从锌冶炼烟尘中回收银及有价金属的工艺研究

系统地研究了从台炼烟尘中回收银、锌、铅的新工艺、考察了稀硫酸浸取锌、氯盐浸取银、铅的最佳工艺参数。该工艺能有效地回收烟尘中的银、锌、铅,并具有工艺简单,综合回收率高,无污染等特点,锌、铅、银的回收率分别大于９１％,９９％和９８％。     

锌冶炼净化渣中有价金属的综合回收

某锌冶炼厂浸出液采用锑盐净化除杂,产生的净化渣含锌35%～37%,含铜12%～14%,含镉5%～7%,含钴0.9%～1.1%。本文介绍了β-萘酚除钴工艺的锑盐净化渣综合回收工艺,该工艺增加除铁工序,减少了β-萘酚与铁的副反应,降低了β-萘酚除钴成本,为解决β-萘酚除钴成本高的问题提供了新途径。     

废钨钛钴硬质合金中有价金属的回收

叙述了从废钨钛钴硬质合金中回收有价金属的工艺和原理。采用先热浓盐酸溶解,再焙烧、浸出、水解、结晶和还原等方法,可分离回收金属,制取金属钨粉、钴粉和金属钛。     

废钨钛钻硬质合金中有价金属的回收

叙述了从废钨钛钴硬质合金中回收有价金属的工艺和原理。采用先热浓盐酸溶解，再焙烧、浸出、水解、结晶和还原等方法，可分离回收金属，制取金属钨粉、钴粉和金属钛。     

铜阳极泥中金银及有价金属的回收

介绍了贵溪冶炼厂铜阳极泥的湿法处理过程,在提取金银的基础上,概述了铜、硒、碲、铋、锑等有价金属的回收及工艺流程。该工艺适应性强,并且具有投资少、见效快等优点。     

Recovery of valuable metals from jarosite by sulphuric acid roasting using microwave and water leaching

In this paper, jarosite residue (JR) blended with concentrated H₂SO₄ was subjected to a process comprising microwave roasting and water leaching. The effects of H₂SO₄/JR weight ratio, microwave roasting temperature and time, water leaching conditions on the recovery of Fe, Zn, In, Cu, Cd, Ag and Pb were investigated utilising a series of experiments.

Based on energy conservation and environmental protection, optimum conditions for metals recovery from JR were determined as: H₂SO₄/JR weight ratio?=?0.36, microwave roasting temperature, 250°C; roasting time, 30?min; leaching temperature, 50°C; leaching time, 1?h; and liquid–solid ratio, 4:1 (mL/g), thus, the extraction of Fe, Zn, In, Cu, Ag and Cd were 89.4, 80.7, 85.1, 90.7, 61.3 and 48.8% respectively, while the Pb was concentrated in the final residue. Scanning electron microscope-energy dispersive spectrometer (SEM-EDS) patterns were used to characterise and analyse the transformation of valuable metals in the residue after roasting and leaching.     

锌冶炼工业有价金属回收潜力与现状分析

锌矿中伴生的有价金属是宝贵的矿产资源,对其进行回收既可以提高资源利用率又可以有效地保护环境。本文研究了不同锌冶炼工艺过程中所产固体废物的种类和特性,以及伴生的有价金属的分布特征,分析了我国锌冶炼工业有价金属回收的现状,探讨了潜力与途径,提出了提升我国锌资源综合利用水平的建议。     

锌浸出渣有价金属回收及全质化利用研究进展

锌浸出渣是一种具有较高综合利用价值的固废资源。本文针对锌浸出渣中有价金属的回收以及全质化利用的研究进展进行了归纳总结:锌浸出渣中有价金属的种类多,如锌、铅和银等具有较高的回收价值,其回收工艺主要有火法工艺和湿法工艺。通过对多种典型锌浸出渣回收工艺的优缺点和适用性的详细比较分析,提出了微生物浸出?氯盐浸出联合的方法,该方法可高效浸出锌浸出渣中的锌、铅和银,对不同类型的锌浸出渣具有良好的适用性,展现出了良好的工业应用前景;其次,介绍了锌浸出渣全质化利用的进展,展望了技术发展方向,锌浸出渣全质化利用将朝着制备性能优异、精细化和绿色节能的高端材料方向发展,在实现锌冶炼行业清洁生产的同时努力获得更大的经济效益。      

硅-锗合金废料中锗的回收研究

研究了硅-锗合金废料中锗的回收,采用碳酸钠+Na2O2熔融-磷酸中和-盐酸蒸馏法,并对工艺进行了优化。该工艺具有回收率高、成本低、环境友好等优点。     

银电解液中有价金属综合回收生产实践

简要介绍了利用火法处理铅阳极泥和脱铜阳极泥生产金银合金,以及金银合金电解的处理过程;阐述了金银合金电解过程中有价金属的走向和银电解液的变化;重点讨论了银电解液中有价金属银、铜、钯的回收试验与生产过程。生产实践表明:沉钯试剂A和沉钯试剂B均能回收银电解液中的钯,前者得到的银粉中钯质量分数符合IC-Ag99.99中0.001%的限量要求,后者得到的银粉中钯质量分数达不到IC-Ag99.99的限量要求;氨水-水合肼还原法回收银,银粉熔铸得到符合要求的IC-Ag99.99产品;铁粉置换法回收铜,得到铜质量分数约55%的富铜渣。钯、银和铜的综合回收使企业获得显著的经济效益。     

废加氢催化剂中有价金属回收技术研究进展

随着石化行业对加氢催化剂的需求量逐年递增,每年报废的加氢催化剂量也与日俱增。废加氢催化剂中含大量有价金属,其循环利用对于环境保护和资源的高效利用意义重大。针对废加氢催化剂中有价金属的回收,国内外学者开展了大量的研究工作,开发的工艺主要分为湿法、火法和火法湿法联合工艺3大类。详细综述了近年来废加氢催化剂回收的研究进展,重点分析了不同技术的主要过程、原理及其优缺点。针对传统回收技术的不足,提出采用火法还原熔炼将废加氢催化剂中的有价金属富集,并采用湿法工艺处理多金属合金的技术流程。本文对废加氢催化剂回收的发展趋势及前景进行了展望。      

从高酸浸出锌渣中回收银研究

针对某锌冶炼厂高酸浸出渣含银高的特点,采用硫酸化焙烧—水浸脱锌铁—氯化浸银—冷却结晶PbCl2—铅片置换沉银工艺,对高酸浸出锌渣进行了回收银研究。结果表明,锌和铁的浸出率分别达到92.66%和94.67%,浸出液返回炼锌主流程生产电锌;银和铅的浸出率分别达到94.17%和97.89%;用铅片置换得到粗银粉,银置换率达到99%以上。     

焙烧氰化尾渣有价金属回收试验研究

辽宁新都黄金有限责任公司焙烧氰化尾渣中具有回收价值的有价组分主要为金、银、铜、铅、锌等。针对其尾渣性质,采用氯化焙烧工艺进行有价金属回收试验研究。结果表明:在氯化钙添加量7%、氯化焙烧温度1 100℃、时间1.5 h的工艺条件下,有价金属Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别达到92.25%、75.81%、82.66%、99.31%、91.06%。通过梯度升温干燥等措施,可以有效提高干球团强度。     

从真空炉渣中综合回收有价金属的试验研究

针对真空炉渣的特点,对传统工艺进行改进,强化了氧化过程,同时使用双氧水替代氯气作为蒸馏提锗中的氧化剂,消除了使用氯气所带来的安全和环保问题,环保效益非常明显。     

A new method for recovering valuable metals from low-grade nickeliferous oxide ores

A new method, the concentrated sulfuric acid acidolysis and water leaching (SAWL) of nickeliferous oxide ores, is proposed and the optimal conditions for recovery of nickel, cobalt and copper from a low-grade Chinese nickeliferous oxide ore are presented. A series of experiments were conducted which examined the effect of acid charge, acid curing temperature and acid curing time. Recoveries of up to 95%, 83% and 95% for Ni, Cu and Co, respectively were obtained with only the sulfuric acid at ambient temperature and atmospheric pressure. Comparing the percolation leaching with agitation leaching showed that percolation leaching was capable of extracting the valuable metals with water. The SAWL method was scaled to three-stages counter-current leaching tests using 1 kg of ore. The results indicate greater than 90% extraction for nickel and cobalt.     

广东某铜矿尾矿有价金属回收工艺流程

由于历史技术原因,广东某铜矿的开采利用是单一的,矿石中可利用金属铜、铁只开发利用了铜,铜的利用也不彻底,导致尾矿中仍含有可回收的Cu、Fe等有价元素.随着选冶科学技术的发展,特别是现代铜湿法冶金技术的发展和创新,使以前认为是不可用的铜矿资源由呆矿变成巨大的财富.采用浸出-萃取-电解化学处理方法提取铜,浸出渣用磁选方法选...     

熔融改质含磷钢渣碳热还原回收有价元素试验

 针对含磷转炉渣中磷、铁及锰等有价资源回收及有价元素回收后钢渣资源化利用的问题,通过理论计算、电阻炉试验、感应炉试验等研究手段,系统分析了熔融改质后的含磷钢渣碳热还原回收有价元素的热力学条件和影响规律。研究结果表明,还原温度为1 723 K、碱度为1.0~2.0时,低碱度有利于渣中铁、磷资源的回收;当炉渣碱度为1.0时,Fe₂O₃、P₂O₅、MnO还原率分别可达到99.50%、84.47%和3.26%,渣中铁元素和磷元素收得率分别为99.50%和68.69%;当碱度为1.5时,渣中Fe₂O₃、P₂O₅还原率分别为90.45%和63.73%,与碱度为1.0时相比还原率降低;当碱度为2.0时,渣铁未实现完全分离,渣中Fe₂O₃还原率为71.43%。在感应炉内对熔融改质工业渣碳热还原试验中,在碱度为1.0时,温度为1 723 K条件下,渣中铁元素收得率可以达到99%以上,磷收得率为47.18%;通过热力学分析可以发现,FeO、P₂O₅与MnO相比更容易被碳还原,在试验过程发现,FeO及P₂O₅先还原,反应20 min后渣中MnO开始被还原,整个还原过程中渣中MnO含量略有降低;碳热还原后渣中FeO质量分数仅为0.07%,渣中P₂O₅质量分数为0.93%,MnO质量分数为2.83%;利用FactSage对比改质渣还原前后物相组成可知,还原后渣中含铁物相(Ca₃Fe₂Si₃O₁₂)物相能得到有效控制,磷酸钙质量分数明显减少,渣中橄榄石相大幅度增加,提高了钢渣的应用范围,这为含磷钢渣有价元素回收及资源化利用提供了研究基础。     

Enrichment of valuable metals from the sulfuric acid leach liquors of nickeliferous oxide ores

The enrichment of valuable metals from sulfuric acid leach liquors of various nickeliferous oxide ores has been investigated. Suitable enrichment processes based on sulfide precipitation and the Na-jarosite process have been tested and proved to be effective for recovering Ni, Co, and Cu from high-magnesium and high-iron pregnant liquors. Once the major impurities of magnesium and iron had been separated from the valuable metals, the resulting concentrated sulfate solutions mainly containing valuable metals (Ni, Co, and Cu) could be used for further metal separations by solvent extraction methods. It is hoped that such sequences may also be applied for the recovery and enrichment of valuable metals from dilute pregnant leaching liquors.     

Kinetic investigations of two processes for zinc recovery from zinc plant residue

Abstract

This paper presents a kinetic study of hydrometallurgical and pyrometallurgical processes employed for the recovery of zinc from a zinc plant residue (ZPR). The hydrometallurgical process investigated involved zinc leaching from the ZPR with sulphuric acid solution, while the pyrometallurgical process was based on zinc oxide reduction from the ZPR using activated carbon as the reducting agent. At the optimum leaching conditions, the zinc recovery was 89·5% at 95°C after 60?min. The data obtained for the leaching kinetics indicated that the dissolution of ZPR is a diffusion controlled process and the activation energy is equal to 21±2?kJ?mol^?1. The maximum zinc recovery, obtained during pyrometallurgical treatment was 72% at 1300°C after 60?min. Kinetic investigations revealed that the zinc oxide reduction is carried out in the transient kinetic area, where both diffusion and the chemical reaction control the overall process rate, with an activation energy of 38±5?kJ?mol^?1.

Cet article présente une étude cinétique d'un procédé hydrométallurgique et d'un procédé pyrométallurgique utilisés pour la récupération du zinc du résidu d'une usine de zinc (ZPR). Le procédé hydrométallurgique investigué impliquait la lixiviation du zinc du résidu de l'usine de zinc avec une solution d'acide sulfurique, alors que le procédé pyrométallurgique était basé sur la réduction de l'oxyde de zinc du résidu de l'usine de zinc en utilisant du charbon activé comme agent de réduction. Aux conditions optimales de lixiviation, la récupération du zinc était de 89·5% à 95°C après 60?min. Les données obtenues pour la cinétique de lixiviation ont indiqué que la dissolution du résidu de l'usine de zinc était un procédé contrôlé par la diffusion et l'énergie d'activation est égale à 21±2?kJ?mol^?1. La récupération maximale de zinc, obtenue lors du traitement pyrométallurgique, était de 72% à 1300°C après 60?min. Les investigations de la cinétique ont révélé que la réduction de l'oxyde de zinc était effectuée dans la zone de cinétique transitoire, où tant la diffusion que la réaction chimique contrôlent la vitesse globale du procédé, avec une activation d'énergie de 38±5?kJ?mol^?1.