锌冶炼中浸渣锌还原浸出机制与动力学

以锌冶炼中浸渣为研究对象,研究中浸渣的化学成分及锌的存在形态,锌主要以铁酸锌形式存在。采用SO2做还原剂,研究温度、初始硫酸浓度、二氧化硫分压对锌浸出效率的影响,并分析中浸渣中锌还原浸出反应机制及动力学。结果表明:H+在锌还原浸出过程中起关键作用,锌还原浸出反应活化能为31.67 k J/mol,为化学反应控制;SO2做还原剂时,反应时间、液固比及初始酸度均大幅降低。反应最佳工艺条件:初始硫酸浓度80 g/L、温度95℃、液固比(L/S)10 m L/g、二氧化硫分压200 k Pa、反应时间120 min。该工艺条件下,中浸渣中锌浸出率达99%以上。XRD和ICP分析表明:中浸渣中铁酸锌分解,硫化锌在该反应条件下未完全浸出,还原浸出渣中主要化学成分为铅和锌,主要物相为Pb SO4和Zn S。     

湿法炼锌危废铁矾渣水热分解及铁物相转化行为

湿法炼锌过程产出的铁矾渣含有大量的有价金属锌、铅以及伴生金属铁,在水热条件下,危废铁矾渣将发生高效分解与转化,有价金属转入溶液,伴生铁转化为赤铁矿。本文以湿法炼锌企业产出的铁矾渣为研究对象,研究了反应温度、反应时间、液固比、初始酸度、晶种浓度等宏观技术参数对铁矾渣分解与转化的影响规律。理论计算和实验结果均表明在高温水热体系中,铁矾渣中的黄钾铁矾、黄铵铁矾和铁酸锌物相均可有效转化为赤铁矿,而铅铁矾性质稳定不易转化。升高温度并延长反应时间有利于黄钾铁矾、黄铵铁矾和铁酸锌物相的水热分解与转化。在220℃下反应1 h后,铁矾物相转化基本完成,其转化率达94%;反应4 h后铁酸锌物相衍射峰完全消失,锌浸出率达87%,转化渣中赤铁矿含量达68%。适当提高初始酸度有利于铁酸锌的转化,但当体系初始酸度高于15 g/L时将抑制铁矾物相转化。在反应温度220℃、反应时间4 h、液固比(mL/g) 10:1、初始酸度0.01 g/L的条件下,锌浸出率为89%,铁矾物相的转化率可达95%,铁矾转化渣中主要物相为赤铁矿,其含量为68%。     

锌精矿氧压酸浸过程Fe(Ⅲ)助浸及水解沉淀行为EI北大核心CSCD

针对锌精矿氧压酸浸过程受多相传质影响导致氧化能力不足的问题,本文利用锌浸出渣中可溶性Fe(Ⅲ)的强氧化性促进锌精矿中低价硫化物的高效溶解,同时实现铁酸锌、金属硫化物的强化解离和铁的清洁分离。结果表明:锌浸出渣中铁酸锌溶解产生的Fe(Ⅲ)可以提高体系氧化还原电位,强化锌精矿浸出;以添加锌浸出渣形式向系统补充6.1g/L Fe(Ⅲ)后,锌浸出率由87.59%升高到98.82%;升高反应温度、提高氧分压将有助于提升Fe(Ⅲ)、Fe(Ⅱ)的氧化还原反应能力,同时促进锌的高效浸出和Fe(Ⅲ)的矿物化沉淀;提高酸度可以加快锌精矿的溶解速率,但酸度过高将抑制Fe(Ⅲ)矿物化水解沉淀。在初始Fe(Ⅲ)为6.1 g/L、初始酸度95 g/L、反应温度160℃、氧分压0.8 MPa、液固比6 mL∶1 g、搅拌转速800 r/min、反应时间120min的优化技术条件下,锌浸出率为98.82%,同时溶液中92.36%的铁以铁矾的形式沉淀入渣,浸出终渣含黄钾铁矾40.2%、铅铁矾14.6%;浸出液含铁低至1.04 g/L。     

基于AOP协同氧化浸出碲渣中的碲和有价金属

以粗铋碱性精炼产生的碲渣为原料,基于高级氧化技术(AOP),在硫酸体系中协同氧化浸出碲渣中的碲和有价金属,研究NaCl浓度、H_2O_2体积分数、H_2O_2滴加速度、H_2SO_4浓度、浸出温度、浸出时间、气体流速和液固比等工艺参数对碲、铜、铋、锑和铅等金属浸出行为的影响,确定最佳工艺参数。结果表明:在NaCl浓度0.75 mol/L、H_2O_2体积分数20%、H_2O_2滴加速度1.2 mL/min、H_2SO_4浓度2.76 mol/L、浸出温度60℃、浸出时间2.5 h、气体流速2.5 L/min和液固比10 mL/g的优化条件下,碲、铜和铋的浸出率分别达95.75%、91.88%和90.23%,而锑和铅的浸出率仅分别为4.84%和0.08%,实现碲渣中碲的高效浸出及有价金属的有效分离和富集。     

砷滤饼的铜砷分离

采用浸出方法使砷滤饼中的铜砷元素进行分离,铜以硫化铜的形式沉淀,砷以砷酸根离子进入溶液中。考察NaCl浓度、Na_2S添加量、液固比、时间及温度等因素对砷滤饼中砷、铜浸出率的影响。得出最优的工艺条件如下:NaCl溶液浓度为20g/L、液固比7:1、Na_2S与砷滤饼质量比3:4、浸出时间4 h、温度80℃、H_2O_2 20 m L。在此最优工艺条件下,砷浸出率高达95.56%,铜浸出率低于0.5%,浸出渣铜含量富集至33.6%。浸出液采用硫酸亚铁沉砷方法,沉砷率可以达到98%,生成的砷酸铁晶体含砷量为32.15%,滤液含砷量为0.23g/L,滤液可以返回浸出过程,实现循环利用。     

高铁锌焙砂选择性还原焙烧-两段浸出锌

采用还原焙烧将高铁锌焙砂中的铁酸锌选择性地分解为氧化锌和磁铁矿,再通过两段浸出工艺回收锌,以实现锌铁分离和获得以磁铁矿为主的浸出渣。主要考察了还原焙烧、中性浸出及低酸浸出条件对锌焙砂中锌、铁浸出率的影响。结果表明:通过还原焙烧可以显著地提高锌焙砂的锌浸出率;中性浸出的最佳条件为浸出温度60℃、液固比10:1、初始酸度45 g/L和浸出时间2 h;低酸浸出的最佳条件为浸出温度70℃、液固比10:1、初始酸度60 g/L、搅拌速度300 r/min和浸出时间2 h。在最佳条件下,两段浸出的总锌浸出率约为90%,总铁浸出率约为5%。经XRD和SEM/EDS分析,浸出渣以磁铁矿为主,其次是闪锌矿和铁酸锌;铁酸锌存在的主要原因是在还原焙烧过程中被氧化锌等矿物包裹,使其分解不充分。     

二氧化硫还原分解铁酸锌及锌浸渣工艺

锌冶炼浸出渣中锌主要以铁酸锌的形式存在,针对锌浸渣中铁酸锌难于分解的问题,以铁酸锌作为研究对象,研究二氧化硫作用下铁酸锌中锌的溶出和Fe(Ⅲ)的还原行为。考察初始硫酸浓度、液固比、二氧化硫通入量、反应时间、反应温度对二氧化硫还原分解铁酸锌行为的影响。结果表明:最佳反应条件如下,初始硫酸浓度120 g/L、液固比11:1、二氧化硫通入量0.41×10~(-2)mol/g、反应时间120 min、反应温度105℃。在最佳反应条件下,对锌浸渣开展还原浸出实验,锌的浸出率能达到99%以上,Fe(Ⅲ)的还原率能达到98%。通过ICP-MS和XRD分析表明,锌浸渣中的铁酸锌完全分解,还原浸出渣的主要成分为锌和铅,分别以ZnS和PbSO_4的形式存在。     

氧化锌贫矿提锌渣中铅和银的氯盐一步浸出

运用X射线衍射、扫描电镜和X射线能谱等分析手段,对山东某地深度氧化锌贫矿提锌后渣进行工艺矿物学特征分析可知,矿物中金属赋存状态复杂,属难选矿物。开发出氯盐一步法浸出铅和银的新工艺,考察反应温度、NaCl浓度、添加剂用量、液固比、HCl加入量和浸出时间对浸出过程的影响。结果表明:加入添加剂对铅的浸出率没有影响,但可以显著提高银的浸出率。条件试验研究得出最佳工艺条件如下:浸出温度90℃、NaCl浓度390 g/L、添加剂用量15 mL、液固比(质量比)7?1、HCl加入量3 mL、浸出时间3 h。在此最佳工艺条件下,铅的浸出率达到95%左右,银的浸出率达到90%左右。     

铜冶炼烟尘的控电位氧化浸出（英文）

采用氧化浸出和电位控制技术从铜冶炼烟尘中浸出金属,研究H2O2用量、H2O2加入速度、初始盐酸浓度、浸出温度、初始液固比和浸出时间对金属浸出率的影响。最终得到最优浸出条件为:H2O2用量0.8mL/g(氧化还原电位为429 mV)、H2O2加入速度1.0 mL/min、初始硫酸浓度1.0 mol/L、初始盐酸浓度1.0 mol/L、浸出温度80°C、初始液固比5:1 mL/g以及浸出时间1.5 h。在此最优条件下,铜冶炼烟尘中的铜和砷能被有效地浸出,剩下的浸出渣可作为一种合适的铅冶炼资源。此时,铜、砷和铁的平均浸出率分别为95.27%、96.82%和46.65%。     

污酸废水中铜和砷的气-液梯级硫化与分离（英文）

通过气-液硫化反应初步分离污酸废水中的铜和砷,并将一级铜、砷分离渣按一定比例加入污酸原液中实现溶液中铜和渣中砷的置换分离。考察反应时间、温度和H2S用量对铜、砷去除率的影响,同时考察固液比、时间和温度对铜、砷置换反应的影响。当在50℃时加入20mmol/L的H2S时,在0.5min时间内即可使铜的去除率达到80%以上,且砷的去除率约为20%。将铜、砷一级分离渣按照10%以上的固液比例加入污酸废水中,在20℃下10min后由于铜、砷置换作用,废酸中铜和砷分离率达到99%以上。沉渣中主要物相为CuS,富集的铜渣中铜的质量分数为63.38%。     

含锗锌浸出渣强化解离及有价金属浸出行为

针对含锗锌浸出渣处理过程中存在有价金属回收率低、工艺复杂等问题,本文提出了Ⅰ段控铁低酸加压浸出-Ⅱ段深度高酸加压浸出的两段逆流加压酸浸工艺。深入研究了Ⅱ段深度高酸加压浸出过程中载锌、锗复杂物相解离机理以及锌、锗、铁等有价金属的深度浸出行为。结果表明：升高反应温度、延长反应时间、增加氧分压不仅能促进载锌、锗铁酸盐(MeFe₂O₄, Me=Zn, Ge)复杂物相的高效解离,也有利于Fe(Ⅲ)水解沉淀反应的发生,浸出渣物相组成由以铁酸盐为主逐步演变为以铁矾为主;酸度是影响铁酸盐热力学优势区的重要因素,其热力学稳定性随体系酸度的升高而逐渐降低,酸度过高时铁的溶解速率大于其沉淀速率,同时因H+活性增强抑制了Fe(Ⅲ)水解生成黄钾铁矾反应的发生。在反应温度150℃、初始酸度100 g/L、反应时间180 min、氧分压0.4 MPa、搅拌转速500 r/min的优化技术条件下,锌、锗的浸出率分别为92.47%、61.33%,获得的浸出终渣中主要物相为铁矾、硫酸钙,其含锌、锗、铅、银、硫分别为1.41%、370.00 g/t、3.52%、150 g/t、1...     

Na_2S选择性浸出铜转炉烟灰中的砷及Fe_2(SO_4)_3稳定化砷（英文）

研究砷(As_2O_3)的Na_2S碱性浸出,以及用Fe_2(SO_4)_3沉淀砷。采用基于中心组合设计的响应面法对相关因素的影响进行定量和定性分析,提出用于参数优化的统计模型。结果表明,在Na_2S浓度100 g/L,固液比0.163 g/mL和温度80℃的最优预测条件下,89%的砷可从烟灰中去除。研究发现,固液比和Na_2S浓度是影响浸出过程的显著因素。在沉淀过程中,当pH为4.8、Fe~(3+)与砷的摩尔比和H_2O_2与砷的摩尔比分别为5:1和4:1时,浸出液中99.93%以上的砷以无定形砷酸铁的形式被除去。Fe~(3+)与砷的摩尔比和pH值为最显著因素,而且他们之间的相互作用也是显著的。     

含锌尘泥中锌的浸出行为及动力学

采用单因素浸出试验对含锌尘泥中锌的浸出动力学进行研究,并探讨硫酸浓度、液固比、搅拌速度、反应温度等因素对锌浸出率的影响。结果表明:在硫酸浓度为0.5 mol/L,液固比为6:1(mL:g),搅拌速度为300 r/min,反应时间40 min的条件下,锌的最终浸出率达到96.30%;含锌冶金尘泥在硫酸体系中锌的浸出过程符合n=0.16的Avrami动力学模型,浸出反应表观活化能为10 k J/mol,表明整个浸出过程受边界层扩散控制。采用SEM、XRD及EDS表征含锌尘泥原料以及浸出渣的结构和形貌,结果表明绝大部分锌被浸出,而铁、硅、碳等元素则被留在浸出渣中。     

采用复合盐沉淀法从含砷废水中回收三氧化二砷及复合盐的循环利用

采用复合盐沉淀法处理含砷废水,研究了钙砷比、铜砷比、铁砷比、锌砷比对砷脱除率的影响,并以硫酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度为考察因素,对含砷沉淀渣进行浸出,从浸出液中回收三氧化二砷,同时回用脱砷后母液。结果表明:在n(Ca)/n(As)=1.05、n(Cu)/n(As)=0.45、n(Fe)/n(As)=1.20、n(Zn)/n(As)=1.20的复合盐配比下,处理初始As(Ⅲ)浓度为0.05～9.76 g/L含砷废水时,砷残留浓度均低于14 mg/L,通过增加复合盐用量进行二次脱砷沉淀,滤液中铜、锌、砷浓度在《污水综合排放标准》(GB8978—1996)范围内。在液固比(mL:g)为3:1、浸出时间为0.5 h、浸出温度为25℃、硫酸浓度0.87 mol/L条件下对含砷渣进行浸出,并回收三氧化二砷,可使砷回收率达到72.38%。将回收后母液回用处理初始As(Ⅲ)浓度为50mg/L的含砷废水,可使砷脱除率达83.65%,复合盐利用率可达80%以上,具有生态与经济双重效益。     

硫酸肼还原浸出锌中浸渣中镉(英文)

湿法炼锌中性浸出渣(中浸渣)是含有Cd和Zn等重金属元素的一种危险中间物料,对环境造成严重危害。本研究所用锌中浸渣含有约35.99%Zn、15.93%Fe和0.26%Cd,而Cd主要以铁酸盐的形式存在。研究硫酸肼浓度、硫酸初始浓度、温度、时间以及液固比对酸性还原浸出锌中浸渣Cd、Zn和Fe浸出率的影响。结果表明,中浸渣在硫酸肼浓度为33.3 g/L、硫酸初始浓度为80 g/L、浸出温度为95°C、液固比为10 m L/g、搅拌速度为400 r/min条件下还原浸出120 min,Cd、Zn和Fe的浸出率分别达90.81%、95.83%和94.19%。X射线衍射及扫描电镜-能谱分析显示还原浸出渣的主要物相为硫酸铅(Pb SO4)以及硫酸锌肼复盐((N2H5)2Zn(SO4)2)。     

亚硫酸钠浸出-甲醛还原回收氯化渣中的银

为了改善氰化金泥湿法精炼过程中氯化渣铁粉置换工艺熔炼粗银时的工作环境,提高银的回收率,采用亚硫酸钠浸出-甲醛还原方法处理氯化渣。结果表明,在pH=8.5、液固质量比为20:1、35℃的条件下用浓度为250g/L的亚硫酸钠溶液浸出氯化渣3h后,银浸出率大于99%;浸银液在40%甲醛与银比例为5:2 (mL/g)、50℃的条件下还原1.5 h,银还原率达99%以上。浸出渣返回金泥氯化分金流程,浸银液还原后可再生循环使用,银综合回收率可达98%以上。     

含砷污酸资源化回收铜和砷的新工艺

以含砷污酸为原料,通过中和除杂-沉砷-洗涤-浸出-蒸发结晶-溶解制取三氧化二砷,实现含砷污酸的资源化。结果表明：将污酸中和至pH为2,使污酸的酸度降低;在中和液中加入硫酸铜,控制Cu和As的摩尔比为1.5：1,调节体系pH为8沉淀As,得到亚砷酸铜,As的沉淀率达到97.81%;通过洗涤除杂提高亚砷酸铜中As和Cu的含量;采用10%硫酸溶液,在液固比为5：1条件下浸出亚砷酸铜,所得溶液蒸发结晶得到三氧化二砷与硫酸铜的混合物;用水溶解该混合物后过滤得到硫酸铜溶液及符合 YS/T-99-1997As2O3-3号产品标准的三氧化二砷。     

湿法炼锌酸浸出渣浮选回收银试验

传统锌精矿伴生银回收,均是从挥发窑渣中进行,由于矿物性质变化,导致银无法有效回收。进行了从锌酸浸出渣中浮选回收银的研究,解决了锌精矿中伴生银回收的问题。某湿法炼锌浸出渣含Ag 350 g/t,Au0.01 g/t,Pb 3.87%,Zn 17.45%,Cu 1.38%,银主要以自然银存在,占60.13%。采用高效捕收剂HT-1#、起泡剂HT-2#进行浮选,经过一粗四精三扫工艺,获得银精矿产率4.39%,含银6616 g/t,银回收率82.98%,取得良好的经济技术指标。     

某铂钯精矿氯化浸出工艺

对某铂钯精矿进行了工艺矿物学分析,确定铂钯矿物主要为碲铂钯矿、硫铂钯矿、砷铂钯矿、锡铂钯矿等矿物,铂钯元素在铂钯矿物中分布均匀。采用直接氯化浸出工艺浸出该矿中的铂钯,考察盐酸浓度、液固比、反应时间、反应温度、氯酸钠用量、氯酸钠滴加速率对铂钯浸出率的影响,确定最佳工艺参数,并对浸出渣进行物相分析,优化浸出方案。结果表明:在最佳条件为盐酸浓度4 mol/L、液固比4:1、反应温度95℃、反应时间9 h,氯酸钠溶液(625 g/L)用量与精矿的液固比为3.2:1(80 mL:25 g),滴加速度为12 mL/h;在最优条件下,铂、钯浸出率分别达到92.83%和99.7%。浸出渣物相分析显示,未能被浸出的铂被滑石、钠长石及金红石等矿物完全或部分包裹,导致铂浸出困难。     

铁矾渣热酸分解及硫脲提银

进行铁矾渣热硫酸分解和分解渣硫脲法提银的试验研究,考察硫酸用量、分解温度、反应时间、液固比对铁矾渣中Fe、Zn、Ag浸出率的影响,以及硫脲法提银的最优条件。结果表明:在硫酸用量为其理论值的1.5倍、分解温度95℃、时间2.5 h、液固比2.5:1的最佳条件下,铁矾渣中Fe和Zn浸出率分别为93.85%和92.25%,而Ag的浸出率仅为1.99%。分解液净化后可用中温水热法制备铁红,分解渣中Ag富集到1060 g/t。在液固比10:1、硫脲浓度15 g/L、浸出温度90℃、反应时间2.5 h的最优条件下,Ag的平均浸出率在93%以上,同时,渣中Pb的品位由1.7%提高到7.5%。