湿法炼锌赤铁矿法沉铁渣制备铁红

赤铁矿法所产生的赤铁矿渣具有较高的利用回收价值,对其进行资源化利用,具有较高的研究价值。以湿法炼锌赤铁矿渣为研究对象,采用水热法使渣中的含铁物相发生转化,制备铁红,探究其在一定条件下使用酸洗浸出的方法制备高纯度铁红颜料的可行性。研究了温度、时间、酸度、液固比等对杂质脱除效果的影响。结果表明,在8g/L硫酸酸度、温度220℃、时间3h、液固比为6的工艺条件下可获得较好的脱杂提纯效果,除杂后沉铁渣铁含量超过66.5%,渣中主要杂质硫脱除率在70%以上,锌的脱除率在90%以上。     

湿法炼锌赤铁矿法沉铁行为

湿法炼锌工艺过程中赤铁矿法沉铁技术是一种沉淀渣量小、分离效率高的锌、铁分离方法。针对湿法炼锌工艺过程中赤铁矿法沉铁技术开展了硫酸亚铁的氧化水解沉淀行为的研究,考察了时间、酸度、温度、硫酸盐浓度、晶种返回量等主要因素对赤铁矿法沉铁效果的影响、沉淀产物的析出特性和物相表征。     

工艺参数对湿法炼锌赤铁矿法沉铁行为的影响

湿法炼锌工艺过程中的赤铁矿法沉铁技术是一种沉淀渣量小、分离效率高的锌铁分离方法。针对湿法炼锌工艺过程中赤铁矿法沉铁技术开展了硫酸亚铁的氧化水解沉淀行为研究。考察了时间、酸度、温度、硫酸盐浓度、晶种返回量等主要工艺参数对赤铁矿法沉铁效果的影响,对沉淀产物的析出特性和物相进行了分析。结果表明,赤铁矿法除铁工艺为可控操作;溶液中K~+、Na~+的存在会导致铁矾生成,降低赤铁矿渣含铁量;过高硫酸锌初始浓度不利于赤铁矿法沉铁;较低温度下添加返渣作为晶种可析出高品质的赤铁矿。     

湿法炼锌赤铁矿法沉铁渣中铁和硫的赋存状态

锌铁分离是湿法炼锌工艺中的关键,赤铁矿法产出的渣性质稳定,对环境友好,有着较大的应用潜力.以硫酸亚铁—硫酸锌溶液体系为对象,研究了反应温度和反应时间对溶液中铁含量和赤铁矿沉淀渣中Fe、S含量及赋存状态的影响.结果表明,在反应温度185℃、氧分压0.4 MPa、转速600 r/min、晶种用量25 g/L条件下,反应时间...     

湿法炼锌赤铁矿法沉铁渣水热除杂

湿法炼锌过程赤铁矿法沉铁渣可通过高温水热反应制备高附加值的氧化铁红.为揭示赤铁矿沉铁渣在高温水热转化过程中氧化铁、碱式硫酸铁、铁矾等的行为特点,采用热力学计算与试验研究相结合的方式,对高温水热反应过程中各物质的热稳定性进行研究.结果表明,在温度180～260℃下,铁矾和碱式硫酸铁的热稳定性差,氧化铁的热稳定性强,高温水...     

硫酸盐体系中水热法分离锌铁及制备软磁铁氧体用氧化铁粉

为了综合利用传统湿法炼锌工艺中铁资源, 研究了硫酸盐体系中水热法分离锌铁工艺。结果表明, 在210 ℃、2 h、H₂O₂用量为理论量1.8倍、搅拌速度800 r/min及不添加晶种的优化条件下, 可实现铁-锌的有效分离, 渣计及液计沉Fe率分别为85.05%和90.73%, 与铁离子结合的硫酸根可再生为硫酸返回使用。所得赤铁矿粉经洗涤和煅烧预处理脱杂后符合YHT3级别的软磁铁氧体用铁红标准, 适合制备低功耗锰锌软磁铁氧体材料。     

湿法炼锌赤铁矿法除铁及资源综合利用新技术

针对高铁闪锌矿有价金属综合利用的难题,开发了含铁溶液预处理—渣矿协同浸出—赤铁矿法除铁及有价金属综合回收技术工艺,获得锌回收率96%,除铁率93%,赤铁矿渣含铁60%~65%、含锌0.5%、含砷0.01%、含硫2%。产出的赤铁矿渣经处理后可作为炼铁或生产水泥等的原料,解决了常规除铁方法不适应处理高铁溶液和铁渣中铁无法回收的问题,实现了铁闪锌矿的高效综合回收利用。     

喷淋沉淀技术协同脱除湿法炼锌产生的F-和Al3+

分析了"中性浸出—高温高酸浸出—低污染沉矾"湿法炼锌工艺中氟和铝累积的原因及危害,介绍了喷淋沉铁工艺的原理和特点,通过小型试验考察了喷淋沉铁的试验效果,通过工业应用实践对喷淋沉铁协同除氟铝进行了分析.结果表明,在预中和工序增设喷淋沉铁环节,控制中性浸出液Al3+含量在3000～3500 mg/L,Al3+与F-的质量比...     

喷淋沉铁工艺在湿法炼锌系统中开路除F-、Al3+的应用实践

本文介绍了湿法炼锌系统“高温高酸—低污染沉矾”工艺中F^-、Al³⁺累积的成因以及其产生的负面影响。生产中采用喷淋沉铁工艺,通过间断作业的方式,在沉淀除铁的同时,将系统中的F^-、Al³⁺开路。生产实践表明：在湿法炼锌系统中添加Al³⁺,可稳定电解液氟含量,提高阴极锌剥除率;采用喷淋沉铁工艺辅助开路系统的F^-、Al³⁺,避免了杂质在系统中的高位平衡给生产带来的负面影响。     

锌铁离子浓度对赤铁矿法除铁的影响研究

本文针对赤铁矿沉铁技术,以纯硫酸亚铁和硫酸锌溶液为研究对象,研究了锌铁离子浓度对赤铁矿法除铁过程中沉铁效果的影响和赤铁矿渣硫铁含量的影响。结果表明：增加亚铁离子浓度,渣中硫的百分含量会升高,铁的百分含量会减少;在相同亚铁离子浓度条件下,增加锌离子浓度,沉铁效果会变差,渣中硫百分含量会降低,渣中铁百分含量会升高。     

谢 铿 王海北 刘三平 苏立峰

对内蒙古某公司湿法炼锌产生的铅银渣和铁矾渣进行扩大试验,采用"洗涤—净化—萃取"工艺回收渣中夹带的水溶锌,铅银渣和铁矾渣中锌洗涤回收率分别达到42%和90%左右,铁去除率大于98%,萃取后得到的富锌溶液可送电积车间生产电锌。该工艺流程简单、原料适应性强、经济效益和社会效益显著。     

利用含锌工业固废制备高纯氧化锌的工艺研究

针对氧化锌尾矿和废弃水渣等工业固废中有价锌难以回收的问题,以当地工业含锌固废为原料,利用碳热还原氧化法,制备了高纯氧化锌微粉。通过HSC Chemistry进行热力学计算和试验研究结合的方式,分析了含锌废渣中硅酸锌与碳还原反应的热力学过程。讨论了配碳量、焙烧温度、焙烧时间以及CaF₂对硅酸锌还原过程锌产率的影响。结果表明,在以CaF₂为催化剂时,1 000～1 100℃催化效果最显著。得出最佳工艺条件：在温度为1 100℃、保温时间40 min、碳含量20 wt%、CaF₂添加5 wt%的条件下锌产率(氧化锌回收率)为97.44%。对挥发产物进行结构和成分分析,其物相为六方纤锌矿结构的氧化锌晶体,粒度大小2～4μm,纯度达到了99.47%。     

酸浸法从低品位氧化锌矿及含锌废石制备碱式碳酸锌

采用酸浸法从新疆紫金低品位氧化锌矿及含锌废石制备碱式碳酸锌。在磨矿细度为-74μm占30%,液固比2,硫酸用量52kg/t矿,浸出时间2h,终点pH 1.5~2.0,锌浸出率为63%,氧化锌浸出率97%左右;浸出液采用碳酸钙预中和—碳酸钠沉锌工艺回收锌,在预中和终点pH 4.5~5.0、碳酸钠沉锌终点pH 8.0左右,最终获得锌沉淀率为99%,锌品位约50%的碱式碳酸锌产品,该产品可作为生产电锌的原料。     

富铟锌浸渣热酸浸出锌铟的研究

以富含铟的湿法炼锌中性浸出渣为研究对象,研究了热酸浸出过程中锌、铟等有价金属的溶解行为。结果表明,随着锌浸渣的溶解,浸出液中Fe3+浓度及氧化还原电位不断升高,抑制了铁酸锌的溶解,在第一、二段浸出条件分别为:反应温度90℃、液固比10∶1、浸出时间4 h;初始硫酸浓度160 g/L、反应温度90℃、液固比10 m L/g、浸出时间4 h的试验条件下,采用两段逆流浸出工艺处理该渣,锌、铟的浸出率分别为96.53%、94.85%。     

Dephosphorisation of western australian iron ore by hydrometallurgical process

More than 80% of Western Australian iron ore contains an average of 0.15% phosphorus, and attracts a penalty due to its high level of phosphorus when it is exported. At the current rate of mining, identified premium grade iron ore with low phosphorus content (<0.05%) will be depleted in 30 years. The development of an economical dephosphorisation process is critical for the future success of the Western Australian iron ore industry.In the current work, effective dephosphorisation of Western Australian iron has been demonstrated. Sulphuric acid was chosen as the leachant on the basis of its availability and low cost. The iron ore sample used in this study typically contained 0.126% phosphorus, was from the Pilbara region of Western Australia. After roasting at 1250°C lump ore P₈₀ 5.6 mm), pellet 1 (grinding to 100% −1.5 mm before pelletisation) and pellet 2 (grinding to 100% −0.15 mm before pelletisation) were leached in solutions with different sulphuric acid concentrations. After leaching for 5 hours at 60°C in 0.1 M sulphuric acid solution, 67.2%, 69.0% and 68.7% of the phosphorus was leached from the above three samples, respectively. The phosphorus content was reduced from 0.126% to 0.044%, 0.055% and 0.042% respectively. The dissolution of iron during leaching was negligible. The optimum sulphuric acid concentration was 0.1 M in terms of acid cost and iron loss. The acid consumption cost is as low as $A 0.47/tonne. reserved.     

锌中浸渣-硫化锌精矿协同浸出锌、铟的研究

本文在硫酸体系下对锌中浸渣-硫化锌锌精矿协同浸出工艺与锌中浸渣直接热酸浸出工艺进行了对比。实验结果表面：添加锌精矿进行协同浸出能够有效提高锌中浸渣中有价金属锌、铟和铁的浸出率。在实验的基础上,对锌中浸渣-锌精矿协同浸出机理进行了探讨,为协同浸出提供了理论依据。     

钕铁硼废料铁渣还原酸浸液氨法制备铁红

钕铁硼废料盐酸优溶法提取稀土过程产生大量的铁尾渣中含有少量的稀土和钴等有价金属以及大量的氧化铁,回收再利用价值高。团队前期采用还原酸浸的方法从铁尾渣中提取稀土、钴,可有效解决废渣中稀土残留量高的难题。但是还原酸浸液中含量丰富的硫酸亚铁尚未得到有效利用。含铁量高的废液,一般用来制备颜料级铁红。目前,氨法工艺流程是一种环保型且具有发展前景的工艺。然而,氧化制备γ-FeOOH晶种的窗口窄,易出现混晶和形貌不均匀等问题,对工艺条件的控制较苛刻。针对过程影响因素复杂,定向诱导结晶调控难,需要进一步分析氧化合成过程。以钕铁硼废料铁尾渣酸浸液为原料,NH3·H2O为沉淀剂,采用空气氧化的方法制备前驱体γ-FeOOH活性晶种。首先,通过氨水调溶液pH值中和沉淀法除去对晶种形貌影响较大的杂质离子Al3+,提高晶种的活性。其次,通过热力学稳定区抑制杂相Fe3O4及α-FeOOH的生成,制备单一晶型具有针状结构且分散均匀的活性晶种。最后,明确氧化合成铁红的工艺参数并探讨合成机理。该工艺可产生附加值产品—颜料级铁红,实现钕铁硼废料铁尾渣还原酸浸液的再利用。     

司家营铁矿磁赤混合铁矿的阳离子反浮选降硅正交试验

为了简化流程,降低成本,以淀粉为抑制剂,GE-609为捕收剂,对司家营铁矿选矿厂的混磁精矿进行了阳离子反浮选降硅试验研究.试验中采用二因素二水平的正交试验考查了抑制剂及捕收剂用量对反浮选效果的影响,最后确定的药剂制度为粗选淀粉用量1500g/t,GE-609用量300 g/t.闭路流程试验结果表明,采用一次粗选、一次精选、两次扫选的浮选流程,可获得品位65.10％、回收率85.39％的铁精矿,尾矿品位降至11.91％,实现了低成本条件下的资源高效回收.     

锌浸出渣水浸预处理-分段硫化浮选回收银工艺研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示：水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。