从湿法炼锌渣中回收镓和锗的研究（上）——浸锌渣的还原分选

湿法炼锌浸出渣中含有大量的镓、锗，具有极高的综合同收价值。利用镓、锗所具有的亲铁特性，开发了浸锌渣还原分选富集镓、锗的新工艺。该工艺通过强化浸锌渣的还原过程，使镓、锗定向富集于金属铁中(金属铁是镓、锗的主要载体矿物相)，进而采用磁选的方法从焙烧渣中分离富集镓、锗。研究表明，在温度为1100℃、恒温还原时间为150min的条件下处理含Ga527g／t、Ge305g／t的某厂湿法炼锌浸出渣，可得到镓品位为2164g／t回收率为92．40％，锗品位为1600g／t回收率为99.03％的铁粉。     

从湿法炼锌渣中回收镓和锗的研究(上)

湿法炼锌浸出渣中含有大量的镓、锗,具有极高的综合回收价值.利用镓、锗所具有的亲铁特性,开发了浸锌渣还原分选富集镓、锗的新工艺.该工艺通过强化浸锌渣的还原过程,使镓、锗定向富集于金属铁中(金属铁是镓、锗的主要载体矿物相),进而采用磁选的方法从焙烧渣中分离富集镓、锗.研究表明,在温度为1 100 ℃、恒温还原时间为150 min的条件下处理含Ga 527 g/t、Ge 305 g/t的某厂湿法炼锌浸出渣,可得到镓品位为2 164 g/t、回收率为92.40%,锗品位为1 600 g/t、回收率为99.03%的铁粉.     

从锌浸渣中回收镓和锗的研究及实践

锌浸渣中含有数量可观的镓锗。对回收锌浸渣中镓锗的各种方法进行了述评，指出了各种方法的优缺点，提出了从锌浸渣中提取镓锗的新思路。     

硫化挥发法回收含锗浸出渣中的锗

针对含锗为0.318%的含锗浸出渣,借助电感耦合等离子体发射光谱仪(ICP-OES)、X射线衍射（XRD）分析、扫描电子显微镜能谱分析（SEM-EDS）等手段,确定浸出渣中锗的赋存状态,结果表明,含锗浸出渣物料的锗主要赋存于二氧化硅颗粒中;选择高温硫化挥发工艺实现锗的富集,重点研究了挥发过程中气氛环境、添加剂、挥发温度和挥发时间等对锗挥发率的影响。结果表明,采用氩气作为保护气氛,在挥发温度为900 ℃、挥发时间3 h的条件下,浸出渣中锗的挥发率达99.73%,得到挥发富集物含锗2.255%,实现了锗的高效富集,有利于提高锗的综合回收率。     

提高置换渣锗品位的工业实践

在丹霞冶炼厂加压浸出液富集分离镓锗的工业生产中,镓锗富集物中锗的品位波动较大,中和渣中锗含量高,严重制约了锗的高效回收。结合丹霞冶炼厂生产实践中遇到的问题,从工艺制度、设备优化两方面进行了系统地分析和讨论,为丹霞冶炼厂锗分离富集生产优化提供了指导。     

提高置换渣锗品位的工业实践研究

丹霞冶炼厂加压浸出液富集分离镓锗的工业生产中：镓锗富集物中锗的品位波动较大,中和渣中锗含量高,严重制约了锗的高效回收。本文结合丹霞冶炼厂生产实践中遇到的问题,从工艺制度、设备优化二个方面进行了系统的分析和讨论,为丹霞冶炼厂锗富集分离工业生产优化提供了指导。     

氧压酸浸在含锗铜钴白合金有价组分分离中的应用

以国外某含锗、镓的铜钴白合金为原料,采用硫酸氧压酸浸工艺分离合金中有价组分.试验结果表明:与常压氧化酸浸相比,氧压酸浸可以显著提高白合金中有价组分的分离效率.在常温常压预浸2h,再150℃氧压浸出4h,合金中铜、钴浸出率可分别达到97.％和98.24％;锗、镓铁共存于铁红渣中,渣中铜、钴含量可降到0.2％～0.4％,实现了铜、钴与锗、镓、铁的分离.     

热酸浸出-铁矾法炼锌工艺中富集锗的研究

进行了"热酸浸出-铁矾法炼锌工艺中锗和银的富集和回收"的实验室扩大试验,在10个循环试验中,工艺流程畅通,以黄钾铁矾沉铁代替通常的钠或铵铁矾沉铁使锗在矾渣中的损失减少到5.0%以下,锗和银均富集于高酸浸出渣中,其品位分别为0.0325%和0.162%.     

高铅Zn焙砂的浸出工艺行为研究

针对高铅Zn焙砂在浸出工艺中的行为,以Pb含量为7.20%的Zn焙砂为原料,开展了两段酸浸工艺的实验研究,将Zn焙砂中的Zn进行浸出,而Pb在渣中进行富集。实验探究了中性浸出、酸性浸出过程中温度、酸浓度、液固比、时间等不同因素对锌的浸出率和铅富集效率的影响。实验结果表明,在中性浸出过程中,Zn浸出率为90.73%,Pb在中浸渣中的富集含量为29.68%;中浸渣经酸浸处理,Zn浸出率可以达到98.60%,Pb在酸浸渣中的富集含量为36.54%。     

热酸浸出—铁矾法炼锌工艺中富集锗的研究

进行了“热酸浸出—铁矾法炼锌工艺中锗和银的富集和回收”的实验室扩大试验 ,在 10个循环试验中 ,工艺流程畅通 ,以黄钾铁矾沉铁代替通常的钠或铵铁矾沉铁使锗在矾渣中的损失减少到 5 0 %以下 ,锗和银均富集于高酸浸出渣中 ,其品位分别为 0 0 32 5 %和 0 16 2 %.     

超细粒级浸出渣絮凝沉降特性试验研究

为探究超细粒级浸出渣的沉降规律, 获取浸出渣最佳絮凝沉降条件, 首先对超细粒级浸出渣进行了自然沉降试验, 然后以非离子型聚丙烯酰胺为絮凝剂, 对质量浓度为15%的浸出渣浆液进行了絮凝沉降试验。通过均匀设计试验, 探究尾砂浓度、絮凝剂单耗、絮凝剂浓度对浸出渣絮凝沉降的影响。在约束条件下, 对试验数据进行回归分析, 结果表明, 超细粒级浸出渣沉降缓慢, 沉降速度与尾砂浓度成反比; 当非离子型聚丙烯酰胺分子质量为1200万时, 絮凝沉降速度最快; 各因素影响絮凝沉降效果的强弱顺序为：尾砂浓度>絮凝剂浓度>絮凝剂单耗; 当尾砂浓度5%、絮凝剂浓度0.30%、絮凝剂单耗35 g/t时, 絮凝沉降效果较好。     

机械活化铅锌烟尘强化硫酸浸出的工艺研究

以含铅锌烟尘为原料, 采用机械活化-硫酸浸出的湿法冶炼工艺分离铅锌烟尘中的金属铅及锌。着重研究了机械活化前后不同的硫酸浓度、液固比、浸出温度、浸出时间等工艺条件对原料中Zn浸出率及Pb入渣率的影响。实验结果表明, 机械活化前, H₂SO₄直接浸出铅锌烟尘的最佳工艺参数为H₂SO₄浓度175 g/L、液固比7∶1、浸出温度60 ℃、浸出时间60 min。在最佳工艺条件下, Zn浸出率达92.47%, Pb入渣率为90.30%。原料机械活化30min后, 最佳工艺条件变为H₂SO₄溶液浓度150 g/L、液固比5∶1、浸出温度50 ℃、浸出时间40 min。此时Zn浸出率达91.52%及Pb入渣率为95.36%。机械活化后铅锌烟尘的Zn浸出率及Pb入渣率对 H2SO4溶液浓度、液固比、浸出温度、浸出时间的依赖性明显降低。     

铁矾法炼锌工艺中回收银的研究

在铁矾法炼锌工艺中,溶解于溶液中的Ag~+吸附于锌焙烧料中残余的闪锌矿ZnS(0.3—0.5wt%S)表面,或生成银铁矾型化合物使银富集于酸浸渣。控制沉矾过程中焙砂的用量,保证沉矾前液清亮是降低铁矾渣中的银含量的有效措施。高酸浸出渣中的银铁矾型化合物须酸分解转化为可浮的银矿物。故从高酸浸出渣Ag(300g/t)中可用超酸浸出—硫化浮选法回收银,银的回收率76.54%,银精矿品位4456.0g/t。     

含锗氧化锌烟尘中有价金属回收利用研究进展

锗在半导体、航空航天测控、核物理探测等许多高科技领域都有广泛而重要的应用.氧化锌烟尘是铅、锌冶炼企业产生的工业固体废渣,其中的锗具有很高的回收利用潜力,是国内外的研究热点.概述了锗在氧化锌烟尘中的赋存状态与提取现状.系统综述了国内外氧化锌烟尘中锗提取回收方法的研究进展,阐述了常压酸浸法、加压酸浸法、超声波强化酸浸法和微...     

湿法回收氯化石灰中和渣中的锗

研究了回收氯化石灰中和渣中的锗的工艺,采用热水洗涤除钙、稀盐酸浸出锗除钙,洗涤浸出后的渣用两段逆流碱浸出锗.酸浸出液与一次碱浸出液混合并调节pH为2~2.5,用栲胶沉淀锗,焙烧沉淀渣得到锗精矿.采用此工艺从氯化石灰中和渣到锗精矿,锗的回收率可以达到90%以上.     

利用钼酸钙和氨浸渣冶炼钼铁实验研究

以铁精矿粉为供铁剂, 使用工业废渣氨浸渣、钼酸钙进行了直接还原冶炼钼铁实验研究, 分析了氨浸渣及钼酸钙加入量对碱度、冶炼周期、金属回收率、冶炼温度的影响。结果表明, 钼酸钙含量增加, 碱度提高, 金属回收率上升, 冶炼周期随之降低; 氨浸渣加入量增加, 冶炼温度下降。在1 500 ℃, CaMoO₄/氨浸渣质量比1.5, 碱度1.2时, 冶炼效果较好。     

锌烟灰浸出液中铟、锗的提取

以锌烟灰硫酸化焙烧—浸出得到的浸出液为原料,采用P204萃铟、丹宁酸沉锗的方法实现了溶液中铟、锗的提取。以P204为萃取剂,盐酸溶液为反萃剂,铟的萃取率、反萃率均大于99%。铟萃余液用丹宁酸沉锗,最佳条件下的锗沉淀率大于99%。     

火湿法联合工艺处理锗蒸馏残渣

先将锗残渣经多膛炉焙烧 ,然后酸洗 ,单宁沉锗 ,烟化炉处理洗涤渣 ,最后用湿法从烟气中回收锗 .锗的挥发率及湿法直收率分别为 90 2 3%,73 85 %.实践证明 ,该工艺是从锗残渣中回收锗的一条有效途径 .     

Recovery of zinc from an industrial zinc leach residue by solvent extraction using D2EHPA

A hydrometallurgical treatment involving solvent extraction of zinc using di-2-ethylhexyl phosphoric acid (D2EHPA) has been investigated to recover zinc from an industrial leach residue. The residue was leached with sulfuric acid producing leach liquor which was subjected to solvent extraction for enrichment of zinc and removal of impurities. Operating variables, such as pH, D2EHPA concentration, temperature, aqueous/organic (A/O) phase ratio, tri-butyl phosphate (TBP) concentration and sodium sulfate (Na₂SO₄) concentration in aqueous phase were studied. Practically, all zinc was extracted from the aqueous solution at pH 2.5 with 20% w/w D2EHPA in kerosene. Increasing either TBP concentration up to 5%, or Na₂SO₄ concentration up to 0.2 M, increased the zinc extraction. Zinc could be extracted at one theoretical stage at A/O of 1/1, as calculated by McCabe–Thiele method.     

Determination of the relative leaching kinetics of Cu, Rh, Ru and Ir during the sulphuric acid pressure leaching of leach residue derived from Ni-Cu converter matte enriched in platinum group metals

Hydrometallurgical process routes are typically used for separation of platinum group metals (PGMs) from base metals in Ni-Cu converter matte. Nickel dissolution is primarily achieved in the first stage leach (high pressure or atmospheric leaching, or a combination of the two), which is followed by second stage high pressure sulphuric acid/oxygen leaching to dissolve copper and the remaining nickel. PGMs are recovered from the leaching residue, and their dissolution must hence be limited. The leaching of base metals in the first stage has been characterised, but there is a limited understanding of the behaviour of metals, and more specifically PGMs, in the second stage pressure leach. This research presents the results of laboratory work performed to investigate the kinetics of leaching in the second stage pressure leach. The influence of key operating parameters such as the temperature, pressure, and initial acid concentration on PGM dissolution was investigated.