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对湿法炼锌浸出渣和净化渣进行有效处理,综合回收其中的有价金属,提高了对矿产资源的合理利用,同时低排放、低污染,减少了对环境的危害. 相似文献
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研究了从湿法炼锌酸浸渣中用硫脲浸出银的工艺及机理.对浸出过程中的各种影响因素如矿浆浓度、浸出剂浓度、反应温度、反应时间、pH值等分别进行了试验研究和分析讨论,给出了最佳工艺条件,在此条件下,银浸出率达89%. 相似文献
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魏得良 《高等函授学报(自然科学版)》1996,(4):55-58
一、前言 本文以湿法处理银一锌渣为目的,对某厂火法炼铋而得银一锌渣的样品进行了综合利用工艺实验研究,实验结果表明,采用此方法可获产品:ZnSO_4、7H_2O、BiONO_3及单质银。 大部分含银铋的物料中,铋的含量均不高,为0.5~10%之间,银的含量为10~20%,这类物料的处理普遍采用湿法工艺,少数含银铋的物料中,铋含量在20%左右,银含量在20~30%之间,银铋比约1.2:1。处理这类物料是采用火法操作来分离银和铋,银的回收率较低,关于 相似文献
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针对目前湿法炼锌残渣中的银一直不能很好地回收利用这个问题,本文研究了Na2S、pH、捕收剂及起泡剂的种类和用量对Ag+沉淀浮选的影响,并在此基础上,改进从锌浸出渣中浮选银的药方,用Na2S作调整剂,丁基黄药和辅助捕收剂XY混合作捕收剂,RB为起泡剂,成功地回收了锌浸出渣中的银,结果表明,采用改进的药方,可从含银498.10g/t的锌浸出渣中得到含银4369.73g/t,回收率为79.44%的银精矿,为从锌浸出渣中回收银提供了依据和新药剂制度,用于指导生产实践,具有十分重要的经济价值. 相似文献
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交变磁场作用下热镀锌液中锌渣的分离 总被引:1,自引:0,他引:1
在交变磁场作用下,利用热镀锌液与锌渣之间导电率差产生的电磁挤压力分离锌渣.静置分离实验结果表明,当磁场频率为20 kHz,磁感应强度均方根值约为0.05 T,分离器为5 mm×5 mm方形孔陶瓷管,分离时间15 s时,实现了粒径5μm以上锌渣与镀锌液的分离,且锌渣在净化过程中由不规则形貌变为较规则的多边形. 相似文献
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针对硫化锌精矿两段氧压浸出能耗高、锌浸出渣处理产生危废铁渣量大等行业技术难题,提出硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸工艺,利用锌浸出渣中高价铁的载氧体特性促进硫化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高效沉淀分离。研究结果表明:添加锌浸出渣可以强化硫化锌精矿的浸出;反应温度和初始酸度是关键影响因素,升高反应温度可显著提高锌浸出率,同时促进Fe3+水解沉淀成铁矾,提高酸度可以促进硫化锌精矿的高效溶解,但酸度过高时氧气溶解度降低,将抑制硫化锌精矿的溶解和Fe3+水解沉淀。在锌浸出渣与硫化锌精矿质量比为1:3、初始酸度95 g/L、反应温度160℃、液固比7:1、氧压0.8 MPa、搅拌转速800 r/min、反应时间120 min的最优技术条件下,渣计锌浸出率为98.6%,同时溶液中92.69%的铁以铁矾的形式沉淀入渣,浸出终渣主要物相组成为单质硫、黄钾铁矾、黄钠铁矾和赤铁矿,其占比分别为40.00%、39.10%、16.60%和4.30%;浸出液中铁质量浓度仅为1.62 g/L,为浸出液后续提锌创造了有利条件。 相似文献
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针对锌冶金工业产生的锌焙砂,基于富集浸出渣中的铁酸锌且不破坏铁酸锌的晶体结构的思想,采用浮选方法对锌浸出渣进行研究,考察了捕收剂阳离子十八胺、阴离子油酸钠、阴离子丁基黄药的单一浮选,以及全流程浮选对铁酸锌富集提纯的影响。结果表明:采用单一捕收剂浮选,可以除去部分杂质矿物,实现一定程度上的铁酸锌富集。利用全流程浮选,将铁酸锌含量由浮选前的83%提高到92%,铁酸锌富集程度明显提高。研究证明了在不破坏铁酸锌晶体的前提下,将铁酸锌从锌焙砂中富集出来作为独立产品是可能的。 相似文献
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采用氨浸法回收含砷石灰铁盐渣中锌,研究了不同浸取剂、浸取剂的组成、总氨浓度、氨水与铵盐配比、液固比等工艺条件对锌浸出效果的影响,分析了锌的浸出动力学.结果表明:以氨水和碳酸铵组成的浸取体系为浸取剂,当总氨浓度为5 mol/L,氨-铵盐摩尔浓度比为2∶3,液固比为4∶1时,锌的浸出率为56.21%.由宏观模型得出锌的浸出在温度为288~323 K内遵循"未反应核缩减"模型,受内扩散控制,浸出动力学方程为:1-2α3-(1-α)2/3=232×exp(-32245/RT)t,浸出表观活化能为32.24 kJ/mol. 相似文献
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为了探索生物质材料酒糟对重金属离子的吸附效果,采用静态吸附实验研究废水pH值、Pb2+和Zn2+初始质量浓度以及吸附时间对酒糟吸附模拟矿山酸性废水中Pb2+和Zn2+的影响. pH值为4时酒糟对Pb2+和Zn2+的吸附量分别达到最高值,酒糟对Pb2+的吸附等温线特征符合Langmuir方程,对Zn2+的吸附等温线特征符合Freundlich方程,对Pb2+和Zn2+的最大吸附量分别为8.29 mg·g-1和15.31 mg·g-1.酒糟对Pb2+和Zn2+的吸附反应在4 h后达到平衡,吸附动力学特征均符合拟二级动力学模型.酒糟中纤维素、半纤维素和木质素的质量分数分别为23.3%、65.5%和0.5%,吸附Pb2+和Zn2+后3种物质的含量发生变化,分别为19.6%、42.3%和2.6%.酒糟电负性随pH值升高呈正比增加,吸附Pb2+和Zn2+后电负性减弱.红外光谱分析结果显示酒糟中参与吸附反应的基团主要有酰胺基和酯基. 相似文献
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以咖啡渣为原料,结合电子扫描显微镜、红外光谱分析仪和Zeta电位仪等研究吸附条件对吸附效果影响及吸附机理.结果表明:pH值为4、咖啡渣投加量为20g·L-1时,咖啡渣对Pb2+和Zn2+的吸附量最大,分别为5.49,12.38mg·g-1;吸附反应在4h后达到平衡,用拟二级动力学模型和Freundlich方程拟合效果较好;咖啡渣的电负性随pH值增加而增大,吸附Pb2+和Zn2+后表面变平整且出现白色颗粒;红外光谱图结果发现咖啡渣中参与吸附反应的基团主要有酰胺基、酯基、酮基. 相似文献
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奥诚喜 《西北大学学报(自然科学版)》2003,33(1):9-12
采用一种新创立的优化Voigt函数,准确地确定出边带的位置;进一步针对400℃,1080min的CuTi合金衍射谱,在引进两卫星峰相对强度的基础上,由Daniel—Lipson波长公式所计算的调幅组织波长与通过应变衬度条纹测量的波长间的相对误差仅仅是1.35%。这一结果充分地表明Daniel—Lipson波长公式可适用于调幅分解与调幅组织长大的全过程。 相似文献
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To evaluate the feasibility of recovering Pb and Zn sulfides and Ag-containing minerals from Zn leaching residue by the process of reduction roasting followed by flotation, the reaction behaviors of Pb and Zn sulfates during this process were investigated. Chemical analysis showed that the transformation ratios of PbSO4 and ZnSO4 could reach 65.51% and 52.12%, respectively, after reduction roasting, and the introduction of a sulfidation agent could improve the transformation ratios of these sulfates. scanning electron microscopy–energy dispersive spectroscopy (SEM–EDS) revealed that temperature obviously affects the particle size, crystal growth, and morphology of the artificial Pb and Zn sulfide minerals. Particle size analysis demonstrated that the particle size of the materials increases after roasting. Flotation tests revealed that a flotation concentrate composed of 12.01wt% Pb, 27.78wt% Zn, and 6.975 × 10?2wt% Ag with recoveries of 60.54%, 29.24%, and 57.64%, respectively, could be obtained after roasting. 相似文献
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开发一种高炉粉尘再资源化处理工艺,采用"非熔态还原--磁选分离--Zn的回收、富集"方法对典型高炉粉尘进行Fe、Zn非熔态分离研究.结果表明:在910~1 010℃,使用纯H2、CO为还原剂进行非熔态还原,同时实现粉尘中Fe2O3(s)→Fe(s)和ZnO(s)→Zn(g)的高度转变,金属化率达到90%以上,气化脱锌率达到99%以上,且还原过程未发生烧结.还原产物直接经磁选分离、富集得到TFe品位90%的富Fe物料;含锌挥发物经回收、富集得到ZnO含量92%的富Zn物料.成功地将高炉粉尘全部转化为MFe、ZnO等有价资源,实现了零排放,且分离过程不需高温熔融,过程能耗低,无环境污染. 相似文献
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在实验室500ml酸浸装置上进行了煤矸石中Al_2O_3 等成分的盐酸酸浸分离试验,考察了煤矸石性质,工艺条件对其中Al_2O_3等成分浸出率的影响,结果发现Al_2O_3 等成分浸出率不仅与煤矸石中化学成分有关,而且还与其矿物组分有关。较佳分离效果的工艺条件为熔烧温度600~800℃,焙烧时间15~75min;酸浸温度100~110℃,酸浸时间90~120min. 相似文献
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常压低温条件下在NH3-(NH4)2 SO4体系中使用过硫酸铵作为氧化剂对硫氧混合铅锌矿中的锌进行浸出实验,系统研究了搅拌速度、浸出剂浓度、氧化剂浓度与温度对于锌浸出率的影响.结果表明,在最优条件下锌的浸出率可达93.2%,且浸出过程中几乎没有其他离子进入溶液,实现了锌的选择性高效浸出,从而简化了后续的浸出液净化与材料制备过程.动力学研究表明,硫氧混合铅锌矿中锌的氧化氨浸过程遵循固体产物层扩散控制的未反应核收缩模型,浸出反应的表观活化能为17.89 kJ·mol-1. 相似文献
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A novel hydrothermal method for zinc extraction and separation from zinc ferrite and electric arc furnace dust
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A novel hydrothermal process was developed to extract zinc from pure zinc ferrite (ZnFe2O4) nanopowder and zinc-containing electric arc furnace (EAF) dust using hexahydrated ferric chloride (FeCl3·6H2O) as a decomposing agent. The effects of solid FeCl3·6H2O to ZnFe2O4 ratio by mass (RF/Z), hydrothermal reaction temperature, and time on zinc extraction were systematically investigated. In the results, when the hydrothermal reaction is conducted at 150℃ for 2 h with RF/Z of 15:20, the efficiency of zinc extraction from ZnFe2O4 reaches 97.2%, and the concentration of ferric ions (Fe3+) in the leaching solution is nearly zero, indicating a high selectivity for zinc. In addition, the zinc extraction efficiency from the EAF dust reaches 94.5% in the case of the hydrothermal reaction performed at 200℃ for 10 h with the solid FeCl3·6H2O to EAF dust ratio by mass (RF/EAF dust) of 15:10. Zinc and iron separation is achieved by adjusting the pH value of the leaching solution according to the different precipitation pH values of metal hydroxides. 相似文献
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提出一种回收废弃印刷电路板焊锡的有效方法.其步骤为:在整个回收过程中不会对环境造成二次污染:用油加热废弃印刷电路板至焊锡熔化,在离心力的作用下将焊锡分离和回收.实验结果表明:当油温为240℃,转鼓转速为1 400r/min,采用间歇式的方式旋转6min,废弃印刷电路板焊锡即可回收完全. 相似文献
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铅离子的液膜分离法研究 总被引:4,自引:0,他引:4
采用内耦合大块液膜分离技术,通过考察料液相pH值、温度、载体浓度对Pb2 迁移率的影响,研究了在以烷基膦酸为载体的液膜中Pb2 的液膜迁移行为,测定了不同载体浓度下的半迁移pH1/2值。结果表明:Pb2 的迁移率随温度和载体浓度的升高而逐渐增大;当外水相pH值及温度分别控制在2.75~3.75和278~298K范围内,载体浓度为5.00%时,Pb2 的迁移率可达99%以上。 相似文献