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。     

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)。     

燕麦秸秆酸浸回收废旧锂电池中Co的动力学

以生物质燕麦秸秆粉为还原剂,在硫酸条件下酸浸回收废旧锂电池中的Co,并对其浸出过程进行动力学研究。结果表明:0~20 min酸浸Co的过程为反应核收缩模型,表观活化能为27.5 k J/mol;30~150 min(低于80℃)Co的浸出过程也符合反应核收缩模型,表观活化能为28.32 k J/mol,受扩散和化学反应混合控制,其中又以化学反应控制为主。在液固比为10 m L/g,单位质量电池渣所用麦秆粉量0.7 g、硫酸浓度2 mol/L、温度90℃、反应时间2 h的条件下,电池粉中Co的浸出率达到99%以上。     

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。     

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。     

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。     

还原酸浸法从锰锌复合矿中综合回收锰和锌（英文）

采用还原酸浸法对含铅、银的低品位锰锌复合矿进行综合利用。通过绘制Mn-Zn-H2O系的φ-p H图并对其进行分析可知,锰和锌在p H-2~5.61的酸性条件下可以同时浸出。实验结果表明:双氧水和蔗糖都是强化锰和锌同时浸出的有效还原剂,并且有利于铅和银在渣中富集。当以双氧水为还原剂配合硫酸对复合矿进行还原浸出时,锰和锌的浸出率分别为95.88%和99.23%,同时铅和银在渣中的品位分别富集到13.21%和489.36 g/t。当以蔗糖为还原剂时,锰和锌的浸出率分别为98.26%和99.62%,同时铅和银在渣中的品位分别富集到13.92%和517.87 g/t。     

铜阳极泥处理过程中中和渣中碲的提取与制备

采用硫酸浸出二氧化硫还原方法从中和渣中制取单质碲。研究表明:采用硫酸浸出中和渣,当反应温度为30℃、反应时间为0.5 h、硫酸浓度为53.9 g/L、硫酸用量为理论用量的1.5倍时,碲浸出率为99.99%;采用亚硫酸钠还原酸浸液中碲时,碲(Ⅳ)发生水解生成二氧化碲;采用二氧化硫还原酸浸液中碲时,当反应温度为75℃、反应时间为2 h、盐酸浓度为3.2 mol/L、二氧化硫流量为0.4 L/min时,碲回收率达到99.84%。X射线衍射(XRD)分析表明二氧化硫还原得到的产物为单质碲,电感耦合等离子体发射光谱(ICP)分析表明,碲粉中碲含量为98.27%。扫描电子显微系统(SEM)分析表明,碲粉的形态为针形。     

湿法炼锌窑渣与污酸联合浸出新工艺

湿法炼锌过程中产生的窑渣含有大量的有价金属。锌冶炼污酸具有成分复杂、酸度高、含有大量的砷及其他重金属离子的特点。根据锌窑渣和污酸的理化性质,将二者进行联合浸出处理,考察反应时间、反应温度、液固比、H_2O_2加入量、窑渣粒径对锌窑渣与污酸联合浸出行为的影响。结果表明:在反应时间3 h、反应温度50℃、液固比(mL/g) 10:1、H_2O_2加入量为16 mL、窑渣粒径75～106μm条件下进行二段逆流浸出,铜、铁、锌的浸出率均高于90%。浸出后液的酸度从172.48 g/L降至20 g/L左右,砷浓度达9 g/L左右,为后续沉砷处理提供了条件。另外,对浸出渣进行分析,可知浸出渣中主要物相为CaSO_4·2H_2O、SiO_2和焦炭,其中银品位最高达484.7 g/t,可作为提银原料。     

氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺

以氰化尾渣为原料,采用还原焙烧酸浸工艺对其进行处理。当还原温度为850℃、加入煤粉质量为氰化尾渣质量的13%、还原时间为100 min时,对氰化尾渣进行还原,氰化尾渣中Fe2O3转化为Fe3O4或FeO。还原后采用硫酸浸出,当硫酸浓度为50%、硫酸用量系数为1.2、反应温度为105℃、反应时间为3 h时,铁的浸出率达到93.66%。还原焙烧渣在600℃氧化焙烧2 h经过脱碳后氰化浸金,当氰化钠用量为4 kg/t、反应时间为28 h、液固比为2:1时,金的浸出率达到92.4%。经过还原焙烧、硫酸浸出、氧化焙烧及氰化浸金,氰化尾渣渣量减少了38.8%。     

湿法炼锌净化渣酸浸的动力学

对湿法炼锌净化渣的浸出动力学进行了研究,并探讨了硫酸浓度、反应温度、粒度等对钴、锌浸出率的影响规律。从动力学的角度分析了整个浸出过程,得到优化条件：液固比50：1(mL/g),硫酸浓度100 g/L,反应温度70°C,粒度75~80μm,反应时间20 min。在此优化条件下钴的浸出率为99.8%,锌的浸出率为91.97%。结果表明：在硫酸体系中钴的浸出符合不生成固体产物层的“未反应收缩核”模型。通过 Arrhenius 经验公式求得钴和锌表观反应活化能分别为11.693 kJ/mol和6.6894 kJ/mol,这表明浸出过程受边界层扩散控制。     

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%。     

还原酸浸法从低品位水钴矿中提取铜和钴

以Na2SO3为还原剂从水钴矿还原酸浸液中提取铜和钴,研究了还原剂种类及用量、浸出温度、硫酸浓度等因素对水钴矿还原酸浸过程中有价金属铜和钴浸出率的影响。结果表明,Na2SO3是较适宜的还原剂;在还原剂用量为水钴矿原矿质量的10%、硫酸浓度为3 mol/L、浸出温度为60℃、液固比为2-1、浸出时间为60 min的条件下,铜和钴的浸出率分别达99.06%和98.87%。并提出了"M5640萃铜→黄钠铁矾法除铁→碳酸钠除铝→氟化钠除钙、镁→蒸发结晶得钴产品"的后续分离净化流程,能有望应用于水钴矿及类似物料中有价金属的提取与分离的工业生产。     

铁酸锌选择性还原方法及其在锌焙砂处理中的应用

针对高铁锌焙砂现有冶炼方法的不足提出选择性还原-浸出处理锌焙砂工艺。锌焙砂中锌铁主要物相为铁酸锌,首先采用热力学软件Factsage对铁酸锌还原过程进行分析,得出铁酸锌选择性还原控制条件,并结合热重分析和化学分析对热力学分析结果进行验证。结果表明:以可溶性锌和亚铁含量为评价指标的最佳磁化焙烧条件为焙烧时间60 min,焙烧温度750℃,CO分压8%(体积分数),VCO/(VCO+VCO2)气氛比30%,此时的占总锌比率(可溶锌率)为91.89%,亚铁占总铁的比例(亚铁率)为51.19%。将上述理论计算和分析结果应用于锌焙砂处理,焙烧产物中的锌通过酸浸回收,铁以磁性氧化铁形式赋存于焙砂中;以铁锌浸出率为考察指标得出最佳浸出条件为温度30℃、初始酸度90 g/L、液固比10:1、反应时间10 min,此时选择性浸出效果较为理想。     

水钴矿中选择性提取铜和钴的新工艺

针对某水钴矿的特点,采取还原酸浸旋流电积新工艺选择性提取其中的铜和钴。系统考察初始硫酸浓度、温度、时间、Na2SO3用量、液固比等因素的影响,确定浸出最佳条件如下:初始硫酸浓度为75g/L,Na2SO3用量为7%,液固比L/S=4 mg/L,温度为70℃,时间为0.5 h。对浸出液进行了旋流电积提取铜和钴的探索实验研究,得到纯度分别为99.95%、99.97%的电积铜、钴产品,铜、钴的直收率分别达到98.23%和94.54%。     

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...     

铟的还原浸出动力学及分步沉淀选择性分离（英文）

开展硫化锌精矿还原浸出高铁锌浸出渣高效浸铟及浸出液中铟选择性分离的研究。结果表明：在固体物料粒度74～105μm、反应温度90℃、浸出时间300 min、硫酸浓度1.4 mol/L的条件下,铟的浸出率达95%以上。采用收缩核模型对还原浸出动力学进行分析,不同条件下的浸出实验结果表明反应受穿过固体产物层的扩散控制,活化能为17.96 k J/mol,相对于硫酸浓度的反应级数为2.41。铁粉置换沉铜过程铜和砷的沉淀率均达99%以上。98%以上的铟从含高亚铁离子浓度的硫酸锌溶液中选择性分离,获得铟含量约为2.4%的富铟渣,经酸浸-萃取-电积工艺流程进一步处理后可得到纯铟。     

预浸-氰化浸出回收湿法炼锌渣中的银和金

某冶炼厂的锌浸出渣中银勘布粒度细,含银、金分别为381.3、1.02 g/t,可采用预浸-预浸渣氰化浸出工艺回收。重点研究了预浸条件对银、金浸出效率的影响。条件实验表明,药剂A比酸浸、氨浸具有更好的预浸效果;最佳预浸条件为药剂A浓度200 g/L、浸出液固比2:1、在50℃浸出3 h。综合条件实验得到的预浸渣渣率为66.2%,金、银的氰化浸出回收率分别为85.7%、92.9%。     

湿法炼锌渣中锌和铟的还原浸出（英文）

铁酸锌是锌中性浸出渣中的主要物相,热酸浸出是处理中性浸出渣的主要方法之一。研究了一种采用硫化锌精矿作为还原剂对锌中性浸出渣进行还原浸出的方法。研究发现,采用硫化锌精矿作为还原剂不仅能高效浸出锌中性浸出渣中的有价金属,而且同时实现溶液中Fe~(3+)向Fe~(2+)的还原。采用两段逆流浸出工艺,98.1%锌和97.5%铟被浸出,浸出液中Fe~(2+)/Fe~(3+)的摩尔比达到9.6。同时发现,浸出过程中铁和铜几乎完全浸出,而锡只有部分浸出。     

从氰化尾渣衍生物制备标准铅、锌精矿的新工艺

以氰化尾渣衍生物为原料,制备标准铅、锌精矿。采用X体系在常压下进行氧化浸出,研究浸出电位、氧化剂、总酸量、试剂A、试剂B、浸出时间和浸出温度对锌回收率、锌精矿品位以及铅浸出率的影响。结果表明:采用二段浸铅与气液固强化浸出相结合的方法在高效气液固反应器中进行实验,其最优条件如下:试剂A量15.6 g/L,试剂B量90 g/L,液固比L/S=10:1,鼓氧量1.5 L/min,浸出温度70℃,每段浸出时间均为3 h。所得铅精矿和锌精矿氧量品位分别高达75.49%和45%,副产品硫磺的品位达到99%,其中,铅、锌总回收率分别为90.68%和99%,单质硫的回收率高达99.1%。