高炉瓦斯灰氨浸脱锌

研究用氨水+氯化铵浸出高炉瓦斯灰脱锌工艺过程。最佳浸出工艺条件为:室温、浸出时间3h、搅拌速度600r/min、液固比为4∶1、氨水与氯化铵浓度均为2.5mol/L。在此条件下,浸出液锌浓度为23.36g/L,锌浸出率高达89%。浸出渣含锌量1.168%,经水洗后可直接作为高炉烧结原料。     

高炉瓦斯灰氨法浸出脱锌工艺的研究

研究氨水 氯化铵浸出剂浸出高炉瓦斯灰脱锌工艺条件和参数。获得最佳浸出工艺条件为：室温、浸出时间为3 h、搅拌速度600 r?min-1、液固比为4:1、氨水与氯化铵的浓度均为5 mol?L-1且体积比为1:1。在此条件下,浸出液中的锌浓度为23.36g?L-1,锌的浸出率高达89%以上。浸出渣经水洗后可直接作为中小高炉烧结原料,其含锌量为1.168％。     

从锌浸出渣中回收银的技术研究进展

综述了从锌浸出渣中回收银的工艺与研究现状,简述了各方法的原理以及银的最新回收技术.浸出渣中银的赋存状态、银含量高低、物料处理的难易程度不同,锌浸出渣中银回收的方法也不同,主要包括:浮选法、浸出法、火法、选冶联合法及溶剂冶金与微生物浸出等新兴技术.浮选法因低成本、工艺简单的优势广泛应用于选矿行业;浸出法是先利用氰化物、氯...     

锌冶炼渣选-冶联合技术研究进展

随着锌资源供给矛盾日趋紧张,对于二次锌资源综合回收利用技术的研究已成为选冶领域研究的热点。根据目前国内外锌资源的选冶现状,在总结锌冶炼渣常规处理方法的基础上,综述了近年来采用选冶联合方法处理锌冶炼渣的研究进展。认为传统的冶金或单一选矿方法从废渣中回收有价金属虽然有其优势,但也存在着诸如成本高、有价金属回收效率不理想、环保效果差等不足。比较而言,选冶联合方法可针对不同锌冶炼渣的成分及结构特点,结合各种技术优点,更加灵活地处理废渣,从而实现资源的综合回收,是未来二次锌资源回收领域的研究方向。     

提高锌浸出渣中银浮选回收率的工艺改进

锌冶炼过程中,提高锌浸出渣中银浮选回收率是增加企业生产效益的重要途径之一,文章针对某厂银浮选回收工艺存在的具体问题,着重从如何稳定浮选给矿性质、降低溶液含锌以及稳定浮选流量等方面进行了工艺改进研究,从工艺改进的结果来看,银的回收率提高了近10%,取得了良好的经济效益。     

降低常规法锌冶炼浸出渣含锌实践

锌冶炼常规浸出通常要经中性和酸性两段浸出过程,因采用的浸出条件(温度和浸出终点酸度)不足以使锌焙烧中铁酸锌、硅酸锌等以锌难溶盐形态存在的锌溶解,产出的锌浸出渣含锌在20%左右,本项目在锌冶炼常规浸出流程设备基础上,充分发挥现有设备潜能合理配置、优化控制参数等手段,立足现有流程,在确保中性浸出正常生产的前提下,使得锌系统产出的浸出渣含锌由实施前的平均21%下降到现在的平均17.8%,日产250 t锌锭时实现少产渣18 t。每天进入铅冶炼系统的锌含量减少了11.55 t,同时节约了18 t渣的处理成本约1.1万元,年可节约直接成本330万元。     

锌湿法冶炼渣的污染物分析及综合利用技术

有色金属冶炼的环境保护和资源高效利用已成为制约行业可持续发展的关键因素,湿法炼锌生产的浸出渣开路问题是企业面临的难题之一。本文针对我国湿法炼锌采用的主流工艺,基于生产过程的产生的各种浸出渣、净化渣、烟尘、污泥等含锌物料的来源、组成和污染物进行分析,较系统地总结了目前各类锌冶炼渣的综合利用及无害化处理技术。     

富铟锌浸渣热酸浸出锌铟的研究

以富含铟的湿法炼锌中性浸出渣为研究对象,研究了热酸浸出过程中锌、铟等有价金属的溶解行为。结果表明,随着锌浸渣的溶解,浸出液中Fe3+浓度及氧化还原电位不断升高,抑制了铁酸锌的溶解,在第一、二段浸出条件分别为:反应温度90℃、液固比10∶1、浸出时间4 h;初始硫酸浓度160 g/L、反应温度90℃、液固比10 m L/g、浸出时间4 h的试验条件下,采用两段逆流浸出工艺处理该渣,锌、铟的浸出率分别为96.53%、94.85%。     

从锌冶炼酸浸渣中回收银

采用"溶解脱水—浮选"工艺,利用较简单的药剂制度,从锌冶炼酸浸渣中获得了银品位8 349.37 g/t、回收率72.00%的银精矿,选别效果十分明显,使废渣得到资源化利用,保护了环境。     

江铜铅锌金属有限公司降低常规法锌浸出渣含锌的实践

介绍江西铜业铅锌金属有限公司降低锌冶炼常规浸出渣含锌的实践。在锌冶炼常规浸出流程设备基础上,充分发挥现有设备潜能、合理配置、优化控制参数等手段,立足现有流程,在确保中性浸出正常生产的前提下,部分浸出铁酸锌,使锌系统产出的浸出渣含锌由平均21%下降到平均17.8%,日产250t锌锭时实现少产渣18t。进入铅冶炼系统的锌含量减少11.55t/d,同时节约18t/d渣处理成本约1.1万元/d,年可节约直接成本330万元。     

锌冶炼中氟氯的脱除方法

湿法锌冶炼中,随浸出进入系统的氟、氯离子影响电解的正常进行。因此含氟氯高的氧化锌烟尘的资源化利用受到制约,另外对电解液净化要求高的大极板电积技术的应用也受到影响。分析了氟、氯离子对湿法炼锌系统的危害及在锌冶炼过程的走向。阐述了从锌固体物料和硫酸锌溶液中脱除氟、氯离子的方法。建议湿法系统采用铜渣法除氯,重点研究联合钙盐法和萃取法的除氟方法,加大针铁矿法同时除氟氯的研究。     

某锌冶炼渣回收铜的工艺研究

湖北某锌冶炼渣铜品位约为1.01%,铜主要以类质同象形式赋存于磁黄铁矿中,其次是铁氧化物(磁铁矿和赤铁矿)中,主要脉石矿物为玻璃质等。该论文首先研究锌冶炼渣的矿物组成及铜的赋存状态,之后分别对原渣样品和渣磁选除铁尾矿进行了选铜工艺试验,探索了不同种类抑制剂和捕收剂对铜金属回收的影响。结果表明,原冶炼渣样粗选采用丁铵黑药+乙硫氮组合捕收剂,经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程,可以得到铜品位5.10%、回收率66.09%的铜精矿。冶炼渣磁选除铁尾矿粗选采用丁铵黑药捕收剂,经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程,可以得到铜品位3.45%、相对磁选尾矿回收率57.61%的铜精矿。     

微波焙烧锌浮渣脱氯的研究

针对锌浮渣含氯高,现有回收处理过程存在复杂、易造成污染等问题。利用氯化物在微波场中吸波性能好、升温速度快的特点,开展了微波焙烧来脱除锌浮渣脱氯的研究。采用1.5kW箱式微波焙烧反应器,分别考察了焙烧温度、保温时间以及搅拌强度对脱氯效果的影响规律。然后借助扫描电子显微镜(SEM)研究了微波焙烧前后物料成分的变化,并通过氯离子选择电极法分析处理前后锌浮渣物料的氯的含量。结果表明,在焙烧温度为700℃,保温时间80 min,搅拌强度15 r/min的条件下,锌浮渣中氯的脱出率可以达到88%以上,最终氯含量低于0.13%。微波焙烧锌浮渣脱氯效果较好,与传统回转窑、多膛炉焙烧等火法脱氯方法相比,其具有加热快、不易烧结、加热温度低、脱氯效率高、锌损失率低等优点。     

真空碳热还原从铜冶炼渣中提锌研究

某铜冶炼渣的锌含量为5.15%,主要以氧化锌的形式存在,并有少量硫化锌和硅酸锌。为确定该二次资源的开发利用方案,进行了真空碳热还原试验。结果表明：(1)配碳量增加,锌挥发率先显著上升后上升趋缓;反应体系从自然碱度提高至碱度0.6,锌挥发率显著上升至90%以上。(2)在初始真空度为10 Pa,1 000℃保温0.5 h,反应体系的碱度为0.6,配碳量为理论量的1.9倍时,锌挥发率达97.72%;CaO不仅能促进ZnS、Zn2SiO4的还原,同时可避免渣的烧结。(3)1.9倍理论配碳量情况下的还原渣中的主要物相为CaFe+2SiO4,Fe3O4和Fe,为后续从渣中回收铁创造了条件。     

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。     

硫酸-氯盐法浸出高铟氧粉酸浸渣中铜锌铅的试验研究

通过分析高铟氧粉酸浸渣的成分和物相特征, 发现其主要物相为Cu₂FeS₂、ZnSO₄、ZnS和PbSO₄, 由于成分复杂, 单一方法无法有效回收铜、锌、铅, 因此设计了硫酸-氯盐二段浸出法, 分别提取酸浸渣中铜、锌和铅。一段浸出采用硫酸浸出, 在始酸浓度60 g/L, 液固比5∶1, 氧化剂高锰酸钾用量4%, 浸出温度60 ℃条件下, 浸出2 h, 铜和锌浸出率分别达到84.29%和92.02%; 二段浸出采用氯盐浸出, 在NaCl浓度300 g/L, 液固比10∶1, pH＝1.5~2.0, 浸出温度90 ℃条件下, 浸出60 min, 铅浸出率达到91.14%。该法对铜、锌和铅都有很好的浸出效果。     

锌冶炼渣回收萃取车间工艺和设备

本文主要介绍锌冶炼渣回收锌生产线萃取车间工艺流程及主要工艺参数,简述主要设备特性,总结设计、试运行和生产中的经验教训。     

西北某高铅银浸锌渣中银的浮选回收试验

西北某冶炼厂的高铅银浸锌渣含银198.20 g/t,银主要以硫化银和金属银的形式存在,其次为氧化银、硅酸盐中银和其他银,银主要分布在53~20 μm粒级,分布率高达71.48%。为高效开发利用该二次资源,对浮选选银工艺条件进行了研究。结果表明,试样在磨矿细度为-0.037 mm占90%的情况下,以Na₂S为Zn2+去除剂和氧化银的活化剂,CuSO₄为含银闪锌矿的活化剂,丁铵黑药为捕收剂,MIBC为起泡剂,采用1粗1扫2精、中矿顺序返回流程处理,获得了银品位为1 316.80 g/t,银回收率为72.02%的银精矿。     

锌浸渣的浮选高硫产品中硫磺与闪锌矿的分离

针对广东某冶炼厂锌加压浸出渣浮选后的高硫产品,采用抑锌浮硫工艺,以硫化钠和OL-IID为抑制剂、六偏磷酸钠为分散剂进行硫磺与闪锌矿的浮选分离,经1次粗选、2次扫选、4次精浮,最终得到硫品位为92.23%、含锌2.45%的硫磺精矿,以及锌品位为12.97%、含硫73.10%的锌精矿。与现有工艺相比,锌与硫得到了有效的分离与回收。     

哥伦比亚某高硫氰化尾渣回收锌试验研究

哥伦比亚某氰化尾渣含硫50.52%、含锌1.62%、含金0.79 g/t、含银16.1 g/t,若直接抛废,将造成金属资源的浪费。为回收该氰化尾渣中的锌,采用预处理—浮选工艺流程,通过Inco法预处理矿浆,矿浆中的氰根离子浓度从0.35 g/L降至0.005 g/L以下,减少了氰根离子对后续锌浮选的影响。氰化尾渣预处理后选锌,在1粗1精1扫条件下,获得的锌精矿含锌40.06%、含金3.73 g/t、含银176.90 g/t、锌作业回收率93.42%、金回收率3.03%、银回收率28.00%,实现了氰化尾渣中有价金属的综合回收。