首页 | 本学科首页   官方微博 | 高级检索  
相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 154 毫秒
1.
江祖荣  熊璞  朱俊坚  王新 《辽宁化工》2012,41(11):1126-1129
根据软锰矿、铅精矿氧化还原上的互补性进行同槽浸出实验,讨论了反应温度、浸出时间、硫酸浓度、固液比、矿粒大小对浸出影响因素,本论文重点讨论了浸出体系硫酸铅的分离及对其分离影响因素.通过多次实验及分析得出了硫酸体系中两矿同时浸出的实验条件,为进一步研究软锰矿、铅精矿两矿浸出工艺打下了实验基础.  相似文献   

2.
一种用氧化锌矿或锌碴生产锌精粉的方法   总被引:1,自引:0,他引:1  
一种用氧化锌矿或锌碴生产锌精粉的方法,采用粉矿-氨浸-过滤-沉锌的流程生产锌精粉,特别适合处理含锌量2%~18%(质量分数)的低品位氧化锌矿或锌碴。首先将矿石粉碎成矿粉;其次用氨水和碳酸氢铵的混合溶液或氢氧化钠和碳酸氢铵的混合溶液为浸矿剂与矿粉反应,使矿石中的锌以锌氨络合物的形式进入溶液,并使铅、镉、锰、钙及硅等杂质留在矿渣中,  相似文献   

3.
溶剂萃取法分离锌锰金属离子的实验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
以软锰矿和锌精矿同槽酸浸取得到硫酸锌、硫酸锰混合液,研究了从混合溶液中萃取分离锌离子、锰离子的萃取剂的选择以及适宜的萃取条件.实验结果表明,磷酸二(2-乙基己基)酯(P204)萃取锌的能力优于磷酸三丁酯(TBP),在室温、相比A/O=2∶ 1、萃取时间10 min、萃取级数5级、溶液pH为4.0,P204的体积分数为40%时,萃取率达到95%,萃取相锌质量浓度为27.15 g/L.反萃液为0.8 mol/L的稀硫酸,4级反萃,反萃液锌质量浓度可达到89.9 g/L,在此基础上提出了从软锰矿和锌精矿同槽酸浸取液中用P204萃取锌的工艺.  相似文献   

4.
一、采用水力输送的过程: 我厂以炼锌为主,以制酸为辅,因此焙烧工段是以焙烧锌精矿得到氧化焙烧矿为主,在焙烧过程中产出的SO_2送到制酸工段为辅。但是我国目前对硫酸的需要量很大,供不应求,因此发挥一切可以生产硫酸的设备效能来增产硫酸便成了很重要的问题,我厂为了调剂精矿焙烧量和充分发挥制酸设备潜力,因此单独预备一座炉子来焙烧硫化铁矿。焙烧硫化铁矿来生产硫酸,其矿渣在我厂尚末利用,十年来的处理办法是把高温矿渣(达900℃)用人力沿着轻便铁轨推到海滩储存,或推到火车站台附近用水熄灭降温后装车外运,在这个过程中推车的劳动条件非常恶劣,受着高温矿的烤,受着矿尘与SO_2的嗆,  相似文献   

5.
以锌烟灰、软锰矿和机械厂废铁屑为原料,经同时浸出,净化和共沉淀后制取锰锌软磁铁氧体用前驱体.结果表明,同时浸出过程中铁、锰、锌的直收率分别为97.84%,92.47%和90.18%,浸出液中硅铝杂质含量分别为29.29和6.7 mg/L;经过净化过程后,净化液中的硅、铝、铜、镉、铅等杂质含量低,相对较难去除的铅镉杂质的脱除率分别为92.61%和95.90%;经过共沉淀后,共沉粉中的钙镁杂质含量分别为0.07%和0,05%.得到的共沉粉经铁氧体工艺后产品质量均优于PC30的标准.  相似文献   

6.
对云南某含锡多金属硫化矿进行了工艺矿物学和选矿实验研究. 结果表明,矿石中铅锌品位低,铅、锌矿物相互交代、包裹,嵌布粒度不均匀,采用优先浮铅、再选锌的原则流程,利用铅矿物与锌、硫矿物间可浮性差异较大的特点,采用石灰、亚硫酸钠和硫酸锌抑制锌、硫,以乙基黄药为铅捕收剂优先浮选铅矿物,选铅尾矿用硫酸铜作活化剂活化闪锌矿选锌;锡矿物与黄铁矿、磁黄铁矿等矿物共生关系复杂,且嵌布粒度较细,选锌尾矿经脱硫浮选后采用重磁联合流程回收锡矿物. 通过闭路实验,得到含铅40.92%、银1610.53 g/t、铅回收率81.25%、银回收率77.03%的铅精矿,锌精矿含锌43.23%、回收率为85.92%,硫精矿含硫42.57%,作业回收率为87.65%,锡精矿含锡42.38%,作业回收率为59.29%.  相似文献   

7.
蔗髓低温还原焙烧-浸出低品位软锰矿工艺   总被引:1,自引:0,他引:1  
以蔗渣造纸工业废弃物蔗髓为还原剂,研究了低温焙烧还原浸出软锰矿的新工艺. 考察了蔗髓与软锰矿中锰的质量比、焙烧时间、焙烧温度、搅拌速率、浸出温度、浸出时间、H2SO4浓度和液固比对锰浸出率的影响,并分析还原焙烧过程. 结果表明,锰浸出率随蔗髓用量、焙烧时间、焙烧温度、搅拌速率、浸出温度、浸出时间、H2SO4浓度和液固比增加先增加然后基本保持不变. 蔗髓热解生成还原性气体有机物将软锰矿中高价锰氧化物MnO2还原为低价MnO. 适宜的焙烧还原浸出条件为:蔗髓/锰质量比0.62:1、还原焙烧温度350℃、还原焙烧时间60 min、浸出搅拌速率200 r/min、浸出温度60℃、浸出时间40 min、H2SO4浓度3.0 mol/L、液固比6 mL/g. 在此条件下,软锰矿的浸出率可达97%.  相似文献   

8.
用钛白副产的硫酸亚铁浸锰制备高纯二氧化锰   总被引:5,自引:0,他引:5  
以低品位的贫软锰矿为原料,对用生产钛白副产的硫酸亚铁直接浸锰、浸出液除杂、碳酸锰沉淀、碳酸锰焙烧及二氧化锰精制制备二氧化锰的工艺条件进行了研究。实验得到硫酸亚铁浸锰的最佳工艺条件为:浸锰温度70℃,浸锰时间3h,硫酸初始浓度2.1mol/L,矿粉粒度〈150μm,硫酸亚铁加入量为其理论量的120%,固液质量比1:3。碳酸锰焙烧的适宜条件为:焙烧时间4~5h,焙烧温度320—340℃,焙烧料翻动时间10-15min。按该条件浸锰并制备高纯二氧化锰,锰的浸出率可达98.5%以上,产品质量符合ZBG13001-1986一级品标准。该工艺为贫软锰矿的开发利用及钛白粉厂的硫酸亚铁渣的综合利用开辟了一条新途径。  相似文献   

9.
硫化矿中常含有少量汞,在焙烧过程中,汞挥发随烟气进入制酸系统。烟气中的汞约50%在净化过程被除去,剩余汞被干燥塔和吸收塔的循环酸吸收,生成含汞硫酸。锌精矿含汞一般高于其他硫化矿,所以用锌精矿的烟气制酸,酸中含汞高于其他原料的产品。  相似文献   

10.
锌精矿沸腾焙烧过程中砷锑杂质的脱除   总被引:2,自引:0,他引:2  
吴仲 《无机盐工业》2006,38(5):43-44
在低温氧化焙烧、高过剩空气系数高温氧化焙烧、低过剩空气系数高温氧化焙烧3种不同的条件下,对锌精矿沸腾焙烧过程中砷锑杂质的脱除率进行比较,发现在较低过剩空气系数高温氧化焙烧的前提下,采用焙烧温度为1 170~1 200℃、焙烧强度为7.0 t(干矿)/(m2.d)、炉底鼓风量为7 300~7 620 m3/h的操作条件对锌精矿进行高低过剩空气系数交替高温氧化焙烧,砷的脱除率达到68.5%以上,锑的脱除率达到69%以上。  相似文献   

11.
Manganese leaching during high concentration flue gas desulfurization process with semi-oxidized manganese ore was studied in this paper. It was found that there were different reaction pathways among which MnO_2,Mn_2O_3 and MnCO_3 in semi-oxidized manganese ore during flue gas desulphurization and manganese leaching.High SO_2 concentration facilitated redox reaction between MnO_2 and SO_2, and high concentration of H_2SO_4 accelerated MnCO_3/Mn_2O_3 leaching from semi-oxidized ore. Kinetics study showed that manganese leaching in flue gas desulfurization process with semi-oxidized ore was controlled by a mixed-control model, that is the surface chemical reaction and mass diffusion dominated both the oxidation of SO_2 and manganese leaching process. The apparent activation energy was 13.05 k J·mol~(-1) and the reaction orders with respect to SO_2 and H_2SO_4 concentration were 1.38 and 0.10, respectively. Finally, a semi-empirical rate equation based on shrinking core model was derived to describe the process.  相似文献   

12.
姚露  辛广智  杨林  蒲鹏燕  江霞  蒋文举 《化工进展》2021,40(5):2859-2866
结合电解锰生产工艺,以氧化锰矿为原料,以电解锰生产过程产生的电解阳极液废水配置烟气脱硫浆液,在其中添加FeSO4强化电解锰阳极液体系下氧化锰矿烟气脱硫及浸锰能力,探讨铁强化氧化锰矿烟气脱硫和浸锰的工艺条件对烟气SO2脱除和锰浸出的影响机制。研究发现FeSO4的加入,通过FeSO4与MnO2之间的氧化还原反应以及产物三价铁离子和二价锰离子的协同催化作用,可同时提高锰矿烟气脱硫效率和锰的浸出率。锰矿粒径越小,脱硫及浸锰效率越高。温度升高,氧化锰矿浆液烟气脱硫率逐渐下降,浸锰率则先升高后下降,并在60℃时达到最大。浆液液固比和烟气流量的增大均会导致烟气脱硫率的下降,但会提高氧化锰矿浸锰率。进口SO2浓度过高会导致脱硫率下降,但更有利于浸锰。采用5级逆流吸收对7%的烟气进行铁离子强化氧化锰浆脱硫,得到最终SO2出口浓度293μL/L,溶液Mn2+浓度为44.72g/L,满足电解要求。铁强化电解锰阳极液体系有效回收利用了电解锰生产废水,不仅集脱硫浸锰工艺为一体,且可实现脱硫和浸锰效率的同时提升,为电解锰行业的清洁生产和资源综合利用提供理论依据和技术参考。  相似文献   

13.
以广西大新锰矿出产的天然锰矿粉为原料,采取水合肼法进行改性,对工业废水中最常见的苯酚进行吸附实验,并检测其界面吸附能力。结果表明,水合肼法改性的最佳工艺为:5g天然锰矿粉,加入100mL 2mol/L硫酸溶液中,用3mL 2mol/L水合肼作还原剂,沸腾回流30min后,滴加5mL0.05mol/L高锰酸钾,过滤水洗干燥。得到的改性锰矿对苯酚的吸附效果优良,去除率可达75%,且吸附模式遵循Langmuir型吸附。  相似文献   

14.
介绍了利用植物副产物(秸秆、粮食加工副产壳类等)作为还原剂还原浸出氧化型锰银精矿中的锰、浸锰渣氰化浸银的锰银分离工艺。玉米秸秆还原浸锰条件:秸秆粉在95 ℃预降解糖化0.5 h、降解糖化液与精矿的体积质量比为3 mL/g、硫酸与锰的物质的量比为1.4、秸秆与精矿的质量比为0.275、95 ℃浸出5 h,在此条件下锰的浸出率约92%。浸锰渣氰化浸银条件:每吨浸锰渣氰化钠用量为3 kg、常温浸银3 h,在此条件下银的浸出率达到92.20%。研究的锰银分离工艺具有较好的综合效果。  相似文献   

15.
为促进电解锰渣的资源化综合利用,减少锰资源的浪费,以电解锰渣为原料,深入研究粉磨浸取工艺条件对锰元素浸取效率的影响。采用XRD、SEM、XRF以及AAS等手段检测分析样品的物相、成分、锰含量等属性。结果表明:二次粉磨可显著提高锰渣粉体中细粉的含量以及细粉中锰的含量。锰渣粉体细度和表面积的增加,加快了锰渣中锰矿颗粒的浸取反应速度,提高了锰的浸取率。浸取时间和浸取温度均显著影响了锰的浸取率,其中温度的影响更为重要。适宜的浸取反应温度为70~85 ℃。当反应温度为85 ℃、反应时间为1 h时,锰的浸取率可达97.15%。  相似文献   

16.
细粒嵌布锰银矿浸取中的超声强化作用   总被引:7,自引:0,他引:7  
采用先锰后银两段浸出流程处理高锰银矿取得了较好的效果. 一段浸出以黄铁矿为还原剂浸出分解包裹银的锰矿物,暴露出新鲜的银矿物,锰分解率为96%,相应的工艺条件为:反应温度95℃,反应时间5 h,黄铁矿:锰银矿=0.20:1;当向反应器中输入频率为40 kHz的超声波时,比常规的锰浸出时间减少一半,黄铁矿用量也明显降低. 二段浸锰渣采用氰化法提银,银的浸出率可达95%,大大高于锰银矿直接氰化法的银浸出率28%.  相似文献   

17.
杨逢时  苏毅  李国斌  胡亮 《化工进展》2014,33(5):1317-1320
以锰铁冶炼烟尘灰为原料,FeSO4?7H2O为还原剂,经硫酸浸出,使锰及锌元素以Mn2+、Zn2+形式进入溶液中,分离提取锰、锌元素。研究表明,浸出的最佳工艺条件为:H2SO4质量分数为20%,反应时间为4h,反应温度为90℃,液固比为5∶1,还原剂FeSO4?7H2O加入量为75g,搅拌速率为300r/min。锰浸出率可达96.76%,锌浸出率为84.88%。  相似文献   

18.
研究了用纯SO2浸出软锰矿(含锰量25%)的动力学,在系统研究了温度、锰矿粒度、SO2流量、液固比和搅拌强度对锰浸出率影响的基础上,导出了浸出过程的动力学方程:实验结果表明,浸出过程为矿粒表面化学反应所控制,浸出反应可在常温下进行.同时也研究了杂质铁的行为,证实了二价铁离子对锰浸出的催化作用.浸出液经过净化除杂以后,蒸发浓缩制得了饲料级结晶硫酸锰MnSO4·H2O.  相似文献   

19.
The sulphatization of low grade manganese ore with iron pyrites has been studied. The effect of reaction period, temperature, ratio of manganese to sulphur, particle size, surface area and packing density was investigated and the extent of sulphatization was reported as recovery of manganese sulphate. Under optimum heating time of 2 h at 600°C with finely powdered (?150±200 mesh BSS pyrite and ?300±325 mesh manganese ore) reactants, the conversion to manganese sulphate was 82%.  相似文献   

20.
王慧瑶  魏永刚  周世伟  李博  石瑀 《化工进展》2020,39(5):1907-1914
以褐铁型高锰红土矿为研究对象,采用微波预处理-酸浸工艺提取Ni、Co。对矿样物相组成及Ni、Co、Fe、Mn等主要元素赋存状态进行X射线衍射(XRD)和电子探针(EPMA)表征,研究常压条件下硫酸浓度、浸出时间、浸出温度等因素对微波预处理矿样中Ni、Co浸出效果的影响。结果表明:矿样中镍钴品位较高但物相结构复杂,Ni主要与Mn以NiMn3O7?3H2O形式赋存,Co伴生于针铁矿和碱式氧化锰中;在最优浸出条件下,即硫酸浓度300g/L、浸出时间5h、浸出温度90℃、液固比6∶1(以mL/g计)、搅拌速度280r/min,Ni、Co浸出率分别达到95.4%和97.1%,与相同浸出条件下未经微波处理的矿样相比,Ni、Co浸出率分别提高了69.4%和70.1%,实现镍钴的高效浸出;对比微波处理前后矿样XRD图谱,发现微波作用下矿物中Ni、Fe、Mn等物相结构出现明显转变,利于Ni、Co酸浸反应。  相似文献   

设为首页 | 免责声明 | 关于勤云 | 加入收藏

Copyright©北京勤云科技发展有限公司  京ICP备09084417号