大厂鋅精矿綜合回收铟流程研究的发展及选择

广西大厂锌精矿含铟极富。在处理该精矿时,如能做到“铟锌并收”,铟年产量就将超过世界铟年产量的总和。本文讨论了用现代湿法炼锌的各种方法处理该精矿时,铟的回收途径和结果,包括常规法、铁矾法、针铁矿法、赤铁矿法和锌精矿直接加压浸出等。其中某些数据系我们自己的研究成果,其余引自国内外文献。硫化锌精矿直接加压浸出系国外八十年代于正式投产的新工艺,此法回收铟的途径尚无报导,值得深入研究,以期对选定大厂锌精矿处理流程提供更全面的参考。     

硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸机理及行为

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。     

用酸性含乙腈的硫酸铜水溶液直接浸出含铜物料

酸性含乙腈水溶液中的硫酸铜是一种强氧化剂,可用来直接浸出含自然铜、辉铜矿、氧化铜矿的复合精矿及黄铜废料等含铜物料,得到亚铜-乙腈配位体浸出溶液。作者对上述物料的直接浸出进行了分析和讨论,并进行了初步试验研究。在密闭条件下,一段直接浸出含自然铜、辉铜矿、氧化铜矿的复合精矿时,铜的浸出率接近80%;二段浸出时,铜的浸出率约95%;黄铜废料浸出时,铜浸出率几乎100%(两段浸出),锌主要在第一段浸出,铜主要在第二段浸出。浸出液经过蒸馏歧化即能得到纯铜粉产品。此法具有快速、简单、低温、低能耗的优点。     

提高含铟锌精矿中锌铟回收率的方法

从含铟锌精矿中提取锌和铟常用的2种生产工艺都存在工艺流程长、铟回收率低的缺点,为此,进行工艺流程改进.原料经中性浸出后在中性浸出渣中配入还原剂,经制团、干燥和高温还原挥发,使铟和锌富集于挥发物中再进行回收.中性浸出渣高温还原挥发最佳试验条件如下：还原剂的质量分数为15%～20%,还原温度为1 250℃,进料量为5kg/h.在此条件下,铟和锌的挥发率分别达到97%和95%.挥发物酸性浸出结果表明：锌和铟的浸出率分别达到98.53%和93.38%,锌和铟的总回收率显著提高.     

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。     

酸性条件下ZnS氧化浸出过程动力学的研究

本文研究了在盐酸溶液中使用二氧化锰作氧化剂氧化浸出ZnS矿过程的动力学,详细考察了温度、搅拌速度、精矿粒度、HCl浓度、FeCl_3浓度和MnO_2量等因素对锌浸出速率的影响。结果指出:浸出过程反应活化能为54.76kJ/mol;HCl和FeCl_3在一定的浓度范围内对锌浸出速率均有影响。浸出过程符合内扩散控制模型,其中反应物H~ (或含H~ 复合离子)和反应产物Fe~(2 ),Zn~(2 )等通过产物硫膜层的传输为整个过程的控制步骤。     

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.     

高砷含金硫精矿微波焙烧—硫代硫酸盐浸出试验研究

高砷含金硫精矿中的金常包裹于黄铁矿与毒砂中,直接浸出金浸出率很低,属于典型的难处理含金矿石.本文采用常规焙烧和微波焙烧对高砷含金硫精矿进行预处理,再采用硫代硫酸盐溶液浸出,并将两种焙烧方法得到的焙砂进行了S元素含量、XRD、SEM、比表面积和浸出率分析,并对比了二者的结果,得出以下结论:微波焙烧在15 k W条件下焙烧60 min,S的去除率能达到88.6%,虽低于常规焙烧700℃条件下焙烧2 h的94.7%,但能耗更少;微波焙烧后焙砂含有的矿物较常规焙烧更加单一,矿物更纯;微波焙烧后焙砂的表面形貌变化更大,氧化程度更好;微波焙烧后焙砂的比表面积为31.9 m~2/g大于常规焙烧后的21.8 m~2/g,更利于浸出;浸出率方面,微波焙烧后浸出率为73.4%,高于常规焙烧后的71.2%.总的来说,微波焙烧高砷含金硫精矿优于常规焙烧.     

锌氧压酸浸硫精矿和硫尾矿的矿物学特征与环境活性

采用电感耦合(ICP-OES)、X射线衍射(XRD)、扫面电镜-能谱(SEM-EDS)、红外光谱(FTIR)及差热差重(TG-DTA)等多种检测方法对锌氧压酸浸硫精矿和硫尾矿的化学组成、粒度分布、物相结构等进行研究,并采用毒性浸出程序(TCLP)法考察其短期环境活性。研究结果表明：硫精矿1和硫精矿2主要以球状的单质硫存在,其中,少量硫精矿1以小颗粒的闪锌矿、黄铁矿等附着于块状的铁矾颗粒上,平均粒径为22.1μm;少量硫精矿2以块状的闪锌矿、黄铁矿和小颗粒存在,平均粒径为59.2μm。2种硫精矿在185～340℃时会剧烈燃烧,热稳定性较差。2种硫尾矿主要以块状的铅黄铁矾和黄钠铁矾存在,其中,硫尾矿1平均粒径为21.1μm;硫尾矿2含一定的赤铁矿(16.86%),平均粒径为5.3μm。硫精矿和硫尾矿中锌和镉元素在弱酸条件下不稳定,硫尾矿1中锌和镉的浸出量分别超标1.93倍和2.50倍;硫精矿2的分别超标2.03倍和6.56倍,硫尾矿1的分别超标3.46倍和5.94倍,硫尾矿2的分别超标11.10倍和8.28倍。     

稀盐酸中用锌精矿还原浸出锰结核

研究了在１．０～３．０ｍｏｌ／ＬＨＣｌ水溶液中用锌硫化物精矿与太平洋底锰结核同时浸出时，锌精矿与锰结核的配比、浸出液初始ＨＣｌ浓度、浸出温度及浸出时间对２种矿物中Ｍｎ，Ｚｎ，Ｃｕ，Ｃｏ，Ｎｉ和Ｆｅ的浸出影响。结果表明，随着浸出温度升高，金属浸出率增加；只要酸足够，浸出液初始酸浓度对金属浸出率影响不大。当浸出温度为９０℃，初始ＨＣｌ浓度为１．５ｍｏｌ／Ｌ锰结核配入过剩系数为１．２，液固比约为１３：１，浸出９０ｍｉｎ时，锌浸出率大于８０％，Ｎｉ，Ｃｏ，Ｃｕ和Ｍｎ浸出率大于９８％。原料中的硫９０％以上留在浸出残渣中，主要以元素硫形式存在。     

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。     

银家沟硫铁矿铜硫分离浮选试验及生产实践

为综合利用硫铁矿中伴生铜、锌、金、银等有价金属资源,根据银家沟硫铁矿的原矿矿物特性,在试验研究的基础上,我单位提出了铜硫分离-铜锌金银混合精矿酸化焙烧-多金属分步浸出的新思路,对选厂进行了技术工艺改造,改造后铜、金、银回收率分别提高了1.85%、6.12%.13.72%.分别得到了优质硫精矿和含一定金银的铜粗精矿产品,获得了较好的生产技术指标和良好的经济效益.     

氨浸法从含砷石灰铁盐渣中回收锌的动力学研究

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.     

多金属硫化精矿综合利用的研究——七宝山多金属硫化精矿氯盐浸出

采用氯盐溶液对七宝山多金属硫化精矿进行了一系列的浸出试验。比较了不同浸出剂组成的浸出效果和浸出时溶液的电位变化。试验结果表明,含 Cu~(2 )离子的浸剂特别适于浸出含锌的复杂硫化矿。用 CuCl_2 FeCl_3溶液进行二段递流浸出,浸出率大都在95%以上。文中对所得结果作了讨论。     

含铁低品位氧化锌矿石浸出研究

针对含铁低品位氧化锌矿石,进行了碱性浸出与硫酸浸出研究.其中碱性浸出主要考察了采用不同浸出剂时浸出时间以及采用氨水——氯化铵作浸出剂时浸出温度对锌、铁浸出率的影响;硫酸浸出主要考察了硫酸初始浓度、矿浆液固比以及不同硫酸初始浓度时浸出温度和不同浸出温度时浸出时间对锌、铁浸出率的影响.研究结果表明,碱性浸出时锌浸出率不到5...     

湿锌法净化钴渣中金属回收

从氨浸法和酸浸法两方面分析了湿法炼锌工艺净化钴渣中的金属回收方法,认为传统的硫酸浸出工艺是适合湿法炼锌高钴锌渣处理的最佳方法。酸浸后锌以硫酸锌溶液的形式返回主流程,再通过氧化沉钴或中和沉钴的方法回收钴。通过试验探讨了适合锌湿法冶金高钴锌渣的浸出方法,采用MgO选择性分步沉淀,可以得到含钴约40%的钴渣和含铜约36%的铜渣,钴总计沉淀率约94%。     

Zn(Ⅱ)-(NH4)2SO4-H2O体系浸出锌烟尘

提出硫酸铵浸出法处理锌烟尘的新工艺。该工艺利用不同温度下锌在硫酸铵溶液中的溶解度的差别,先在高温下将锌浸入溶液然后降温冷却,使锌呈含F和Cl很低的复盐析出,然后回收。以株冶集团锌烟尘为试料,对浸出过程进行研究。研究结果表明:浸出温度和硫酸铵浓度显著影响锌的浸出率;最佳浸出条件是:液固比为16?1,硫酸铵浓度为4.0 mol/L,pH值为5.5,浸出温度为90℃,浸出时间为4 h,在该条件下,按渣含锌计算的浸出率达到85.16%。     

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。     

高铝熔渣物相析出演变规律研究

以改善高铝渣浸出性能为目标,采用DSC实验和SEM-EDS检测方法,研究了高铝渣控温冷却过程中物相析出规律,考察了降温速率、n(CaO)/n(Al₂O₃)和MgO含量对铝酸钙渣物相析出演变规律的影响.结果表明:当降温速率加快时,熔渣凝固过程趋于更大程度的偏析,C₂S相变愈不充分,粒度粗化,劣化了自粉行为和浸出条件;随着调高渣中n(CaO)/n(Al₂O₃),C₁₂A₇的析出温度升高,物相析出活性按照CA→C₁₂A₇→C₃A逐渐增强;当渣中含有MgO时,物相中出现C₂MS₂,不利于C₂S物相转变,更为重要的是MgO富集在含铝物相中形成Q相,显著恶化氧化铝浸出率和收得率.     

氧化锌矿的碱浸出

将处理氧化铝矿物的拜耳法移植于氧化锌矿的湿法处理形成"锌拜耳法",用浓碱浸出氧化锌矿,然后降低温度或浓度使锌以氢氧化锌的形式析出,析出母液经浓缩处理后返回浸出矿,研究氧化锌矿的碱浸出过程。研究结果表明:当氢氧化钠浓度为5mol/L,浸出温度为85℃,液固比为10:1,浸出时间为2h时,氧化锌矿中锌的浸出率为77%,铅的浸出率为9%,镉的浸出率为5%。