硫化锌精矿、软锰矿直接浸出及Zn-MnO_2同时电解的研究

中南矿冶学院冶金系继1981年下半年进行的硫化锌精矿与软锰矿直接浸出及锌-二氧化锰同时电解的初步试验之后(详见《中南矿冶学院学报》1982年№1),于1982—1983年又进行了Zn-MnO_2同时电解的条件试验与机理研究,编写了试验报告。1984年4至7月又继续完成了硫化锌精矿与软锰矿直接浸出的各种因素的条件试验及Zn-MnO_2同时电解的全流程试验,获得以下显著效果: 1.采用两段浸出,锌浸出率大于95%,锰浸出率大于98％;采用三段浸出,锌浸出率大于98％,锰浸出率大于99％; 2.浸出液采用先进方法除铁,两段置换净化除杂,获得合格的新液; 3.Zn-MnO_2同时电解,阴极电流效率大于90％,阳极电流效率大于85％。槽电压平均为2.8V,电解节电大于60％。 4.阴、阳极很少析出氢气和氧气,酸雾大大减少。     

加压浸出生产金红石及熔盐电解制备海绵钛新工艺探索

总结了人造金红石和海绵钛生产现状及存在的主要问题，讨论了制约钛生产的关键，对加压浸出制备人造金红石进行了试验研究，得到了纯度大于96%的人造金红石，并开展了熔盐电解制备海绵钛的试验研究。     

高铁锌矿的湿法处理

研究高铁锌矿的湿法处理工艺，提出了“硫化锌精矿、软锰矿同时浸出，氧化锌矿中和，锌、二氧化锰分步电解”的工艺制度。试验结果表明：高铁锌矿的全湿法处理在技术上是可行的。     

镍-二氧化锰同时电解新工艺研究

中南矿冶学院冶金系与成都电冶厂紧密合作,在中南矿冶学院进行的镍-二氧化锰同时电解探索性试验的基础上,于1984年5月至8月在中南矿冶学院,以成都电冶厂生产所用的镍高锍(高冰镍)为原料,双方共同进行了直接浸出、净化及镍-二氧化锰同时电解全流程试验研究。历经三个月,每周期电解液体积为16至22升,试验获得显著效果如下: 1.新工艺流程畅通; 2.镍浸出率大于95％; 3.净化后得到的电解新液达到了生产特级电镍的纯度要求; 4.镍-二氧化锰同时电解过程中,阴、阳级很少析出氢气和氧气。同时电解的电流效率平均为:阴极97.35％,阳极95.67％,槽电压平均为2.86V。产品比为Ni:MnO_2=     

矿浆电解过程的浸出机理

介绍了高铅铜型难处理金矿矿浆电解浸出机理的研究结果。金精矿在矿浆电解时,铅的浸出可通过化学溶解、化学氧化、阳极氧化三种途径;铅浸出的主要途径是靠化学溶解,矿粒与阳极接触而被氧化对浸出的贡献不大。     

硫化汞精矿悬浮电解的阳极过程(英文)

应用多种电化学方法确定了氯盐体系中硫化汞精矿悬浮电解的阳极反应不是HgS的直接氧化,而是Cl~-失去电子析出Cl_2的反应。硫化汞精矿在悬浮电解中的浸出实质上是氯化浸出。在电极表面被大量氯气泡覆盖之前,阳极过程受电化学极化控制并遵循Volmer-Heyrovsky机理。阳极反应的速度控制步骤随过电位的升高由首次电子传递向电化学脱附化。测定了阳极过程的电化学参数,提出了相应的动力学方程。并以分子轨道理论对反应机理进行了讨论。     

高温熔融盐壳管式相变换热器的传热特性

建立了高温熔融盐壳管式相变换热器的同心套管模型.采用Fluent软件,分析了在考虑相变区域自然对流条件下,熔融盐流体与相变材料的物性参数、内管进口温度与进口流向等因素对液相率与熔化时间的影响,并在熔融盐传热-蓄热实验平台上进行了试验研究.发现:考虑相变区域自然对流时,总的熔化时间减少16.2%;模拟得到的壳侧相变材料温...     

废电池及热镀锌渣同时处理新工艺

中南矿冶学院冶金系与北京冶炼厂合作,于1984年5月至8月在中南矿冶学院对废电池及热镀锌渣进行了同时浸出、净化及锌-二氧化锰同时电解的实验室小型与扩大型试验。共完成了十六周期闭路循环试验,每周期电解液12至24升。通过实验证实:所拟新工艺流程畅通,技术经济指标良好,具有如下显著效果: 1.废电池中二氧化锰及热镀锌渣同时浸出,锌、锰浸出率均大于95％; 2.在同一电解槽中可同时获得二级电锌与γ型电解MnO_2(MnO_2>92％)两种产品;     

硫化锌精矿与软锰矿同时浸出动力学因素的研究

硫化锌精矿与软锰矿同时浸出及 Zn—MnO_2同时电解新工艺,由于将两种产品的生产巧妙地结合起来,从而克服了单独生产的一系列缺点,为强化电锌和电解二氧化锰的生产找到了一条有效的途径。本文在试验的基础上,对硫化锌精矿与软锰矿同时浸出的动力学因素进行了探计,为强化浸出过程提供了依据。     

添加锌电解阳极泥对ZnS浸出过程的影响

在锌焙烧烟尘热酸浸出过程中,来自于铁酸锌溶解的三价铁离子被用作焙烧烟尘中ZnS浸出的氧化剂.为了提高锌的浸出率,研究了在浸出过程中加入锌电解阳极泥对ZnS浸出的影响.考察的浸出条件包括阳极泥加入量、温度、硫酸浓度和反应时间.试验结果表明,阳极泥中的MnO2有助于焙烧烟尘中ZnS的氧化浸出.在最佳的条件下,通过加入阳极泥(锰加入量为焙烧烟尘质量的4%)可将锌的浸出率由94%提高到97%以上.     

从菱锌矿氯化浸出液中萃取锌和镉——Ⅰ.萃取提锌过程

从主要含锌、镉、铁和铅的菱锌矿盐酸浸出液中选择性地萃取锌,提出了浸取-萃取-电积提锌的湿法炼锌过程。锌由75%(v/v)的磷酸三丁酯(TBP)-煤油溶液从浸出液中选择性地萃入有机相、负载的有机相分别用电解液和废电解液洗涤和反萃,反萃液可直接用于电解从而获得高纯的金属锌。     

Deep cleaning of a metallurgical zinc leaching residue and recovery of valuable metals

Huge quantities of zinc leaching residues (ZLRs) generated from zinc production are dumped continuously around the world and pose a potential environmental threat because of their considerable amounts of entrained heavy metals (mainly lead). Most ZLRs have not been properly treated and the valuable metals in them have not yet been effectively recovered. Herein, the deep cleaning of a ZLR and recovery of valuable metals via a hydrometallurgical route were investigated. The cleaning process consists of two essential stages:acid leaching followed by calcium chloride leaching. The optimum conditions for extracting zinc, copper, and indium by acid leaching were a sulfuric acid concentration of 200 g·L-1, a liquid/solid ratio of 4:1 (mL/g), a leaching time of 2 h, and a temperature of 90℃. For lead and silver extractions, the optimum conditions were a calcium chloride concentration of 400 g·L-1, a pH value of 1.0, a leaching time of 1 h, and a temperature of 30℃. After calcium chloride leaching, silver and lead were extracted out and the lead was finally recovered as electrolytic lead by electrowinning. The anglesite phase, which poses the greatest potential environmental hazard, was removed from the ZLR after deep cleaning, thus reducing the cost of environmental management of ZLRs. The treatment of chlorine and spent electrolyte generated in the process was discussed.     

复杂银铜精矿的沸腾焙烧综合回收工艺

采用沸腾焙烧综合回收工艺对呷村复杂银铜精矿难浸出问题进行实验,以沸腾焙烧脱硫、脱砷→硫酸浸出铜、锌→氯盐浸出锑、银→NaClO3氧化浸金→碳铵转化铅的工艺进行处理,实现铜、锌、银、锑、铅、金、砷和硫等有价元素的综合回收.在硫酸化沸腾焙烧过程中控制1·1倍空气过剩系数、0·25~0·35m·s-1的工况炉膛线速度以及600~630℃的焙烧温度,可以避免高铅复杂银铜精矿的烧结,脱硫率为49·68%,烟气中SO体积分数为5·5%可满足制酸要求.     

工业废渣中金属银的回收

研究了硫脲浸出———电解沉积法从含银高砷废渣中回收金属银的工艺方法 ,包括浸取液配方的筛选、最佳浸取工艺条件的确定以及浸取废液的循环利用 .结果表明 ,利用本项工艺 ,银的浸出率为 91 .33% ,电解回收率为97.2 3% ,总回收率为 88.80 % (均为质量分数 ) .为含银废渣的回收利用以及由此造成的二次污染的防治 ,提供了一套有效的方法     

盐酸体系中二氧化锰浸出方铅矿的研究

在盐酸溶液中,用二氧化锰浸出方铅矿精矿制备氯化铅,并考察操作参数对铅浸出率的影响。研究结果表明盐酸体系中二氧化锰浸出方铅矿的最佳操作条件如下:搅拌速率为500 r/min,反应体系中总液体与总固体质量比为10,二氧化锰与方铅矿精矿质量比为1.3,反应时间为60 min,反应温度为80℃,盐酸浓度为3 mol/L,氯化钠质量浓度为250 g/L;在此最佳操作条件下,方铅矿精矿中的铅浸出率在99.5%以上,氯化铅产物纯度在99.6%以上。     

三氯化铁浸出高冰镍

针对常压不用三氯化铁－氯化钠酸性溶液浸出高冰镍进行研究,实验考察了各种因素对浸出过程的影响。结果表明：该浸出过程主要取决于反应温度、时间和溶液初始三氯化铁浓度,高冰镍中的镍,铜、钴的浸出率均达９０％以上,在此基础上,确定了适合了高冰镍浸出的联合工艺参数,并且得到镍的氯化物溶液。     

臭氧-过氧化氢联合浸出方铅矿

在盐酸溶液中,以臭氧和过氧化氢为氧化剂、三氯化铁为助浸剂联合浸出方铅矿精矿制备氯化铅,考察各种操作参数对铅浸出率的影响.实验结果表明:搅拌速率为500r/min、氯化钠初始质量浓度为250g/L、反应温度为90℃、反应时间为180min、三氯化铁初始质量浓度为259/L、过氧化氢初始质量浓度为6.669/L、盐酸初始浓度为0.3mol/L、臭氧进口氧气流量为1.0L/min是臭氧-过氧化氢联合浸出方铅矿的最佳操作参数,此时铅的浸出率达99.5％,产物氯化铅纯度达99.6％.     

Leaching Mechanism of Complicated Antimony-Lead Concentrate and Sulfur Formation in Slurry Electrolysis

Anodic reaction mechanism of complicated antimony-lead concentrate in slurry electrolysis was investigated by the anodic polarization curves determined under various conditions. The main reactions on the anode are the oxidations of FeCln^(2-n) . Though the oxidation of jamesonite particle on the anode can occur during the whole process, it is less. With the help of mineralogy studies and relevant tests, the leaching reaction mechanism of jameson[to and gudmundite during slurry electrolysis was ascertained. Because of the oxidation reaction of FeCl3 produced by antimony-lead concentrate itself, the non-oxidation complex acid dissolution of jameson[re, the oxidation complex acid dissolution of gudmundite, and the oxidation of air carried by stirring, the leaching ratio of antimony reaches about 35% when HCl-NH4Cl solution is used to leach antimony-lead concentrate directly. So when the theoretical electric quantity is given to oxidation of antimony in slurry electrolysis, all of antimony, lead and iron containing in antimony-lead concentrate, are leached. The formation of sulfur is through the directly redox reaction of Fe^3 and jameson[re. The S^2- in jamesonite is oxidized into S^0 , and forms the crystals of sulfur again on the spot. The redox reaction of Fe^3 and H2S formed by non-oxidative acid dissolution of jamesonite is less.     

飞灰水洗脱氯及其烧结稳定化的试验研究

本试验以去离子水作为洗脱剂,考察了水洗前处理工艺（包括水灰比、水洗时间、水洗温度以及水洗次数）对飞灰中可溶性氯盐的洗脱效果。在此基础上对比研究了水洗工艺对飞灰烧结过程中重金属的稳定化促进效果。结果表明：在液固比为4时,水洗过程中约有93％的氯离子被洗脱而进入水相;水灰比是影响氯离子洗脱效果的最主要因素,氯离子洗脱量与水灰比的对数值呈现很好的线性关系;XRD结果证明了水洗过程中大量氯盐的洗脱以及低熔点含钙铝硅化合物的形成;同原始飞灰相比,水洗飞灰经烧结后其中的Pb、Cd、Ni的浸出浓度明显降低。800 ℃下烧结水洗飞灰可以使其中的重金属稳定化,浸出浓度均低于相应的标准限值。水洗工艺与烧结稳定化技术相结合明显降低了重金属的浸出毒性。     

显像管玻壳含铅粉尘中铅形态及提取方法研究

显像管玻壳含铅粉尘组成复杂，铅含量高，潜在危害大，采用盐酸热循环浸取铅、冷析ＰｂＣｌ２的方法，可使铅的浸出率达９５％以上，析出的ＰｂＣｌ２纯度可达９５％～９６％，为充分利用其铅资源，真正实现无害化提供了依据