从锌浸出渣中强化浸出锌锗的试验研究

针对云南某湿法炼锌浸出渣,采用硫酸强化浸出对渣中锌、锗、铁的浸出效果进行研究。正交试验结果表明:最优浸出条件为:溶出温度160℃,硫酸浓度为1.5 mol/L,浸出时间1.5 h,液固比为6。最优浸出条件下,锌和锗的平均浸出率分别高达96.77%和70.86%,有害元素铁的平均浸出率仅为55.44%,在抑制铁浸出的同时,保证了锌锗元素的高效浸出。     

锌中性浸出渣还原浸出工艺研究

以锌中性浸出渣为研究对象,针对硫化锌精矿还原浸出与SO2还原浸出工艺开展了实验研究并分析了两种工艺的特点。在还原浸出过程中随着铁酸锌的不断溶解,大量的Fe3+进入溶液导致溶液电位升高,抑制了铁酸锌的分解。通过还原浸出的方法能够有效缓解溶液中高电位对铁酸锌分解的影响从而提高金属浸出率。从元素的浸出行为、还原浸出液成分、还原浸出渣成分、还原浸出渣的处理四个方面对两种工艺进行了分析。研究表明,两种工艺能够有效的将溶液中Fe3+还原为Fe2+促进铁酸锌的溶解,提高有价金属的浸出率,并有利于后续工艺的锌铁分离,能够达到中浸渣的无害化处理和资源化利用。 关键词：还原浸出;中浸渣;铁酸锌     

锌浸渣还原浸出工艺研究

以锌浸渣为研究对象,针对硫化锌精矿还原浸出与SO2还原浸出工艺开展了实验研究并分析了两种工艺的特点。在还原浸出过程中随着铁酸锌的不断溶解,大量的Fe3+进入溶液导致溶液电位升高,抑制了铁酸锌的分解。通过还原浸出的方法能够有效缓解溶液中高电位对铁酸锌分解的影响,从而提高金属浸出率。从元素的浸出行为、还原浸出液成分、还原浸出渣成分、还原浸出渣的处理四个方面对两种工艺进行了分析。结果表明,两种工艺能够有效的将溶液中Fe3+还原为Fe2+,促进铁酸锌的溶解,提高有价金属的浸出率,并有利于后续工艺的锌铁分离,能够达到浸渣的无害化处理和资源化利用。二者相比,SO2还原工艺更可取。     

热镀锌渣中浸渣硫酸浸出锌的工艺研究

以锌含量为17.22%的热镀锌渣中浸渣为原料,在水热反应釜中以硫酸为浸出剂浸出其中锌。结果表明,最佳浸出条件为:硫酸体积浓度15%、浸出温度180℃、液固比6∶1、浸出时间8 h,此条件下锌浸出率可达到99.71%;浸渣主要成分为硫酸铝盐和硫酸钙。     

从某锌浸出渣中回收锌的试验研究

云南某锌浸出渣中含锌27.13%,大部分锌以铁酸锌的形式存在。为了回收利用浸出渣中的锌,采用硫酸为浸出剂,考察搅拌转速、反应时间、反应温度、硫酸浓度对锌浸出率的影响。试验结果表明,在搅拌转速为300 r/min、反应时间为180 min,反应温度为80℃、硫酸浓度为1.75 mol/L的条件下浸出,最终可获得锌的浸出率高达83.23%。     

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。     

锌浸出渣水浸预处理-分段硫化浮选回收银工艺研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示：水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。     

提锌渣酸性氯化钙溶液浸铅工艺研究

为了减少含铅提锌渣对环境的危害,实现有价资源铅的回收利用,本研究提出以提锌渣为原料,采用酸性氯化钙溶液浸出提铅的工艺路线。通过正交试验法设计了三因素四水平的正交试验,考察了反应温度、浸出时间、氯化钙溶液浓度和液固比四个影响因素对铅提取率的影响。通过极差分析,确定各影响因素的影响程度:液固比反应温度氯化钙溶液浓度反应时间,最佳反应条件为:反应温度80℃、反应时间45min、液固比7∶1、氯化钙溶液浓度为400 g/L,在此条件下,铅的浸出率可达93.80%,有效的实现了铅的高效浸出,减少了环境的负担。     

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。     

锌浸出渣的选择性酸浸研究

采用ＺＭＳ－３型振动磨对酸浸渣预同械活化２０ｍｉｎ，探索了其在不同浸出酸度，温度和酸量下对锌，铁浸出率的影响。试验结果表明，活化过的酸浸渣，其锌的浸出率与选择性浸出效果有所增加。温度为９０℃，始酸度１．５３ｍｏｌ／Ｌ Ｈ２ＳＯ４，液固比４．６７．浸出时间１４０ｍｉｎ，并在当出时加入ＭｎＯ２和Ｋ２ＳＯ４的浸出条件下，锌的浸出率可达７５％，而铁的浸出率仅为１３．７９％，基本上实现了锌的选择性浸出。     

从冶锌酸浸渣中回收铅、锌的工艺研究

采用高酸氯盐浸出-分离-纯化工艺回收保靖某厂冶锌酸浸渣中的铅、锌并制备PbCl₂、ZnO, 条件试验研究得出最佳条件如下: 第一段浸出中氯化钙用量为渣量的1/5、液固比6∶1、盐酸浓度2 mol/L、反应温度90 ℃、反应时间1 h, 并在此条件下, 上清液返回原渣中回浸一次后, 补加1/10渣量的氯化钙和1/60溶液体积的浓盐酸作为浸出液循环使用; 第二段采用氯化钠溶液纯化PbCl2; 第三段采用分段中和法分离铁锌, 并加入碳酸钠处理废水。原料扩大10倍验证工艺流程试验, 所得产品氯化铅和氧化锌的纯度分别为99.5%和87.6%, 其中氯化铅产品纯度达到了试剂化学纯的要求, 铅和锌的总收率分别为63.7%和72.5%。     

某铅锌尾矿重晶石综合回收半工业试验研究

针对某铅锌尾矿中重晶石的综合回收,在小型验证试验的基础上,进行了1t/d规模半工业试验。通过验证对比、优化,并在考虑资源综合利用经济性的基础上,最终确定了“脱硫-重晶石浮选”的全浮工艺流程。小型验证试验对含BaSO416.65%的给矿,得到精矿产率10.73%,含BaSO4 91.27%,对铅锌尾矿回收率为70.25%的重晶石精矿;半工业试验中对重晶石产品方案进行了进一步的优化,对含BaSO416.89%的给矿,半工业试验重晶石精矿得到两个产品,一个是含BaSO4 95.31%,回收率49.20%的优一级品的高质量重晶石精矿,另一个是含BaSO4 84.22%,回收率17.90%的较合格品的重晶石精矿,两者合并,得到产率12.31%,含BaSO4 92.08%,对铅锌尾矿回收率为67.10%的重晶石精矿。小型试验与半工业试验指标基本吻合,很好地验证了小型试验结果的可靠性和稳定性,为下一步工业试验或工业生产打下了坚实的基础。     

硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

针对云南某矿山硫精矿焙砂中铜、锌、硫、砷含量高及铁氧化物包裹金等问题,开展了常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案回收金的试验研究.结果表明,常规氰化浸出金的浸出率为84.52％,酸浸—氰化浸出的酸浸过程铜、锌浸出率分别为40.25％、38.79％,后续金的浸出率为85.82％.综合比较,酸浸—氰化浸出工艺更优,比常...     

锌中浸渣中锌和铟的SO_2还原浸出研究

目前湿法炼锌过程中的锌浸出渣处理工艺存在着有价金属回收率低、工艺技术指标差等问题。针对这些不足,开展了锌中性浸出渣的SO_2还原浸出研究。研究结果表明,与热酸浸出相比,采用SO_2还原浸出工艺能够显著提高原料中锌、铟的浸出率。用SO_2作还原剂,研究了温度,初始酸浓度,SO_2压力对中浸渣中锌、铟的浸出率的影响。在硫酸浓度为100g/L,反应温度110℃,液固比10∶1,时间120min,SO_2分压0.3MPa的浸出条件下,锌、铟的浸出率最高,分别为93.8%、92.3%。     

次氧化锌浸出渣氧压浸出回收锌富集铅银

钢铁企业含锌尘泥回转窑还原挥发产出的次氧化锌是一种典型的二次含锌资源,但是该物料在湿法炼锌过程中存在浸出渣中残留锌含量高、锌回收率低、铅银富集率低等难题.以国内某厂次氧化锌湿法冶炼过程产出的酸浸渣为原料,采用氧压浸出方式实现浸出渣中难溶解硫化锌的破坏与溶出,同时降低渣率,提升浸出渣中的铅银品位.考察了温度、氧压、液固比...     

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%。     

富铟锌铁渣中锌和铟的浸出与铁的同步还原

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。     

氰化尾渣熔融氯化提金银试验

以氰化尾渣原料,采用熔融氯化工艺提金,研究了氯化钙添加量、氯化时间、氯化钙的添加方式等因素对氯化提金的影响,并对如何降低熔融氯化温度进行了探索。结果表明,CaCl_2添加量为7%,分五次添加,熔融氯化时间为15min。氧化钙添加量为5%,熔融氯化温度为1 450℃。金挥发率为95.69%,渣含金为0.54g/t;银挥发率为77.06%,渣含银为4.20g/t。