富锗浸出渣还原浸出试验研究

针对富锗锌焙烧矿富锗浸出渣(简称富锗浸出渣)常规硫酸浸出时锗、锌浸出率偏低问题,从富锗浸出渣性质、浸出机理分析提出了SO₂还原浸出试验研究方法,对浸出时间、浸出温度、始酸浓度、液固比进行单因素试验研究。结果表明：在釜内压力0.4 MPa、浸出温度120℃、始酸浓度(40～50) g/L、浸出时间4 h、液固比6 L/kg时,锗、锌浸出率分别可达83.1%和94.5%。     

富锗硫化锌精矿的氧压酸浸研究

对云南某地富锗硫化锌精矿进行了氧压酸浸回收锗的试验研究。通过正交试验,研究了浸出温度、浸出时间、氧分压、精矿粒度、酸锌摩尔比和搅拌速度对锗浸出率的影响。结果表明,浸出温度和氧分压是影响锗浸出率的主要因素,在试验选定的条件下,锌和锗的浸出率能达到99%和90%以上。     

氯盐体系中锌焙砂中浸渣高温高酸还原浸出研究

提出了一种从高铟锌焙砂中浸渣中回收铟和铁的新工艺,对该工艺的关键工序--盐酸高温浸出和还原浸出进行了系统研究.结果表明,在高酸浸出优化条件下,锌、铁、铟的浸出率分别为98.98%,92.17%和99.30%;在还原浸出优化条件下,锌、铁、铟的浸出率及三价铁还原率分别为93.2%,97.19%,98.07%和98.67%.该工艺具有资源利用率高、锌铁易分离、易提纯等特点.     

富锗硫化锌精矿浸出液萃取回收锗

对富锗硫化锌精矿浸出液中萃取回收锗进行了研究,考察了萃取剂浓度、酸度、相比、平衡时间等因素对锗的萃取率的影响。     

硫化锌精矿常压富氧直接浸出过程中控制高酸渣含硫的研究

文章系统分析了常压富氧直接浸出过程中高酸渣含硫的行为,认为对高酸渣含硫的控制主要在浸出和硫浮选两个阶段,并且提出了一些控制高酸渣含硫的方法,对硫化锌精矿的常压富氧浸出具有一定的指导意义。     

锌浸渣浮选银精矿还原焙烧—低酸浸出脱锌

以某湿法炼锌厂产出的锌浸渣浮选银精矿为原料,采用回转炉还原焙烧—低酸浸出工艺进行脱锌研究。结果表明：在碳粉加入量10%、焙烧温度600 ℃、时间120 min、原料粒度—0.1 mm、回转炉转速5 r/min的条件下,铁酸锌还原焙烧分解效果最优,焙烧产物中可溶锌率达到85.83%。在硫酸终点pH为2、液固比5 mL/g、浸出温度70 ℃、浸出时间90 min优化条件下,对焙烧产物进行选择性浸出,锌和铁的浸出率分别为84.23%和34.71%。浸出渣中未溶解铁锌氧化物主要为还原焙烧过程中团聚成块的大颗粒及被硫酸铅熔化包裹形成的颗粒。     

从浸锌渣中回收锌和锗的研究

以某炼锌厂堆放的浸锌渣为对象,采用硫酸酸浸的方法,对影响Zn、Ge浸出的因素进行条件试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占78.68%、氟化铵用量50mL(浓度5%)、硫酸用量120mL(浓度30%)、液固比4∶1、浸出温度85℃,浸出时间3h的条件下,可获得93%以上的Zn浸出率和90%以上的Ge浸出率。     

盐酸体系浸出含铟高浸渣工艺研究

对广西大厂的含铟高铁闪锌矿,采用黄钾铁矾法沉铁、转窑还原挥发、硫酸3段浸出回收铟.高浸渣中w(In)=0.3%～0.5%.提出了采用盐酸体系从含铟高浸渣中浸出铟、锌、锡、锑工艺,研究了温度、反应时间、盐酸用量、液固质量比对铟浸出率的影响.在浸出时间2 h、温度90 ℃、盐酸用量为理论量的2倍、液固质量比10:3的最佳条件下,经过2段浸出,In,Fe,Zn浸出率分别为96.36%,98.48%和97.79 %.     

从浸锌渣中高压浸出镓锗的研究

针对目前从浸锌渣中回收镓锗工艺中存在的问题,采用高压酸浸工艺处理该渣,研究了始酸浓度、温度、时间、SO2分压、液固比、搅拌线速度等对镓锗浸出率的影响。结果表明,该浸出渣经二段高温高酸浸出后,锌、铁、镓、锗的累计浸出率分别为92.79%、97.87%、94.09%、75.18%。     

碱浸-还原挥发工艺回收镓锗置换渣中镓、锗

镓、锗是重要的稀散金属,从锌冶炼过程中综合回收镓、锗成为该原生金属产量的重要来源。目前主要采用酸浸工艺从镓锗置换渣回收镓、锗,回收率较低,资源利用率低。本文利用镓、锗两性物质的属性,采用碱浸-还原挥发工艺进行了回收镓锗置换渣中镓、锗的试验研究,得到以下主要结论。碱浸试验单因素最佳工艺条件为NaOH浓度4 mol/L、反应温度90℃、液固比8 mL/g、搅拌速度400 r/min,在此条件下,镓锗置换渣中镓、锗浸出率分别达到91.25%和78.95%;强化球磨浸出对镓、锗的浸出率没有改善作用;还原挥发试验的单因素最佳工艺条件为温度1 200℃、粉煤配入量30%、挥发时间4 h,在此条件下,碱性浸出残渣中锗的挥发率达到91.02%。该工艺产生的挥发残渣和砷酸钙渣返回火法炼铅系统综合回收铜、砷等有价金属,实现了渣的无害化处理。本文回收镓、锗的方法可为同类企业从锌冶炼工序中回收镓、锗提供参考。     

含锗渣浸出锗的研究

讨论了直接浸出、双氧水氧化浸出、焙烧氧化浸出对锗的浸出率的影响。结果表明,采用双氧水氧化浸出工艺,锗浸出率达90%以上。     

提高锗精矿质量

低锗单宁锗采用"盐酸+盐浸出脱杂—三段水逆流洗涤—煅烧"工艺可以明显提高锗精矿的品质。在液固比(4.0～4.5)∶1、浸出脱杂温度40～60℃、浸出脱杂时间120～180min时,杂质Ca、Pb、Zn和Fe脱除率分别约为90%、95%、92%和80%,脱杂单宁锗中含Ge约4%,产率约45%。煅烧产率约15%,Ge收率>95%,煅烧锗精矿含Ge约27%。     

从锌冶炼净化渣中回收高品位铜精矿

锌冶炼净化渣先进行高温浸出,使锌、钴、镉等有价金属进入浸出液,而铜留在渣中,所得铜渣再经高酸浸出及水洗后得到铜精矿。结果表明,最佳高温浸出条件为:液固比(6⁷)∶1,始酸浓度100g/L、终点pH=3.0、807)∶1,始酸浓度100g/L、终点pH=3.0、80⁸5℃浸出8h;高酸洗涤最佳条件为:液固比(485℃浸出8h;高酸洗涤最佳条件为:液固比(4⁶)∶1,终点酸度50g/L,706)∶1,终点酸度50g/L,70⁸0℃浸出6080℃浸出60⁹0min。铜精矿含铜65%以上、含锌小于2%。     

含砷难浸金精矿柱浸生物氧化回收金

通过室内柱浸试验,对含砷难浸金精矿进行了生物氧化试验。样品经过制粒,用氧化亚铁硫杆菌,在15~28℃条件下分别进行了60 d1、32 d3、02 d的生物浸出,金的氰化浸出率最高达到88.66%,比常规氰化浸出率提高了50个百分点。结果显示,金的浸出率与砷的氧化率呈线性正相关关系;浸出液中Fe3+/Fe2+的氧化还原电位是该体系中的主控电位;细菌浸出液中全铁浓度增量和砷浓度增量呈现出了周期性的变化,这种变化反应了菌种活性的周期性变化,是氧化亚铁硫杆菌不断受到抑制、不断适应的表现。试验证明,用生物堆浸工艺处理含砷难浸金精矿具有一定的可行性,但如何缩短生物氧化时间还需要进一步研究。     

从硫精矿烧渣中回收黄金的探讨

叙述了用硫精矿焙烧,焙砂氰化提金工艺处理的过程,对回收烧渣中金银的研究有一定的参考价值。     

钼精矿焙烧烟尘中回收铼和钼的研究

研究了用水浸法回收钼精矿烟尘中铼和钼的工艺条件,考察烟尘焙烧时间与温度、浸出温度与时间、液固比等对铼和钼浸出率的影响。结果表明,在200℃焙烧4h后,在液固比2∶1、常温浸出2h的条件下,铼浸出率达到94%以上,钼浸出率降低到10%以下,初步实现铼的选择性浸出。     

高砷硫金精矿提金研究

广西贵港金精矿含15%～22%As,并含碳、铅等不利于氰化的元素,金直接氰化率8%～36%。采用催化氧化酸浸法预处理后,金氰化率可达92%～98%,氰渣浮选后精矿的金总收率达97%～99%。预氧化工艺在中温自热、低压、低酸操作条件下进行,废渣、废液符合环保要求。多批次小型试验及扩大试验结果表明该工艺技术指标稳定,经济可行。     

高铟高铁硫化锌精矿加压浸出溶液铁的还原研究

用硫化锌精矿作还原剂还原高铟高铁硫化锌精矿加压浸出溶液中的Fe3+。分别进行了精矿粒度、精矿用量、时间、温度、溶液酸度以及原液Fe3+浓度对还原效果的影响,结果表明,在温度为80~90℃、时间~2.0 h、精矿过剩系数1.2、精矿平均粒径~10μm的条件下,可以将H2SO4浓度为8~40g/L溶液中Fe3+的80%以上还原成Fe2+。与现行工业中的硫化锌精矿还原技术条件相比,反应时间大为缩短,温度亦可降低。     

含铌粗精矿中铌的浸出试验

以H2SO4替代HF为浸出剂,提出了硫酸焙烧—硫酸浸出,从钽铌粗精矿中提取铌的湿法处理新工艺,解决了传统湿法浸出铌精矿中使用HF造成的高成本和污染等问题。结果表明,硫酸焙烧阶段,在粗精矿-74 μm占比90%、浓硫酸与矿样质量比80%、焙烧温度300 ℃、焙烧时间1.5 h的条件下,矿样中的铌反应彻底且留在渣相中。浸出阶段采用30%质量比的H2SO4,在液固比3︰1、温度90 ℃的条件下浸出3 h,铌的浸出率达到93.4%。