含铟铁矾渣焙烧水浸法回收锌和铟

针对铁矾渣的危害性及处理现状,结合其物相特点,提出"焙烧-水浸法"从含铟铁矾渣中回收锌、铟的清洁工艺,系统研究焙烧过程物相变化及反应机理,确定最佳焙烧条件。考察浸出时间、温度、固液比对浸出的影响规律。结果表明:在650℃焙烧2 h,可使含铟铁矾渣分解,同时Zn和In生成易于浸出的ZnSO_4和In_2(SO_4)_3,铁以难浸出Fe_2O_3形式存在。在常温下,控制液固比5:1,用水浸出焙砂0.5 h,Zn和In浸出率分别为72.02%和78.73%,Fe浸出率仅为4.42%,而Ag和Pb进入渣中富集回收。     

铁矾渣热酸分解及硫脲提银

进行铁矾渣热硫酸分解和分解渣硫脲法提银的试验研究,考察硫酸用量、分解温度、反应时间、液固比对铁矾渣中Fe、Zn、Ag浸出率的影响,以及硫脲法提银的最优条件。结果表明:在硫酸用量为其理论值的1.5倍、分解温度95℃、时间2.5 h、液固比2.5:1的最佳条件下,铁矾渣中Fe和Zn浸出率分别为93.85%和92.25%,而Ag的浸出率仅为1.99%。分解液净化后可用中温水热法制备铁红,分解渣中Ag富集到1060 g/t。在液固比10:1、硫脲浓度15 g/L、浸出温度90℃、反应时间2.5 h的最优条件下,Ag的平均浸出率在93%以上,同时,渣中Pb的品位由1.7%提高到7.5%。     

Pb/Zn冶炼废渣中有价金属生物浸出条件优化

为提高生物浸出Pb／Zn冶炼废渣中有价金属的浸出率,利用正交设计,通过摇瓶实验,研究微生物浸出某Pb／Zn冶炼废渣过程中温度、pH值、废渣浓度及浸出时间等对废渣中Cu,Zn,In,Ga,Pb和Ag等有价金属浸出的影响。结果表明,在pH值为1．5、废渣浓度为5％、温度为65℃的优化浸出条件下生物浸出4d,Pb／Zn冶炼废渣中有价金属Cu,Zn,In和Ga的浸出率分别达到95．5％,93．5％,85．0％和80．2％,而Pb和Ag则主要以硫酸铅、黄钾铁矾类物质或硫化银形式富集在余渣中。     

由氧化锌烟灰氨法制取高纯锌

开发了用NH3-NH4Cl水溶液浸出炼铅炉渣烟化炉氧化锌烟灰制取高纯锌的新工艺.Zn的浸出率＞96%,浸出液加H2O2后净化除Sb和As,然后采用加锌粉两段逆流除Cu,Cd,Pb,电积过程中电能消耗2 500～2 700 kW@h/t.电锌含Zn＞99.999%,杂质元素Cu,Cd,Co,Ni,Fe,As,Sb均小于0.0001%,Pb＜0.000 3%.     

湿法炼锌窑渣铁精矿中有价组分浸出行为及其机理（英文）

盐酸浸出-喷雾热分解法被认为是高效清洁回收湿法炼锌窑渣铁精矿中有价金属的新方法。系统研究了Ag、Pb、Cu、Fe、As、Zn、Si等元素在浸出过程中的行为。结果表明:采用6 mol/L HCl溶液,在液固比10:1、温度60°C、浸出120 min的条件下,Ag、Pb、Cu、Fe、As、Zn的浸出率分别为99.91%、99.25%、95.12%、90.15%、87.58%和58.15%。浸出过程中硅达到饱和,从溶液中析出无定型SiO_2,由于其对溶液中的金属离子产生吸附作用,从而对窑渣铁精矿中有价金属的浸出产生不利影响,所以控制SiO_2的析出对浸出过程至关重要。     

ICP-AES法测定Pd-Ag合金中的杂质元素

采用氢氧化钇共沉淀及氯化银沉淀法将合金成份Pd、Ag与被测杂质元素分离,研究了Pd—Ag合金中Pb、Sb、Bi、As、Sn、In、Al、Fe、V、Zr、Cr、Be、Cu、Ni、Ca、Mg、Co、Pt、Ir、Au、Zn、Cd等22个杂质元素的ICP—AES测定方法。相对标准偏差为0.41～5.6％。     

昆仑东段布喀达坂峰——依吞布拉克一带构造地球化学特征

通过对昆仑山东段布喀达坂峰——依吞布拉克一带1：20万千沟水系沉积物化探扫面，基本查明了该区的大地构造单元和主要断裂的构造地球化学特征。研究表明：阿尔金断隆富集铜、锌及铁族元素；祁漫塔格构造混杂带不具备热液元素成矿条件；卡尔塔阿拉南山岩浆岩富集W、Sn、Mo、Pb、Zn、Ag、Cd等；布尔汗布达地块富集Au、Cu、As等；昆仑结合带富集元素最多，有Hg、Sb、Ni、Cu、As、Zn、Au、Cd、Sn等，其中以Hg、Sb元素富集程度最高，是找矿最有利构造单元。阿尔金南缘大断裂富集Cu、Zn，土窑洞断裂南侧局部形成Cu、Pb、Zn、Ag、W、Sn、Mo强富集区，具成斑岩型铜矿的地球化学条件，是找矿的有利地段；中昆仑断裂富集Au、As、Sb及铁族元素，局部可能形成金矿床；Cu、Pb、Zn在断裂西段有一定寓集。南昆仑断裂带富集Au、As、Sb、Hg、Cu、Pb、Zn等，在断裂带及其附近是找金和有色金属地段。     

复杂铜铅锌银混合精矿两段逆流氧压浸出工艺

通过对呷村铜铅锌银多金属混合精矿的矿物分析可知,铅、锌主要赋存于方铅矿、闪锌矿中,而大部分铜、银均为难浸出的黝铜矿所载.采用两段逆流氧压浸出工艺进行处理该矿,条件试验研究得出一、二段最佳浸出条件分别为硫酸浓度150 g/L、液固比3:1、反应温度135℃、氧分压O.75 MPa、浸出时间2.0 h;硫酸浓度80 g/L、液固比3:1、反应温度180℃、氧分压1.0 MPa、浸出时间2.5 h.9轮扩大验证循环浸出试验运行顺利,Cu和Zn的平均两段总浸出率分别为93.23%和99.47%,而杂质元素Fe和As的浸出率仅15.77%和6.9%,元素硫的硫磺转化率为54.26%.Pb和Ag大部分转化为铅矾、铅铁矾和硫化银而留在浸出渣中,铜锌与铅银彻底分离.     

梯级碱溶分步提取废弃电路板中有价金属

根据带元器件废弃电路板多金属料成分特点,采用梯级碱溶处理工艺,实现多金属料中有价金属选择性分离。该工艺由低碱浸出和高碱氧化浸出两级组成。第一段主要实现Al的选择性分离,最佳工艺条件:NaOH溶液浓度1.25 mol/L,与多金属料液固比为10:1,浸出温度30℃,浸出时间30 min;第二段主要实现Zn、Pb、Sn与Cu的选择性分离,最佳工艺条件:初始NaOH溶液浓度5mol/L,体系溶液(80%的碱溶液+20%的H_2O_2溶液)与低碱浸出渣液固比10:1,H2O2溶液滴加速度0.4 m L/min,浸出温度50℃,浸出时间60 min。在此优化工艺条件下,金属的浸出率依次为Al 91.25%,Zn 83.65%,Pb 79.26%,Sn 98.24%;此外,98%以上的Cu和100%的贵金属在高碱浸出渣中富集。     

Ida~(2-)-H_2O体系浸出低品位氧化锌矿(英文)

采用Ida2--H2O体系(亚氨二乙酸盐水溶液)处理高碱性脉石型低品位氧化锌矿,考察浸出时间、液固比、配体总浓度、温度及pH值对矿物中主金属Zn及杂质元素Ca、Mg、Cu、Ni、Fe、Pb、Cd的溶出影响。结果表明:在弱碱性Ida2--H2O体系中,Ca、Mg、Fe不会被大量溶出,有价金属Cu、Ni、Pb、Cd可部分随主金属Zn溶出而进入浸出液;在浸出时间4h、液固比5:1、配体总浓度0.9mol/L、温度70℃、pH8的优化条件下,锌浸出率为76.6%。     

Studies on leaching of metals from solders due to corrosion

Leaching of Ag, Cd, Cu, Pb, Sn, Sb and Zn from 50/50 Pb/Sn, 95/5 Sn/Sb and 96/4 Sn/Ag soldered copper plates into distilled, tap and well waters as a function of contact time under static conditions was done. Ag, Cd and Sb were not leached to significant extent. Significant amounts of tin were leached especially into tap and well waters. The amount of copper leached from soldered samples was in general less than the amount leached from blank copper samples. The amount of Zn leached was by far less than the drinking water quality limit (5 mg/L). The amount of Pb leached from nonleaded solders was less than 10 μg/L and exceeded 10 μg/L in the case of Pb/Sn solder. Surface analysis by X-ray photoelectron spectroscopy and electron microprobe techniques of Pb/Sn solder samples showed the presence of Pb and Sn oxides. The results fit into galvanic corrosion scheme of the solder surface.     

Ida~（2-）-H_2O体系浸出低品位氧化锌矿

采用Ida2--H2O体系（亚氨二乙酸盐水溶液）处理高碱性脉石型低品位氧化锌矿,考察浸出时间、液固比、配体总浓度、温度及pH值对矿物中主金属Zn及杂质元素Ca、Mg、Cu、Ni、Fe、Pb、Cd的溶出影响。结果表明：在弱碱性Ida2--H2O体系中,Ca、Mg、Fe不会被大量溶出,有价金属Cu、Ni、Pb、Cd可部分随主金属Zn溶出而进入浸出液;在浸出时间4h、液固比5：1、配体总浓度0.9mol/L、温度70℃、pH8的优化条件下,锌浸出率为76.6%。     

湿法炼锌危废铁矾渣水热分解及铁物相转化行为

湿法炼锌过程产出的铁矾渣含有大量的有价金属锌、铅以及伴生金属铁,在水热条件下,危废铁矾渣将发生高效分解与转化,有价金属转入溶液,伴生铁转化为赤铁矿。本文以湿法炼锌企业产出的铁矾渣为研究对象,研究了反应温度、反应时间、液固比、初始酸度、晶种浓度等宏观技术参数对铁矾渣分解与转化的影响规律。理论计算和实验结果均表明在高温水热体系中,铁矾渣中的黄钾铁矾、黄铵铁矾和铁酸锌物相均可有效转化为赤铁矿,而铅铁矾性质稳定不易转化。升高温度并延长反应时间有利于黄钾铁矾、黄铵铁矾和铁酸锌物相的水热分解与转化。在220℃下反应1 h后,铁矾物相转化基本完成,其转化率达94%;反应4 h后铁酸锌物相衍射峰完全消失,锌浸出率达87%,转化渣中赤铁矿含量达68%。适当提高初始酸度有利于铁酸锌的转化,但当体系初始酸度高于15 g/L时将抑制铁矾物相转化。在反应温度220℃、反应时间4 h、液固比(mL/g) 10:1、初始酸度0.01 g/L的条件下,锌浸出率为89%,铁矾物相的转化率可达95%,铁矾转化渣中主要物相为赤铁矿,其含量为68%。     

Process for Complete Utilization of Zinc Leach Residues

Filter residues are mixed in high proportion with pyrite cinders and subjected to a modified chloridizing and sulfatizing roast in standard multiple-hearth furnaces. By additions of sodium chloride and of suitable sulfur-bearing materials, the metals Cu, Zn, and Cd, as well as Ag and Au, are rendered soluble to a large extent. By leaching with acid, Zn, Cu, Ag, Cd, and Au are eluted. The remaining iron oxide is conveyed into sintering or pelletizing plants.If the residues contain in addition undesirable elements such as As, Sb, and Sn, they are first subjected to a chloridizing and sulfatizing roast; Cu, Zn, and the noble metals are extracted by leaching. The fine-grained iron oxide, containing As, Sb, and Sn, is either discarded or purified from these elements by means of chloridizing volatilization in a reducing atmosphere. Given sufficiently high contents, these accompanying elements can be recovered economically.In recovering the nonferrous metals from the solutions, the classical precipitation and cementation processes, well tried under plant conditions, are compared with ion exchange processes with regard to cost and process efficiency. Pilot plant results of the application of ion exchangers to solutions of higher concentration are given.     

ICP-AES法分析富银渣

试样用HNO3与HCl溶解,ICP-AES法直接测定富银渣中0.01%～5%的Ag、Au、Cu、Ni、Sb、Bi、Zn、Al、As、Sn等元素.研究了溶剂、试样中铅及其它共存元素的干扰,选择了合适的分析线.加标回收率在99.6%～107.1%,相对标准偏差为0.59%～3.08%,方法准确、简便、快速.     

Selective removal of As from arsenic-bearing dust rich in Pb and Sb

The selective removal of arsenic from arsenic-bearing dust containing Pb and Sb in alkaline solution was studied. The influence of NaOH concentration, temperature, leaching time, liquid to solid ratio, and the presence of elemental sulfur on the dissolution of As, Sb and Pb in NaOH solution was investigated. The results indicate that the presence of elemental sulfur can effectively prevent leaching of lead and antimony from arsenic. The Sb₂O₃, As₂O₃ and Pb₅(AsO₄)₃OH in the raw material convert to NaSb(OH)₆ and PbS in the leaching residue, while arsenic is leached out as As(III) or As(V) ions in the leaching solution. Arsenic leaching efficiency of 99.84% can be achieved under the optimized conditions, while 97.82% of Sb and 99.97% of Pb remain in the leach residue with the arsenic concentration of less than 0.1%. A novel route is presented for the selective removal of arsenic and potential recycle of lead and antimony from the arsenic-bearing dust leached by NaOH solutions with the addition of elemental sulfur.     

氧化锌贫矿提锌渣中铅和银的氯盐一步浸出

运用X射线衍射、扫描电镜和X射线能谱等分析手段,对山东某地深度氧化锌贫矿提锌后渣进行工艺矿物学特征分析可知,矿物中金属赋存状态复杂,属难选矿物。开发出氯盐一步法浸出铅和银的新工艺,考察反应温度、NaCl浓度、添加剂用量、液固比、HCl加入量和浸出时间对浸出过程的影响。结果表明:加入添加剂对铅的浸出率没有影响,但可以显著提高银的浸出率。条件试验研究得出最佳工艺条件如下:浸出温度90℃、NaCl浓度390 g/L、添加剂用量15 mL、液固比(质量比)7?1、HCl加入量3 mL、浸出时间3 h。在此最佳工艺条件下,铅的浸出率达到95%左右,银的浸出率达到90%左右。     

Sn-Ce-Me无铅钎料合金活度相互作用系数的计算及应用

采用周模型计算分析了Sn-Ce-Me(Me=Pb、Bi、zn、Sb、Ag、Cu、Cd)三元合金系中，Ce与Sn以及Ce与Me之间的活度相互作用系数。计算结果表明，不仅在Sn-Pb-Ce中，Ce存在“亲Sn”现象，在其它6个三元无铅钎料合金体系中，如Sn-Bi-Ce、Sn-Sb-Ce、Sn-zn-Ce、Sn-Cd-Ce、Sn-Ag-Ce、Sn-Cu-Ce，Ce也同样存在着“亲Sn”现象。其研究结果可为新型无铅钎料的研究提供理论分析依据。