含铟锌渣湿法回收铟工艺进展

稀散金属铟独立矿床少,常伴生在锌硫化矿中,湿法或火法炼锌时富集到多种渣中,铟铁酸锌等难浸出物的存在使铟的回收工艺复杂,且回收率低。重点介绍了常规酸浸、加压富氧酸浸、热酸浸出、焙烧预处理—浸出、氯盐浸出和复合场强化铟浸出等锌固废提铟浸出工艺。指出未来辅助使用复合外场或联合多种方法从内部破坏难溶物结构,实现铟铁分离和铟铁酸锌的溶解,革新锌固废提铟工艺,研发新型萃取剂均可成为未来发展方向。     

锌冶炼固废湿法回收铟工艺进展

稀散金属铟独立矿床很少,常伴生锌硫化矿中,湿法或火法炼锌时铟富集到多种渣中,铟铁酸锌等难浸物存在使铟回收工艺复杂且回收率低。本文重点介绍几种锌固废提铟浸出工艺,常规酸浸原料适用范围少且回收率低,而针对难浸矿物则需采用加压富氧酸浸、热酸浸出、焙烧预处理、氯盐浸出等工艺。锌渣焙烧预处理后难溶硫化铟转化为硫酸铟,难溶硅酸盐结构也可被破坏,铟的浸出率达93%以上。采用复合场强化铟浸出具有很大应用潜力。传统萃取法工艺较复杂、后期操作也不好控制、离子分离困难,采用新型浸出后续处理工艺,包括石灰石中和水解沉淀,水解沉铟、离子交换树脂、生物浸出、真空蒸馏法,实现铟进一步富集。因此,未来辅助使用复合外场或联合多种方法从内部破坏难溶物结构实现铟铁分离和铟铁酸锌的溶解,锌固废提铟工艺革新,研发新型萃取剂均可成为未来发展方向。     

低酸浸出-溶剂萃取法从含铟渣中回收铟

用正交实验法研究从复杂含铟冶炼渣中回收铟的低酸浸出－溶剂萃取工艺，探讨铟锑分离的条件。含铟锑渣用2mol/L H2SO4和30－40g/L NaCl两段逆流浸取，浸出温度100℃，铟的浸出率为80％。用P204－磺化煤油体系，相比O／A为1：3，水相保持浸出液酸度，3级逆流萃取，铟的萃取率达98％以上，用30g/L草酸溶液2次洗脱负载有机相中的锑，脱除率99％。用2mol/L HCl溶液3级逆流反萃铟，铟的反萃率在99％以上。     

含铟锌浸出渣硫酸溶液中铟的浸出过程动力学

研究含铟锌浸出渣在硫酸溶液中的浸出过程动力学,考察搅拌转速、硫酸浓度、三价铁浓度、反应温度和矿物粒度等对铟浸出速率的影响。结果表明,浸出过程可用没有固体产物层生成的"未反应核收缩模型"描述,浸出反应的表观活化能为Ea=47.14 k J/mol,对硫酸浓度与三价铁浓度的表观反应级数分别为0.985和-0.096,含铟锌浸渣的浸出过程受化学反应速度控制。     

湿法炼锌渣中铟铋锡的分离回收

采用浸出-溶剂萃取方法处理湿法炼锌渣,分离回收其中的In, Bi和Sn.用4.5mol/ L H2SO4浸出2h,浸出液用TBP萃取Sn,用P204萃取In,浸出渣再用3mol/L HCl 溶液浸出 Bi. 用钢板从溶液中置换Bi,获得海绵铋,Bi>97%.用铝板从反萃液中置换Sn和In得到海绵锡和海绵铟,海绵锡含Sn99%,三种金属的回收率都在90%以上.     

合成富铟铁酸锌中铟的硫酸浸出行为研究

为了给富铟铁酸锌中铟的高效回收提供参考,以铟浸出率为评价指标,研究了人工合成富铟铁酸锌硫酸浸出的工艺条件及其动力学模型。结果表明：合成富铟铁酸锌的粒度在0150~0045 mm范围内变化对铟浸出率影响较小,浸出反应温度、浸出时间、搅拌速度对铟浸出率影响较大,较理想的浸出反应温度为85 ℃、浸出时间为60 min、搅拌速度为300 r/min;该浸出反应符合未反应缩核模型,其表观活化能E_a为53555 kJ/mol。     

硫酸熟化—常压浸出综合回收锡烟尘中铟锌试验研究

某锡烟尘含Sn 37.43%、Zn 8.82%、In 0.56%,具有较高的综合回收价值。采用硫酸熟化—常压浸出工艺回收烟尘中的有价金属铟、锌,而锡有效富集在渣中。通过条件试验确定适宜的工艺参数为熟化温度140℃,熟化保温时间40 min,硫酸与锡烟尘质量比0.7∶1,浸出时间1.5 h,浸出温度90℃,浸出液固比4∶1 m L/g。在此条件下,铟和锌的平均浸出率分别达到96.68%和97.70%,锡的平均浸出率降低到0.52%。与常压酸浸提取工艺相比,硫酸熟化常压浸出工艺可显著提高铟和锌的浸出率,并显著降低锡的浸出率,实现了铟、锌与锡的高效分离。     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银

对于含铜、砷金精矿,国内外黄金冶炼厂通常采用焙烧氰化法提取金、银,但所产的氰渣中金、银的含量较高,其品位分别为Au1.5～2.5g/t、Ag150～250g/t.如何从焙烧氰化尾渣中回收Au、Ag,合理地利用矿产资源,提高企业的经济效益,是目前黄金选冶工艺中急待解决的难题.为此,我们以山东招远黄金冶炼厂焙烧氰化尾渣为原料进行了试验研究.结果表明,采用添加剂进行尾渣焙烧-氰化浸出的工艺,金、银的回收率分别达到61.54%和76.81%.该方法投资少、成本低、简单易行,具有较好的经济效益和社会效益,值得推广应用.     

还原焙烧浸出低品位含铜硫酸渣中的铜

某低品位含铜硫酸渣铜品位为0.29%,铁品位为56.11%,直接采用浮选或硫酸浸出均无法回收硫酸渣中的铜,且影响最终铁精矿的质量,造成铜、铁资源浪费。研究发现,硫酸渣经还原焙烧后,铜主要以硫化铜形式存在,矿物嵌布粒度较细。探讨了浸出剂硫酸浓度、磨矿细度、浸出温度、液固比、浸出时间等参数对还原焙烧后硫酸渣中铜浸出的影响。在浸出剂H2SO4体积浓度为3%、磨矿细度-0.045mm占74.55%、浸出温度70℃、固液比1∶4(g/mL)、浸出时间为3h的最佳浸出条件下,铜的浸出率为77.63%,浸渣Cu含量为0.066%。硫酸渣原样经还原焙烧—磨矿—铜浸出—磁选分离试验,铜的浸出率可达82.68%,还可得到铁品位为66.45%、含铜品位为0.052%的合格铁精矿。实现了硫酸渣中铜、铁资源的回收。     

Recovery of manganese from electric arc furnace dust of ferromanganese production units by reductive leaching

Recovery of manganese from electric arc furnace dust (EAFD) of a ferromanganese production unit was investigated using reductive leaching in sulfuric acid (H₂SO₄). Three different reducing reagents, oxalic acid, hydrogen peroxide and glucose, were tested. Effect of different leaching parameters on the leaching and separation selectivity of manganese from iron was investigated. Iron concentration in solution was also determined, since iron was the major contaminant in the leach liquor. From the results complete leaching of manganese was achieved at 0.31 mol/L oxalic acid concentration, 2 mol/L H₂SO₄, a liquid/solid ratio of 30/1 at 70 °C and with 90 min leaching time.     

含铟锌浸渣中铟浸出动力学研究

本文以含铟锌浸渣为对象,研究其在硫酸溶液中的浸出动力学。考察了搅拌转速、硫酸浓度、三价铁浓度、反应温度和矿物粒度等实验条件对铟浸出速率的影响。结果表明：其浸出过程可用没有固体产物层生成的“未反应核收缩模型”描述;浸出反应的表观活化能为 J/mol;对硫酸浓度与三价铁浓度的表观反应级数分别为0.985与-0.096;含铟锌浸渣的浸出过程受化学反应控制。     

碱性焙烧再次沉矾法回收黄铁矾渣中的铟

从湿法炼锌的富铟铁钒渣中回收海绵铟.将黄铁矾渣碱性焙烧、稀酸浸出、再次沉矾、二次铁矾渣经焙烧、酸浸、还原可得海绵铟.主要考察了铁钒渣650℃焙烧时的碱渣配比、焙烧时间,焙烧渣浸出温度和再次沉矾时间等因素的影响.结果 表明,碳酸钠和黄铁矾渣的质量比为0.36,焙烧90 min后,用1 mol/L稀硫酸在85℃C下浸取150 min,浸出液在90℃下经14h再次沉矾,铟含量可提高23倍.二次矾渣600℃C焙烧后用1.0 mol/L稀盐酸浸出,浸出液直接用铝板置换,可得到93％以上的海绵铟,铟的直收率85％.     

硫酸浸取法从高钛型高炉渣富钛产物中提取钛

以攀西地区高钛型高炉渣经磁选、硫化焙烧-水浸、盐洗处理后所获的富钛产物为原料,采用稀硫酸浸出法提取其中的钛组分.考察了硫酸质量分数、温度、酸渣质量比和时间对钛浸取率的影响.采用XRF和XRD对富钛产物和酸浸渣的化学成分与物相组成进行了研究.结果表明,富钛产物中Ti02含量超过35％,主要以无定型水合氧化钛和钙钛矿形式存在;提取钛的最佳条件为:硫酸质量分数60％,温度160℃,酸渣质量比(1.25～1.5):1,时间2.5h,Ti02浸取率可达90％以上,且纯度较高;酸解过程中,无定型水合氧化钛最先溶出,其次是钙钛矿,最后是部分透辉石.该工艺具有用酸浓度低、酸解时间短、Ti02浸取率高等特点,对高钛型高炉渣资源化利用具有重要的意义.     

高砷铜烟尘中有价金属回收的实验研究

针对火法熔炼—湿法浸出工艺处理高砷铜烟尘有价金属回收率低,湿法浸出工艺处理高砷铜烟尘砷铁渣量大、会释放剧毒砷化氢气体的问题,采用低温硫化挥发的方法将砷与其他有价金属选择性地分离,实现了砷的去除和综合利用,砷以三氧化二砷产品的形式得以回收利用。挥发除砷后的焙砂采用加压硫酸浸出,浸出液中的铟采用P204萃取,反萃后利用锌粉置换得到海绵铟,萃铟后的浸出液采用锌粉置换得到海绵铜,锌通过浓缩的方式制成七水硫酸锌产品,锡铋铅入渣以铅冶炼原料得以回收。     

黄磷电尘灰中镓的加压酸浸试验研究

对黄磷电尘灰中的镓进行了加压硫酸浸出的研究,重点考察了硫酸质量浓度、液固比、反应温度、浸出时间对浸出效果的影响,实验结果表明在较优工艺条件下,镓的浸出率为97.14%,SiO2截留率为97.75%,氟的浸出率仅为2.73%,实现了镓的选择性浸出和酸浸液沉硅脱氟的综合效果,浸出矿浆过滤性能良好。镓的提取效果与硅胶的形成情况密切相关,高温条件有利于酸浸液中可溶性硅转化成晶态SiO2及维持高的镓浸出率。     

选择性氯化焙烧脱氧化锌烟尘中的氟氯

研究铅烟化炉氧化锌烟尘选择性氢化焙烧脱氟氯的过程。考察焙烧温度、焙烧时间、氯化钠和硫的加入量等因素对氟氯脱除效果的影响。实验结果表明,加入元素硫可以使氧化铅优先氯化并迅速挥发,避免物料烧结,有利于氟氯的脱除。在最佳条件下,焙烧产物中氟、氮的含量分别在0．015％和0．04％以下,满足湿法炼锌的要求。     

焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收的工艺研究

梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价金属,对提高资源综合利用率、消解氰化尾渣危废对冶金行业持续发展具有重要意义。本文以焙烧氰化尾渣为原料,采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧—磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法,焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌、铁的综合回收率分别达到63.07%、80.50%、70.31%、80.64%。该技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中金、铜、锌、铁的综合回收技术难题,实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用,同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源,解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。