锌电积过程中杂质行为研究

文章研究了锌电积过程中杂质行为及其相互反应对电流效率的影响,在较高酸度下,电积过程中可接受的杂质浓度显著降低,在电解液含Zn45g／L,酸120g／L时,对锌电积发生明显影响的杂质含量范围为砷、锑≥0．3-0．4mg／L,锗≥0.04mg／L,钴≥3-5mg／L。     

降低镀锌钢板镀层缺陷的方法

这种方法系由日本川崎钢铁公司研究发明。该镀锌钢板镀层由三部分组成：表层为锌或锌合金、中间层为含铁较少的镀层，底层含铁浓度较高。镀锌层底层的化学成分为，％：硅≥0．1，钛≥0．1，镍≥0．1，铜≥0．1，铝≥0．1，钒≥0．1，锰≥0．5，磷≥0．05，铝（或铌）≥0．05，硼≥0．001。钢中含硅0．1％～2．0％，锰0．5％～4．0％，磷0．05％～0．2％。镀锌的方法为电镀，电镀锌槽中电镀液含FC3+0．1～20g／L。镀液，此外，电镀液中还含有羧酸或强碱羧酸盐。镀层重量为0·1～10g／m2，整个镀层含氧量为0．1％～10％。采取这种方法生产的…     

氧压酸浸在云南某低品位硫化锌矿的应用

对云南省某复杂低品位硫化锌矿进行了氧压酸浸的小型试验研究,考察了浸出温度、时间和氧气压力等闲素的影响。试验结果表明,在优化的试验条件下,锌浸出率可达97．5％以上,终点酸度可控制在15．0g／L左右,铁浓度可控制在5g／L以下。     

从湿法炼锌硫酸盐溶液中去除钴的试验研究

研究了用新型除钴剂AnBm从湿法炼锌硫酸盐溶液中除钴,考察了影响钴沉降的几个因素。试验结果表明：在氧化剂加入量42mg／L,脱钴剂加入量2．4g／L,反应时间50～60min,温度70～80℃,pH4．1～5之间条件下,钴脱除效率达97％以上,溶液中钴质量浓度降至0．7mg／L以下,满足电积锌的要求。     

五、伦敦金属交易所现金结算价

五、伦敦金属交易所现金结算价注：１、纯铅≥９９．８％的原铝锭价格（１９８８年１０月以前为纯度≥９９．５％的原铝价格，以英镑／吨计价）。２、纯度≥９８％的锌的价格。从１９８５年９月起为高级锌价。１９８８年９月１日前的价格单位为英镑／吨。续表注：３、纯度...     

阴极电流密度对酸性液电镀Zn—Ni合金质量的影响

复合电镀是制造复合材料的一种新方法,在过去30多年里取得了极大的发展,关于电镀工艺和镀层性能的研究也较为深入．锌镍合金是近20多年发展起来的一种新型防护性镀层,具有极高的耐腐蚀性、低氢脆性、可焊性和机械加工性等优良特性,极具发展前景．锌镍合金镀层具有优良的耐腐蚀性,可以满足不断提高的防护性能要求．文章介绍了一种酸性锌镍合金电镀工艺．研究了电流密度的增加,镀层中的镍含量增加;获得了最佳工艺参数：100—120g／LNiSO4·H2O,60～80g/L ZnCl2,200～220g／LNH4Cl,20～35g/L硼酸,0．05～0．5g／L十二烷基硫酸钠,0．3g／L香草醛,pH=5,温度／．C=20—25,电流密度／（A／dm^2）=1．     

铜锌混合矿加压浸出的试验研究

进行了铜锌混合矿加压浸出的试验研究，分析了氧分压、酸度、温度、反应时间、添加剂等因素对铜锌浸出率的影响。试验结果表明，在氧分压0.4MPa、酸度240g／L、温度140℃、浸出时间150min、添加剂用量0．10%-0．22％的条件下浸出，铜、锌的浸出率均可达97％。     

锌精矿酸浸液H2O2法净化除铁试验研究

研究了用H2O2从锌精矿酸浸液中除铁。锌精矿酸浸液除铁工艺条件为:温度控制在90℃,溶液pH控制在3.0~4.0之间,H2O2体积分数25%,连续反应2.5 h后过滤。结果表明,滤液中铁离子质量浓度降至0.08 g/L左右,达到净化要求。     

锌电积各种因素对阳极析出MnO2电流效率的影响

通过对锌积电解极过程反应机理的研究,测定了温度、锰离子浓度、电流密度、酸度、阳极含银量及不同阳极形状对MnO2析出的影响,结果表明：电流密度锰离子浓度是主要影响因素。锌电解过程采用0．7％Pb-Ag阳极,电流密度500A／m∧2,温度38℃,控制Mn∧2＋离子浓度为3g/L,阳极MnO2析出电流效率为1％－2％之间,方能产出产出高质量的电解锌。     

从铜渣中加压酸浸铜的试验研究

针对铜渣的物相组成，研究了加压酸浸有价金属，考察了铜渣粒度、搅拌速度、温度、时间、氧气体积分数、浸出剂硫酸质量浓度、液固体积质量比对有价金属浸出率的影响。通过试验，确定了最佳工艺参数：浸出温度80℃，液固体积质量比4．5∶1，浸出剂硫酸质量浓度105 g/L ，m（铜）∶ m（酸）＝1∶1．74，氧气体积分数≥30％，氧气压力0．2 M Pa ，浸出时间4 h ，搅拌速度500 r/min。最佳条件下，有价金属浸出率分别为：铜≥92％，镉≥99％，锌≥46％，锗≥70％，铟≥70％；铅100％、银≥97％留在浸出渣中。     

越南河江铅锌矿选矿工艺研究

针对越南河江铅锌矿石,采用优先浮选工艺流程,可以得到硫化铅精矿品位含铅59.07%、锌6.57%,回收率铅91.48%、锌12.94%;硫化锌精矿品位含锌46.32%、铅1.22%,回收率锌80.49%、铅1.67%;有价元素得到了有效回收。     

湿法炼锌浸出渣减量化浸出工艺研究

以常规湿法炼锌工艺锌浸渣为研究对象,对比研究常压酸浸和加压酸浸条件下锌浸渣的酸性浸出减量化效果,以及渣中锌、铜和铟等有价金属的浸出率。结果表明,在常压酸浸条件下,渣量可减少65%以上,渣中锌含量可降至3%左右,锌、铜和铟的浸出率均在91%以上;在加压酸浸条件下,渣量可减少40%以上,渣中锌含量可将至2%以下,锌和铜的浸出率达到95%左右,但铟浸出率仅为70%左右,相对较低。常压酸浸过程锌浸渣中的铁绝大部分浸出,有利于铟的浸出;加压酸浸过程锌浸渣中的铁大量以铅铁矾的形式留在渣中,阻碍了铟的浸出。常压浸出液中铁含量较高,达到25 g/L以上;加压浸出液中铁含量较低,小于2 g/L,有利于后续浸出液中铜、铟的回收。常压浸出渣量少,有利于渣中铅、银的富集,可单独销售;加压浸出由于铁沉淀入渣,致使渣中铅、银富集比低,适合于铅锌联合企业返回铅熔炼炉。     

含铅锌渣中铅的富集

提出低酸—高酸两段逆流浸出含铅锌渣新工艺,低酸浸出考察液固比、时间和温度对锌浸出率的影响,高酸浸出考察初始硫酸浓度、时间和温度对锌浸出率及铅品位的影响。结果表明,在低酸浸出,液固比6∶1、时间5h、温度60℃;高酸浸出,初始硫酸浓度170g/L、时间6h、温度95℃的最优条件下,锌浸出率99.29%,铅入渣率98.58%,高浸渣中铅品位62.25%。     

从高氟氯次氧化锌中回收锌铅

采用氢氧化钠和碳酸钠混合碱液洗涤脱除次氧化锌中的氟氯。在碱液中氢氧化钠和碳酸钠摩尔比为1∶1,控制液固比、洗涤温度时,氟、氯脱除率分别为92.31%和96.57%。碱洗液经沉锌、沉氟、沉氯处理,溶液中锌、氟、氯浓度分别为0.37、0.048、0.083g/L。采用锌电解废液浸出经碱洗脱除氟氯后的次氧化锌,控制电解废液硫酸浓度、液固比、浸出温度,浸出液中锌、铅、氟、氯浓度分别为86.27g/L、0.027g/L、0.042mg/L、0.078mg/L,浸出渣中锌和铅含量分别为9.13%和50.84%,锌和铅回收率分别为95.36%和96.57%。     

滴定法连续测定铅锌矿中铅锌铜

铅锌矿样经盐酸和硝酸溶解后,以硫酸为沉淀剂,使铅与硫酸形成硫酸铅沉淀,锌和铜留在溶液中。过滤后,用乙酸-乙酸铵缓冲溶液溶解硫酸铅沉淀,以二甲酚橙为指示剂,EDTA标准溶液滴定铅。分取两份滤液,一份用于测定锌,另一份用于测定铜。测定锌时以氢氧化物沉淀分离铁、锰等金属离子后,在pH 5.5乙酸-乙酸钠缓冲液中,硫脲存在下,以二甲酚橙为指示剂,用EDTA标准溶液滴定锌。另一份滤液中铜采用碘化钾-硫代硫酸钠滴定法测定。方法用于铅锌矿样品中铅、锌和铜的测定,测定值与国家标准方法的测定值一致,测定结果的相对标准偏差在0.042%～0.088%之间。     

雾化热解法制备活性氧化性

以锌焙砂为原料,经氨水、碳酸氢铵浸出,浸出液经雾化热解、煅烧,制得活性氧化锌。研究表明,锌焙砂在NH3/NH4+=2.5∶1、总氨浓度为8 mol/L、液固比=8∶1、时间1 h、温度35℃条件下,一段浸出液锌含量为54.34 g/L,浸出率为82.56%,经过两段逆流浸出,锌含量可达到97.62 g/L,氨浸锌平均浸出率达97%以上。浸出液经锌粉置换除杂,净化后液进行雾化分解,在雾化器进口温度为340℃,出口温度≥180℃的条件下,制得白色前躯体,在400℃条件下用马弗炉煅烧1 h,得到长度不大于2μm的针状活性氧化锌。     

高速雾化分解法制取活性氧化锌的研究

研究了用高速雾化分解法由锌焙砂制备活性氧化锌的工艺。结果表明,锌焙砂经碳酸氢铵、氨水与水浸取液浸取,浸取率为98.48%。浸取液中的氧化锌含量可达25.3%(质量分数),用锌粉除杂净化,过滤除去杂质。滤液在喷雾干燥塔430℃的入口温度下喷雾热分解,可得到高活性的氧化锌。其吸碘值为42.445 mg/g,活性显著高于蒸氨煅烧法所得的氧化锌。     

锌精矿降硅工艺条件试验研究与生产实践

针对乌拉根铅锌矿生产现场锌精矿含硅高的问题,进行了降低锌精矿硅含量的小型试验研究.结果表明：水玻璃对石英、长石和黏土等硅酸盐矿物具有较强的抑制和分散作用.在水玻璃、硫酸铜和丁基黄药的用量分别为300 g/t、150～250 g/t和50～80 g/t,磨矿细度为小于0.074 mm 占49.50%～54.50%,浮选浓度为37%～40%条件下,可获得锌回收率68.84%、锌品位56.16%、锌精矿硅含量为6.45%的较好指标.经生产验证：锌精矿硅含量可由11.37%降低到7.16%.     

某高碳铅锌银多金属硫化矿浮选试验研究

试验研究的矿石中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t;碳含量高达6.35%;其与铅锌共生关系密切而难以充分单体解离导致碳含量高,碳具有良好的天然可浮性和极强的吸附能力而严重影响铅、锌精矿质量并导致浮选药剂用量大、生产成本消耗高。依据矿石含量碳高、铅锌与其关系密切的特点,通过试验研究,确定了预先脱碳-铅锌优先浮选工艺流程,最终获得铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%;锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%的选矿指标。试验结果表明:对含碳量较高的铅锌矿石采用预先脱碳的技术措施可有效提高铅锌及伴生银的浮选综合回收指标和消除因含碳量高而带来的浮选药剂消耗量大及生产成本消耗高的问题。     

Hydrochloric acid-hydrogen peroxide leaching and metal recovery from a Greek zinc-lead bulk sulphide concentrate

A zinc-lead bulk sulphide concentrate from Kirki (Greece) was leached in aqueous solution with HClH₂O₂at atmospheric pressure and 95°C to extract up to 97% zinc, 40% lead, 80% silver and less than 12% iron after 6 h. Highly pure PbCl₂ crystallized from the leach filtrate on cooling. Sulphur was oxidized to the elemental form; its loss as sulphate ion in solution and residue was 7.5%. During leaching no emission of H₂S or SO₂ was detected. Conditions were determined for producing a pregnant solution (130 g/L Zn) low in iron and lead, to facilitate zinc extraction by electrolysis. Leaching experiments were conducted at 40% solids, 0.55 g HCl and 0.26 g H₂O₂ per gramme concentrate in a 1-L reactor. After a second leaching of the residue in aqueous solution with HCl (1 M) for 1 h at 90°C, the residual lead sulphate was extracted, so that total lead recovery was over 98%. Other values, such as silver and sulphur, could be recovered by additional treatment of either the leach solution or leach residue.