法沉钴方面,科研人员进行了许多有益地探索。     

预浸-氰化浸出回收湿法炼锌渣中的银和金

某冶炼厂的锌浸出渣中银勘布粒度细,含银、金分别为381.3、1.02 g/t,可采用预浸-预浸渣氰化浸出工艺回收。重点研究了预浸条件对银、金浸出效率的影响。条件实验表明,药剂A比酸浸、氨浸具有更好的预浸效果;最佳预浸条件为药剂A浓度200 g/L、浸出液固比2:1、在50℃浸出3 h。综合条件实验得到的预浸渣渣率为66.2%,金、银的氰化浸出回收率分别为85.7%、92.9%。     

无铁渣湿法炼锌

这是一种无铁渣湿法炼锌方法，包括中性浸出、中浸渣高温高酸浸出、还原补锰、提取铟锗、初步净化、深度净化及开路锌、共沉淀、铁氧体制备等加工过程。本发明取消了湿法炼锌流程中的除铁过程，不产生铁渣，将锌精矿中的绝大部分铁及少量的锌直接加工成市场容量大，价格高的锰锌软磁铁氧体材料；直接从还原液中提取铟（锗），不仅使湿法炼锌和铟（锗）回收流程大为简化，铟（锗）回收率大幅提高，而且消除了低浓度二氧化硫烟气和大量铁渣对环境的污染，从而带来巨大的经济效益和显著的社会效益。     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧?浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%?36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700?750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

从湿法炼锌锑盐净化钻渣中回收钴、锌、镉、铜

在湿法炼锌工艺中,采用锑盐除钴法产出的净化钴渣经过酸性浸出后,锌、镉、钴等有价金属进入溶液,铜进入浸出渣。浸出液经过双氧水氧化除铁、低温锌粉置换除铜后,用α-亚硝基-β-萘酚的碱性溶液进行沉钴,沉钴渣经过酸洗除杂后,进行氧化焙烧而得粗Co2O4。该工艺,经济效益明显。     

高锌尾渣的湿法处理

位于伊朗西北部的Dandi选矿厂产生的浮选尾渣中，含大量以菱锌矿和异极矿形式存在的锌。Shirin Espiari等对Dandi选矿厂产出的富锌尾渣进行了矿物学表征，并进行了浸出试验，以此评定几个参数对锌溶解动力学的影响。所研究的参数包括硫酸浓度，反应时间，温度和矿浆密度。研究发现，浸出由活化能为23．5kJ／mol的控制步骤的单一速率控制。为了解决硅酸聚合引起的过滤问题，加石灰作凝结剂。确定了获得最大过滤速率所需的最佳pH，保留时间和温度条件。     

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。     

Recovery of valuable metals from zinc leaching residue by sulfate roasting and water leaching

Zinc leaching residue (ZLR), produced from traditional zinc hydrometallurgy process, is not only a hazardous waste but also a potential valuable solid. The combination of sulfate roasting and water leaching was employed to recover the valuable metals from ZLR. The ZLR was initially roasted with ferric sulfate at 640 °C for 1 h with ferric sulfate/zinc ferrite mole ratio of 1.2. In this process, the valuable metals were efficiently transformed into water soluble sulfate, while iron remains as ferric oxide. Thereafter, water leaching was conducted to extract the valuable metals sulfate for recovery. The recovery rates of zinc, manganese, copper, cadmium and iron were 92.4%, 93.3%, 99.3%, 91.4% and 1.1%, respectively. A leaching toxicity test for ZLR was performed after water leaching. The results indicated that the final residue was effectively detoxified and all of the heavy metal leaching concentrations were under the allowable limit.     

Technological mineralogy and environmental activity of zinc leaching residue from zinc hydrometallurgical process

Chemical, physical, structural and morphological properties of zinc leaching residue were examined by the combination of various detection means such as AAS, XRF, XRD, Mössbauer spectrometry, SEM-EDS, TG-DSC, XPS and FTIR. The toxicity characteristic leaching procedure (TCLP) was used to investigate the environmental activity of zinc leaching residue for a short contact time. The phase composition analysis indicated that the zinc leaching residue mainly consists of super refined flocculent particles including zinc ferrite, sulfate and silicate. The physical structural analysis showed that it has a thermal instability and strong water absorption properties. The results of TCLP indicated that the amounts of Zn and Cd in the leaching solution exceed 40 and 90 times of limit, respectively, which demonstrate that this residue is unstable in weak acidic environment for a short contact time.     

铟的还原浸出动力学及分步沉淀选择性分离（英文）

开展硫化锌精矿还原浸出高铁锌浸出渣高效浸铟及浸出液中铟选择性分离的研究。结果表明：在固体物料粒度74～105μm、反应温度90℃、浸出时间300 min、硫酸浓度1.4 mol/L的条件下,铟的浸出率达95%以上。采用收缩核模型对还原浸出动力学进行分析,不同条件下的浸出实验结果表明反应受穿过固体产物层的扩散控制,活化能为17.96 k J/mol,相对于硫酸浓度的反应级数为2.41。铁粉置换沉铜过程铜和砷的沉淀率均达99%以上。98%以上的铟从含高亚铁离子浓度的硫酸锌溶液中选择性分离,获得铟含量约为2.4%的富铟渣,经酸浸-萃取-电积工艺流程进一步处理后可得到纯铟。     

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。     

高炉尘泥化学除锌

为了降低经物理分选后的高炉精泥中锌的含量,对高炉精泥进行化学浸出除锌研究,考察浸出剂、浸出时间、温度、液固比和搅拌速度等对浸出的影响,并进行理论分析。结果表明：硫酸对锌的浸出率最高,氯化铁次之,氨水最低;在合适的浸出条件下：液固比8-1,温度20℃,硫酸浓度125 g/L,浸出时间35 min和搅拌速度150 r/min,锌浸出率为73.9%,高炉精泥中的锌含量从1.46%降低到0.38%。对硫酸浸出脱锌的动力学和反应机制的研究表明,浸出过程遵从1-2α/3-（1-α）2/3=kt,浸出反应的活化能为8.89 kJ/mol,属于扩散控制过程。     

锌浸出渣中重金属的环境活性和生态风险评价

采用矿物学分析、BCR三步连续浸提、动态淋洗实验以及Hakanson潜在生态风险评价4种方法对锌浸出渣重金属的环境活性以及生态风险进行评价.结果表明,锌浸出渣中重金属的环境活性大小依次为Cd＞Zn＞Cu＞As＞Pb.废渣中主要重金属的潜在生态风险评价表明,该种废渣对环境具有很高的生态风险,单个重金属的生态危害顺序为Cd＞Zn＞Cu＞As＞Pb.Cd有很严重的生态风险,是对生态环境造成毒性的主要原因.     

碳还原锌浸出渣炼铁过程的热力学分析

对锌浸出渣熔池熔炼碳还原炼铁反应过程进行了热力学分析。结果表明:Zn Fe2O4和KFe3(SO4)2(OH)6受热分解的含铁产物是Fe2O3,Zn Fe2O4在300~1800 K温度范围内不能自发分解,KFe3(SO4)2(OH)6在652.25K即可分解;高pCO/pCO2、低温(但要高于炉渣熔融的温度)有利于熔体中的Fe2O3还原生成液态铁;含硫物相低温分解后的产物有金属硫酸盐K2SO4和Ca SO4,两者热分解脱硫的有利条件均是高温及低硫分压、低氧分压(但氧分压要高于硫酸盐分解生成硫化物的限值),Ca SO4热分解脱硫比K2SO4易于进行。锌浸出渣中碱性氧化物Ca O的存在,一方面可以降低Zn2Si O4碳热还原的起始反应温度,另一方面可以提高炉渣碱度及炉渣中Ca O的活度,降低硫在铁液与炉渣中的分配平衡常数。