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为了综合回收湿法炼锌过程富集于中浸渣中的有价金属,以高铁闪锌矿为研究对象,开展了中性浸出渣(简称为中浸渣)和锌精矿的联合还原酸浸试验研究。考察了中浸渣和锌精矿质量比、初始硫酸浓度、浸出时间、液固比、温度对锌、铁浸出率的影响。优化条件为:初始硫酸浓度220 g/L,中浸渣与锌精矿质量比1∶0.25,粒度-0.074 mm,液固比6∶1,温度90℃,反应时间3 h。在此条件下,锌和铁的浸出率均在96%以上,浸出液中95%以上的铁为二价铁离子,满足了后续工艺的要求。 相似文献
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铁酸锌的还原分解和其中锗的行为研究 总被引:3,自引:0,他引:3
在湿法炼锌中生成难溶性的铁酸锌是锌、锗浸出率低的原因。采用还原沸腾焙烧锌焙砂的工艺可有效地把铁酸锌还原分解成可溶性的产物,赋存其中的锗也将大部分溶出。本文研究了锌焙砂的物相组成,对铁酸锌还原过程的热力学、动力学进行了分析和研究。从而确定了铁酸锌还原分解的工艺条件并查明锗在工艺中的行为。在800—860℃,CO 8—12%的条件下对锌焙砂还原焙烧20—40min使锌浸出率从87%提高到98.5%,锗浸出率从47%提高到85—90%。研究证实了还原分解铁酸锌工艺的可行性。 相似文献
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通过控制浸出过程中pH值,抑制硅酸的生成,高硅锌焙砂在传统湿法浸出过程中沉降性能良好,能够保证生产的正常运行;试验发现,在浸出过程中,锌浸出率在中性浸出37.21%、预中和浸出90.60%、高酸浸出95.66%;同时,F、Cl在循环浸出过程中无明显累积情况。 相似文献
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我国锌资源储量丰富,含锌矿物中很大一部分以高铁闪锌矿的形式存在,并且其中含有丰富的铟资源。为了综合回收高铁闪锌矿湿法炼锌过程富集于中浸渣中的有价金属,开展了中浸渣和锌精矿的还原酸浸试验研究,其主要目的是利用硫酸浸出中性浸出渣中以铁酸盐形式残留的锌和铟,同时利用锌精矿将溶液中的三价铁还原为二价铁,实现锌精矿中锌、铟的同步浸出。研究了锌中浸渣和锌精矿的投料质量比、浸出剂浓度、液固比、反应温度、浸出时间对锌、铟浸出行为的影响。研究表明在初始硫酸浓度220 g/L,中浸渣与锌精矿质量比1∶0.25,粒度-74μm,液固比6,温度90℃,反应时间3 h的条件下,锌、铟的浸出率在96%以上,浸出液中95%以上的铁被还原为二价铁离子,实现了浸出与还原的同步进行。 相似文献
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某高砷高硫金精矿焙砂含Au 84.27 g/t, 含As 0.55%、S 1.03%, 生产现场金的氰化浸出率不足80%, 迫切需要查明该焙砂的浸金特性。结合化学成分和物相分析, 发现含铁物相包裹是浸金渣中残留金难以浸出的根本原因。浸金渣残留金(19.54 g/t)中包裹金占96.66%, 主要包裹物相有氧化铁、毒砂和黄铁矿等含铁物相, 92.68%的包裹金存在于这些含铁物相中。浸金试验中焙砂及浸金渣所达到的浸出率分别只有84.47%、16.70%, 进一步验证了含铁物相中的包裹金极难浸出, 焙砂的浸金率很难继续提高。 相似文献
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采用磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺对某低品位高磷赤铁矿石进行了试验研究, 在焙烧温度800 ℃, 焙烧时间30 min, 配煤量20%条件下得到焙烧矿, 再经过两段弱磁选得到铁品位55.03%、铁回收率55.49%、磷含量0.54%的粗精矿。采用硫酸酸浸对粗精矿进行脱磷, 最终铁品位达到57.88%, 全流程铁回收率53.47%, 磷含量降到0.20%。通过酸浸脱磷正交实验, 发现浓硫酸用量对脱磷率、铁回收率影响显著。使用高压辊磨处理, 增加磁选粗精矿的比表面积, 能有效提高酸浸脱磷率, 当粗精矿比表面积由589 cm2/g提高到1 865 cm2/g时, 铁精矿磷含量由0.20%降到0.08%。 相似文献
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基于锌冶金中锌铁金属资源高效绿色利用和全利用周期角度,在尽可能不破坏铁酸锌晶体结构条件下,探究将锌冶金副反应产物铁酸锌作为产品独立分离出来的可能性。以广西某地冶炼厂锌焙砂为原料,在合适的硫酸浸出工艺条件下,制备出铁酸锌含量较高的浸出渣,再对其进行浮选分离提纯。结果表明,采用碳酸钠调节p H值并对矿浆进行分散,硫化钠抑制含铅矿物,并辅助丁基黄药、油酸钠捕收铁酸锌,获得的精矿产品中铁酸锌含量达到92%,实现了铁酸锌的有效提纯。 相似文献
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以硫铁矿为研究对象,研究浸出过程初始硫酸浓度、温度、氧分压、矿物粒度、反应时间对硫铁矿氧压浸出行为的影响。结果表明:硫铁矿氧压浸出过程反应初期为耗酸反应,硫酸的消耗速率大于硫酸的生成速率,反应后期主要是元素硫氧化转化生成硫酸;反应初期浸出液中的铁主要为二价铁离子,反应后期发生铁离子的氧化,且在高温酸性溶液中,三价铁离子可水解沉淀为赤铁矿和铁钒;硫铁矿中的硫元素在氧压浸出过程大部分转化为硫酸并以硫酸根的形式存在溶液中,而少部分以单质硫形式存在于浸出渣中,附着于浸出渣表面,形成包裹层。 相似文献