锌精矿的浸出与萃取硫磺的耦合

实验研究了锌精矿在FeCl3-HCl体系中浸出与四氯乙烯萃取硫磺的耦合。考察了常压条件下浸出温度、浸出时间、四氯乙烯的加入量对锌浸出的影响。实验结果表明 ,在 85℃、FeCl3浓度为3mol/L、盐酸浓度为 2mol/L、表面活性剂浓度为 0 2 g/L条件下 ,加入 2 0mL四氯乙烯 ,锌的浸出率在 4h内达到 96 7% ,与不加四氯乙烯的普通浸出相比 ,锌的浸出率提高了 2 0 % ,简化了单质硫回收的复杂过程 ,降低了成本。锌精矿的浸出与萃取硫磺的耦合效果明显     

有机溶剂在浆萃硫浸出锌精矿

研究常压条件下,FeCl3-HCl浸出锌精矿,有机溶剂在浆萃取硫的过程,并通过SEM分析比较矿粒与浸出渣形貌。实验结果表明,在萃硫有机相存在条件下盐酸最佳浓度为1-2mol/L;提高浸出溶液温度可提高锌浸出率;在浸出溶液中加入萃硫有机相四氯乙烯可使浸出率在2-3h内达95％;浸出速率提高4－5倍。萃硫有机相四氯乙烯的作用是使包裹在矿粒表面的元素硫脱离,增加矿粒表面活性点与反应溶剂的有效接触,加速浸出反应。     

锌中浸渣-硫化锌精矿协同浸出锌、铟的研究

本文在硫酸体系下对锌中浸渣-硫化锌锌精矿协同浸出工艺与锌中浸渣直接热酸浸出工艺进行了对比。实验结果表面：添加锌精矿进行协同浸出能够有效提高锌中浸渣中有价金属锌、铟和铁的浸出率。在实验的基础上,对锌中浸渣-锌精矿协同浸出机理进行了探讨,为协同浸出提供了理论依据。     

泡沫剂性能的测试方法与评价

本文将泡沫的一些主要性能参数的测试方法绍如下。一、表面张力人们在生活实践中发现;一些表面活性剂添加到水溶液时,水的表面张力显著降低。表面张力是表面活性剂溶液的重要特征,也是确定表面活性剂的表面活性的重要方法之一,对了解泡沫剂性能好坏有重要的作用。目前测量表面张力的方法较多,介绍容易推广的三种方     

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。     

有压源下煤层注水表面活性剂湿润煤体的研究

通过煤体在表面活性剂溶液中的浸润时间的长短选取适合的表面活性剂进行复配,对活性剂配方溶液的表面张力和接触角测定,得到煤体最优表面活性剂配方。通过煤样在表面活性剂配方溶液和纯水中吸水试验的对比,进一步验证表面活性剂配方对煤体润湿性能和降低粉尘浓度方面有一定的促进作用。最后采用Comsol Multiphysics多物理场耦合软件进行注入纯水与低浓度活性剂溶液润湿范围对比,得出结论:加入表面活性剂可以减低表面张力,提高润湿范围。     

常压下用SO_2和O_2混合气体浸出金属硫化物精矿

叙述了一种在水溶液中用SO_2和O_2的混合气体浸出硫化锌精矿的新方法,SO_2/O_2与希尔和埃鲁拉的锌精矿反应,生成锌和铁的硫酸盐、元素硫和一些硫酸。锌的提取反应速度表面受化学反应控制,即使气相中SO_2的浓度高达9％,元素硫层对反应也没有明显干扰。精矿中的黄铁矿起一种活化作用,可能是通过与闪锌矿的电池作用所致。金属的提取率取决于气体中SO_2和O_2的含量、矿石粒度、溶液的酸度和锌的含量,而与三价铁离子含量无关。大约在85℃时,就可以达到最大的提取率。在40克/升或更高的酸度下,在有亚铁离子存在时,通过控制反应可以阻止酸的产生。通过SO_2/O_2的浸出处理可以降低埃鲁拉铅精矿中锌和铁的含量。     

煤尘润湿性影响因素的研究

试验以望峰岗原煤和祁东原煤为研究对象,选择表面活性剂十二烷基苯磺酸钠、十二烷基硫酸钠、减水剂NF和吐温-80,通过接触角实验、红外光谱实验以及表面张力实验,研究了煤尘润湿性的影响因素。研究表明,表面活性剂水溶液对煤尘润湿性的影响与溶液的种类、浓度和表面张力以及煤样表面结构等因素密切相关。     

表面活性剂强化喷雾用水润湿性能的实验研究

表面活性剂可提高喷雾用水的润湿性能,从而改善喷雾降尘效果.研究开展了4种表面活性剂溶液润湿不同类型煤尘性能的实验,并考察了表面活性剂种类、质量分数等因素的影响.表面张力实验显示,随着表面活性剂质量分数的增大,溶液的表面张力会不断减小,其中阴离子表面活性剂SDBS在降低表面张力的效率和效能方面最优.接触角实验表明,随着表面活性剂质量分数的提高,液滴在煤尘压片上的接触角不断减小,溶液润湿性能不断提高,其中OP-10溶液的润湿性能最优,在相同的质量分数下,能够获得最小的接触角.     

表面活性剂对煤的润湿性影响

为了研究表面活性剂对不同煤的润湿性影响,以瘦煤、焦煤、无烟煤为研究对象,选择表面活性剂十二烷基硫酸钠,设计了6个不同浓度表面活性剂溶液分别针对3种煤的润湿性及沉降实验方案.通过对不同浓度溶液表面张力、接触角的测定以及不同煤样在各浓度溶液中的沉降现象对比,分析得出煤样对应的最佳表面活性剂溶液浓度,证明了在防尘用水中添加表面活性剂的必要性.结果表明:0.5%浓度的十二烷基硫酸钠溶液对煤尘具有较好的润湿效果;表面张力与接触角随润湿性的提高而减小,当浓度达到0.5%时,二者数值趋于稳定;不同煤样结构差异对润湿性有很大影响,3种煤样润湿性最好的为无烟煤,其次为瘦煤、焦煤;添加表面活性剂可以有效改善溶液润湿性.     

Ferric sulphate/chloride leaching of zinc and minor elements from a sphalerite concentrate

Atmospheric leaching of a sphalerite concentrate in sulphate and chloride media was performed and the effect of several variables, such as solid/liquid ratio and oxidant (Fe(III)) concentration were investigated. The behaviour of minor elements, such as Cu, In, As, Sb, Bi, Sn and Pb, was also studied under different conditions. The results showed that using a solid/liquid ratio of 5% (w/v) it was possible to leach 95% of zinc after 2 h, with a solution of 0.5 M H₂SO₄ and Fe₂(SO₄)₃ at 80 °C. The minor elements As, Sb and Bi were also completely leached whereas copper leaching was favoured by the use of chloride medium. The oxidation of Fe(II) during the leaching tests was studied and an improvement of 20% zinc extraction was observed in an oxygenated system. Cross-current leach tests using two/three stages and a solid/liquid ratio of 10% (w/v) were performed to achieve 90% of zinc extraction. The electron microprobe analysis of the leaching residues showed no change on the sphalerite composition after the leaching, which indicates that the leaching of sphalerite involves the break down of the sulphide structure.     

人工神经网络在锌精矿矿浆浸出与萃取耦合操作中的应用

将人工神经网络方法应用于锌精矿的在浆浸出与硫磺萃取耦合操作的研究,建立锌授出率与各工艺参数之间的关系,并对新工艺参数下的锌浸出率进行预报.结果表明预报数据与试验数据能很好吻合,预报结果与试验值的绝对误差小于2.5%.     

Bioleaching and chemical leaching as an integrated process in the zinc industry

This work sought to integrate bioleaching and chemical leaching as a cost-effective process to treat zinc sulphides. The continuous bioleaching of a sphalerite concentrate, assaying 51.4% Zn, 1.9% Pb, 31.8% S and 9.0% Fe with mesophile iron and sulphur-oxidizing bacteria followed by chemical leaching of the bioleaching residue were assessed. In the bioleaching step, the first reactor was used to produce Fe(III) concentrations as high as 20 g/L. This solution was fed to the subsequent bioleaching reactors to oxidize sphalerite. It was possible to achieve 30% zinc extraction for 70 h residence time. In chemical leaching experiments, carried out with the residue of the bioleaching step, the effects Fe_total and acidity on zinc extraction were studied. It was noticed that Fe(III) concentrations over 12 g/L did not affect zinc recoveries. Furthermore, the higher the acidity, the larger the zinc recovery, for experiments carried out up to 181 g/L sulphuric acid. The results have demonstrated that it is possible to devise a new process capable of achieving 96% zinc extraction, similarly to the conventional roasting–leaching–electrolysis process.     

Leaching of a zinc ore and concentrate using the Geocoat™ technology

In this study, the Geocoat™ technology was used for the extraction of zinc from a mineral concentrate obtained from the Kooshk mine (Yazd, Iran) by a culture dominated by the mesophilic bacterium Acidithiobacillusferrooxidans in a packed column bioreactor. A low grade sphalerite ore was used as support for the concentrate coating. During the 100 days of leaching pH, Fe³⁺, Fe^total, microbial population density and zinc extraction were measured. The final zinc extraction from concentrate and low grade support was 97% and 78%, respectively, and it was found that leaching from the support does not proceed significantly before leaching from the coating is completed.     

闪锌矿磨矿浮选过程中电化学研究进展

闪锌矿作为提炼锌的主要矿物原料,是重要的锌矿石,但由于其复杂的共伴生关系,制约了闪锌矿的高效开发和利用。闪锌矿属硫化物矿物,具有半导体特性,在磨矿和浮选过程中的电化学特性显著。闪锌矿晶体中金属杂质的改变、磨矿环境和浮选溶液环境的改变,都会改变闪锌矿矿物表面的电化学性质,进而影响闪锌矿的分离与富集,了解闪锌矿电化学机理,改变闪锌矿电化学条件,可使闪锌矿的浮选朝着有利方向进行。本文对近几年国内外闪锌矿电化学机理研究进行文献综述,通过对闪锌矿磨矿和浮选过程中的电化学特性进行分析研究,为闪锌矿电化学机理的后续研究提供了理论支持,对进一步提高含锌资源的综合利用和开发提供理论依据,也对其它具有导电性能的硫化物矿物的研究提供了新的方法和理论。     

闪锌矿精矿加压酸浸过程探讨

探索闪锌矿精矿高压酸浸的反应机理,制备一种相对纯净的闪锌矿,并在添加铁离子和不添加铁离子两种情况下对其进行高压酸浸试验.在浸出体系中没有铁元素时,闪锌矿浸出速度很慢.如在氧分压0.3MPa,温度160℃下浸出180min,锌的浸出率也仪有11.06%.在浸出体系中加人铁元素后,闪锌矿浸出速度加快了.在上述例子的条件下,锌的浸出率达到62.55%.然而,温度低于150℃,铁元素并没表现出对闪锌矿浸出的促进作用.锌的浸出速度曲线和亚铁离子氧化速度曲线的趋向是一致的,尽管两者不按比例变化.闪锌矿的浸出速度随着浸出体系中铁元素浓度的增大而不断增大,但当铁离子达到一定浓度后,闪锌矿的浸出速度不再有明显的增大.在一定的反应条件下,铁(或其他变价金属元素)的氧化是高压酸浸过程不可或缺的步骤,并且在一定范围内,铁离子的浓度决定了浸出的速度,对浸出机理进行了阐述.     

云南兰坪低品位氧化锌矿氨浸渣可浮性试验研究

针对云南兰坪高碱性脉石型低品位氧化锌矿,陈启元教授课题组提出了"循环氨浸—萃取—酸性电积"新工艺,此工艺中氨浸后得到的浸出渣(简称氨浸渣)主要含有闪锌矿、锌铁尖晶石和部分未浸出的氧化矿(主要是菱锌矿),氨浸渣中锌含量较高,导致新工艺的总锌回收率低于80%。为此,对氨浸渣进行浮选处理,期望回收闪锌矿和未浸出的氧化矿,以提高整个工艺锌的总回收率。采用硫化—黄药浮选法,将氨浸渣中的闪锌矿和氧化锌同时进行富集。研究结果表明,氨浸渣经过球磨预处理后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选,得到品位为22.16%、回收率为68.97%的锌精矿,经"浸出—氨浸渣浮选"工序处理后锌总回收率达92.57%。     

硫酸锌添加顺序对乙硫氮在方铅矿和闪锌矿表面吸附的影响

研究了无机抑制剂硫酸锌及其与乙硫氮不同添加顺序对方铅矿和闪锌矿浮选行为的影响。当先加入硫酸锌时,硫酸锌对闪锌矿有较强的抑制作用,对方铅矿有轻微的抑制作用;当硫酸锌后于乙硫氮加入时,对方铅矿的抑制作用减弱,而对闪锌矿的抑制作用增强。吸附量测定结果表明,乙硫氮强烈吸附在方铅矿表面,硫酸锌对乙硫氮在方铅矿表面吸附影响很小,而乙硫氮与闪锌矿表面作用较弱,吸附量较小。红外光谱研究表明,无论硫酸锌先加还是后加,均明显降低乙硫氮在闪锌矿表面的吸附,而硫酸锌对乙硫氮在方铅矿表面的吸附影响较小,特别是硫酸锌后加时对乙硫氮在方铅矿表面吸附强度的抑制作用减弱。飞行时间二次离子质谱研究表明,与硫酸锌先加时相比,硫酸锌后加时,方铅矿表面吸附的氢氧化锌亲水胶体更少、乙硫氮略多,而闪锌矿表面吸附的氢氧化锌亲水胶体更多、乙硫氮更少。因此,硫酸锌后于乙硫氮添加时更有利于铅锌分离。     

四氯乙烯在锌精矿浸出中的作用研究

实验研究了锌精矿在H₂SO₄-HNO₃ 体系中浸出过程。考察了浸出温度、液 固比、四氯乙烯的加入对锌浸出的影响。通过扫描电镜分析比较了浸出前矿粒、普通浸出矿渣和加入四氯乙烯后浸出矿渣的表面形貌。结果表明, 在85 ℃, 氧气压力为0.1 MPa ,H₂SO₄ 浓度为2.0 mol L, HNO₃ 浓度为0 .2 mol/L, 液 固比为10∶1 条件下, 在200 mL 浸出液中加入10 mL 四氯乙烯萃取硫磺的同时,锌的浸出率在3 h 内达到99.6%, 与普通浸出相比, 浸出时间缩短了50%。可见, 加入四氯乙烯显著地提高了浸出速率。