现代锌处理技术的最新经验

自从1969年芬兰的科科拉（kokkola）锌厂投产以来，奥托昆普已在几个扩产阶段中开发并拓展了焙烧、浸出、净液和电积等锌厂工艺，开发出了取代黄钾铁矾工艺的奥托昆普转化浸出工艺、基于砷的奥托昆普净液工艺和奥托昆普精矿直接浸出工艺等新工艺。自收购了挪威锌公司奥达厂和德国ObemrSel的鲁奇冶金公司后，奥托昆普在焙烧、烟气净化、制酸和电积方面扩展了其技术诀窍。鲁奇冶金公司于1962年在印度第一次投入锌焙烧炉开始了其锌方面的商业运作，其后共有70多台鲁奇锌焙烧炉在世界各地投产。由于这些成绩，奥托昆普现在可以将目前的锌处理技术融合在一整套技术内。     

饭岛锌精炼厂最近的生产

介绍秋田锌公司饭岛精炼厂近年来所做的各项改进。     

国内外锌冶炼技术的新进展

叙述了火法炼锌和湿法炼锌技术的发展和现状，重点介绍了湿法炼锌技术在浸出、渣处理、净液、电积等方面的新进展。     

饭岛锌精炼厂最近的生产

介绍秋田锌公司饭岛精炼厂近年来所做的各项改进。     

添加剂对由硫酸锌溶液电积锌的影响

工业上，锌是在室温下由硫酸锌溶液电积出来的。为了提高沉积物的质量，常常添加一些精制剂。明胶是一种传统的添加剂，但也采用了其它添加剂。本文所介绍的研究中，对基本电积参数（例如电流密度，酸浓度和锌浓度）进行优化。单独和配合使用明胶和四烷基铵盐（ＴＡＳ）作阴极沉积物的晶粒细化剂。进行了电流效率测定实验，以探索这些添加剂的作用。     

湿法炼锌过程除氟技术进展

氟对湿法炼锌过程中的溶液输送系统、电积锌工序等具有较强的危害。随着资源紧缺,大量的含锌二次资源进入了湿法炼锌系统,使氟在炼锌系统累积而导致其对生产过程的影响更加显著。文章对湿法炼锌系统氟的来源及氟的危害等进行了归纳,并对不同生产环节中的除氟方法的优缺点进行了分析,分析结果为湿法炼锌过程氟的去除方式的选择及开发新的除氟方法提供参考。     

氧化锌矿氨浸液电积锌工艺研究

研究了氨水体系浸出氧化锌矿制取金属锌的新工艺,并考察了温度、电流、异极距、锌质量浓度对锌电流效率及槽电压的影响及添加剂对锌板质量的影响。结果表明,氧化锌中的锌浸出率达98%,在浸矿前用石灰水对矿粉进行预处理可以提高氨的有效利用率。最佳电积工艺条件为:温度20~40℃、电流2.5A、异极距3.5cm,明胶、TP、TNB加入量分别为0.1g/L、0.1g/L、10mg/L,槽电压3.3V。电流效率94.33%,每吨锌耗电2 869kWh,锌品位达99.58%。     

锌处理工艺的最新进展

本文综述了锌处理工艺的进展。大多数锌处理工艺始于火法冶金。回顾奥图泰的发展历程,可以看出大部份基础研发始于20世纪六十年代末。此后,奥图泰迅速拓展了锌精矿加工成阴极锌的范围。尤其是在20世纪九十年代,奥图泰在锌焙烧、浸出、净液、电积领域取得了较大的发展。这些进展的主要目的是尽量向客户提供经济和环保的解决方案。     

从各种含钴原料中提取电解钴

讨论了从各种含钴矿物原料和废料中生产电解钴的主要工艺过程,并简要介绍了某些工艺进展和电解提钴的新方法。     

科科拉锌焙烧炉最近的工艺改进

科科拉(Kokkola)锌厂焙烧车间每年使用20多种不同的锌精矿,近些年,锌精矿质量变化的趋势增长,特别是细颗粒、低品位锌精矿的数量在不断增加。因此,焙烧车间开展了一系列研发工作来提高生产的适应能力、现场的工作效率、生产能力及焙砂的质量。本文介绍所做的改进和进行的一系列试验。     

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。     

A Clean and Efficient Method for Recovery of Vanadium from Vanadium Slag: Nonsalt Roasting and Ammonium Carbonate Leaching Processes

A cleaner method has been developed for the extraction of vanadium from vanadium slag. Compared to the traditional alkaline salts roasting followed by the water leaching process, in the nonsalt roasting process because no additives are added, the chromium spinel in the raw vanadium slag will not be converted to carcinogenic chromate salts and exhaust gas will not be produced. The ammonium metavanadate is precipitated from the water leach solution. The wastewater from the vanadate precipitation process can be recycled into the leaching process. The leaching residue can be comprehensively utilized in conjunction with an iron-making process using blast furnace. The nonsalt roasting mechanism was systematically investigated in a laboratory study. The XRD and morphology analysis of roasted vanadium slag showed that the oxidation of vanadium spinel occurred in the following steps: (1) the destruction of vanadium spinel and the formation of solid solution of Fe₂O₃·V₂O₃; (2) the oxidation of solid solution of Fe₂O₃·V₂O₃ to Fe₂O₃·V₂O₄ and a portion of the V(IV) in the Fe₂O₃·V₂O₄ was reacted with basic oxide such as MgO to generate the low-valence vanadate Mg₂VO₄; (3) the formation by further oxidation of highest-valence vanadates Mn₂V₂O₇ and Mg₂V₂O₇. The effects of particle size, oxygen concentration, gas flow rate, and temperature on vanadium recovery were investigated. Simultaneously, the effects of leaching variables, including ammonium carbonate concentration and temperature, were examined. The thermodynamics of the system are also reported.     

从钯—氢氧化钠废催化剂中提取金属钯的研究

对氢氧化钠载体含钯废催化剂的提取进行了研究,并提出了处理这一类废催化剂的原则流程、具体的工艺路线和关键的设备,同时也指出了影响浸出率的主要因素和解决的方法。     

含锑金精矿的硫化钠碱性浸出液中锑电积试验

采用电化学法从含砷、锑金精矿的碱性硫化钠浸出液中电沉积锑。优化电积过程工艺参数,并考察此过程溶液中金的走向。结果表明,在电积温度50℃、阴极电流密度250A/m2的条件下进行电积,金会随着锑一同在阴极板上沉积,得到阴极锑纯度为97.12%,阴极锑含金22g/t。电积过程中添加聚乙二醇以及降低电流密度可以有效改善阴极锑的质量。     

锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究

研究了选择性还原焙烧-硫酸浸出两段工艺处理高铁锌焙砂的方法.首先在CO还原气氛下将锌焙砂中的铁酸锌选择性转化为氧化锌和磁铁矿,然后采用硫酸浸出使可溶锌溶出而铁存留于渣中,实现铁锌有效分离.主要考察了还原焙烧以及硫酸浸出的工艺条件对铁锌分离效果的影响,并采用化学分析法及XRD、SEM-EDS的检测手段对焙烧样品进行分析.以可溶性锌和亚铁的含量作为焙烧评价指标,得出最佳焙烧条件为:焙烧温度750℃,焙烧时间60 min,CO浓度8%,CO/(CO+CO2)气氛比例20%,此条件下可溶锌率由原焙砂中的79.64%提高到91.75%;以铁锌浸出率为考察指标,得出最佳浸出条件为∶常温浸出,浸出时间30 min,浸出酸度90 g/L,液固比10∶1,此条件下锌铁浸出率分别为91.8%和7.17%.