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相似文献
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1.
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   

2.
湿法炼锌浸出渣的处理   总被引:1,自引:0,他引:1  
研究了常规搅拌浸出及机械活化浸出方式下,温度、酸度及浸出时间等对锌焙砂酸浸渣中锌、铁浸出率的影响,考查了铁酸锌的浸出行为.试验结果表明,提高温度及酸度有利于酸浸渣中锌的浸出;机械活化浸出可明显改善铁酸锌的浸出行为,提高锌的浸出率,并改善锌、铁选择性浸出分离的效果,相同条件下,锌的浸出率可比常规搅拌浸出提高16%~25%.  相似文献   

3.
锌加压浸出渣浮选硫精矿汞硫分离富集研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对锌加压浸出渣经浮选后的硫精矿中的汞硫分离、富集以及硫磺回收进行研究,确定硫化铵溶液浸出过程汞硫分离和浸出母液热分解回收硫磺的最佳工艺条件.试验结果表明:在常温常压下,(NH4)2S浓度为2.5 mol/L、液固比6∶1、时间10 min的浸出条件下,硫浸出率达98.66%,汞在渣中的富集率为93.8%,浸出渣中汞含量为原矿的6倍以上;浸出母液在热分解温度94℃、分解时间90 min的条件下,硫磺回收率在98%左右,硫磺纯度符合GB/T 2449-2006工业硫磺一等品标准;硫化铵试剂可循环利用,回收率为91.76%.  相似文献   

4.
杜荣珍 《科技资讯》2014,12(21):119-119
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   

5.
研究了含亮铅锌矿经沸腾炉焙烧的挥发氧化物酸浸处理的浸渣的锌、铅分离,使用添加剂LHY后,常压下用硫酸浸取,在实验条件下,锌的浸取率达98%以上,而铅仍以硫酸铅的形式留在浸渣中,从而有效地将锌、铅分离,而其中稀有元素铟的浸出率也较高。  相似文献   

6.
富硼渣硫酸浸出试验研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
以富硼渣为原料,在1.5m^3浸出罐中进行硫酸浸出试验,硼的浸出率主要与富硼渣的结构,粒度,加酸量及浸出时间和温度等因素有关,试验结果表明,富硼渣中硼只要以遂安石晶体存在,粒度在0.18~0.16mm加酸量为80%,浸出时间90min温度95~100℃硫酸浸出率可大于90%。  相似文献   

7.
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   

8.
李勇  邓兴  金开胜  杨光棣 《贵州科学》2012,30(4):47-49,56
本文采用根瘤菌与氧化铁硫杆菌分别堆浸处理湿法冶金的锌浸出渣,通过比较根瘤菌与氧化铁硫杆菌处理的锌浸出渣的锌浸出率。试验结果表明,根瘤菌处理锌浸出渣锌浸出率达到了24.12%,而氧化铁硫杆菌处理的锌浸出渣锌浸出率达到了33.86%,氧化铁硫杆菌处理锌浸出渣的锌浸出率明显高于根瘤菌。  相似文献   

9.
利用锌渣生产七水硫酸锌   总被引:3,自引:0,他引:3  
利用锌渣生产七水硫酸锌具有生产工艺简便、成本低、消除环境污染等优点,而且产品质量各项指标均能达到国家标准。  相似文献   

10.
从含硫浸出渣中回收元素硫的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
本文对硫化锌矿在酸性氯化物溶液中氧化浸出产生的残渣进行了提硫研究。结果表明,使用硫化铵溶液从这种残渣中回收元素硫不仅技术可行、流程畅通,而且各项工艺指标较好。在试验研究条件下,硫化铵溶液处理该渣的溶硫率大于99%,热解提硫率大于93%,硫总回收率在92%以上。研究结果表明,硫化铵溶硫——热分解提硫是一种很有前途的回收元素硫的方法。  相似文献   

11.
采用微波低温硫酸化焙烧-水浸和针铁矿除铁方法将Zn、Cu等富集到浸出液中,Pb和Ag富集到浸出渣中,使有价金属得到清洁的回收利用.研究了上述工艺中浸出液除铁的优化工艺条件,探究了反应体系的pH值、浸出液单次滴加量、浸出液的铁含量等因素对除铁效果的影响,并采用X射线衍射分析、扫描电子显微镜观察等手段对得到的沉淀渣进行了表征.研究获得的优化实验条件为:以200 mL的0.01 mol·L-1 ZnSO4溶液为底液,晶种添加量为20 g·L-1,除铁体系pH值控制在3左右,温度90℃,每隔5 min滴加3 mL水浸液(保持反应体系中铁的浓度<1 g·L-1).在此条件下,除铁后溶液残铁量仅为0.065 g·L-1,去除率可达99.3%,达到了深度除铁效果.除铁过程中,Zn的损失率仅为4.1%.  相似文献   

12.
铬渣NaCl浸出动力学   总被引:1,自引:0,他引:1  
通过研究铬渣NaCl浸出过程中Cr(Ⅵ)浓度随时间的变化,建立该反应的动力学方程,确定初始pH值、振荡速度对反应速率常数的影响,并计算相应的反应表观活化能。结果表明,铬渣NaCl浸出过程为0.26级反应,反应速率常数为3.38×10-7 mol/(L.s);pH值和振荡速度增大,反应速率常数不断增大,CaCrO4溶解率增加,溶解速率加快;该反应的表观活化能为34.24 kJ/mol,Cr(Ⅵ)浸出速率受温度影响较大。  相似文献   

13.
热酸浸出黄钠铁矾渣工艺   总被引:3,自引:2,他引:3  
以黄钠铁矾渣为原料,研究硫酸浸出过程的工艺条件,分析浸出过程的热力学和动力学机理.实验结果表明,在液固比为5∶1,搅拌速率为350 r/min条件下,浸出黄钠铁矾渣的最佳工艺条件为:硫酸质量浓度为225 g/L,反应温度为95 ℃,反应时间为2.5 h,该条件下多组实验的渣中Fe、Zn浸出率均大于96%.黄钠铁矾渣硫酸浸出过程在动力学上属于收缩核模型,受化学反应控制.  相似文献   

14.
氯化锌(ZnCl_2)为白色粉末或粒状结晶,主要用于生产活性炭的活化剂;电池生产中作为良好的电介质;生产钢化纸时作为纤维助溶  相似文献   

15.
针对湿润法炼锌工厂逆锑净化工序产生钴渣的特性,研究了在常温条件下,用稀硫酸选择性地浸出锌,而将钴抑制在滤渣中,从而实现锌?钴分离的净化渣处理工艺.  相似文献   

16.
介绍了锌系统窑渣中的有价金属回收工艺,并进行了生产实践,实现了锌窑渣的综合回收,提高了经济效益.  相似文献   

17.
为了实现大同地区某铜锌硫矿的铜锌硫高效分离和综合利用,针对当前选矿实践过程中存在的铜回收率不高、尾矿含硫高的问题,进行了选矿流程和药剂优化试验研究。通过合理的药剂制度和浮选流程,获得了铜品位23.49%、锌含量6.47%、铜回收率78.13%的铜精矿,以及锌品位54.14%、锌回收率83.12%、硫品位50.90%、硫回收率85.16%的指标,实现了该矿资源高效回收的目标,有效增加了企业的生产效益。  相似文献   

18.
废锌渣电沉积回收锌的工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
王伯勇  王晓东 《山东科学》1997,10(1):37-39,43
本文针对从废锌渣中电沉积回收锌的条件进行了研究,并提出了一套适合于小型湿法冶炼厂利用废锌渣回收锌的工艺。  相似文献   

19.
根据热力学原理,计算并分析了含锌冶金粉尘中的重要成分ZnFe2 O4在CO- CO2气体还原过程中的热力学行为. ZnFe2 O4的气体还原遵循逐级还原规律,且ZnFe2 O4很容易被CO还原到ZnO和Fe3 O4.较高温度条件下,ZnO的气体还原易于FeO的还原.随着反应温度升高,锌完全反应和挥发所需要的CO含量不断降低,当反应温度从1100 K升高到1400 K时所需的CO体积分数由0.4降低到0.01以下.要达到还原分离金属锌的目的,不必将铁氧化物还原到金属铁,而只需将铁氧化物还原到Fe3 O4或FeO,同时满足锌的还原条件即可.在高炉炉身中上部,由于发生锌的还原反应和内部循环,给高炉生产带来危害,因此应减少和控制高炉的锌负荷.  相似文献   

20.
由于竖罐蒸馏炼锌工艺中锌精矿所含的银几乎全部进入蒸馏残渣,因此以蒸馏残渣经旋涡炉烟化处理后得到的烟化渣为原料,开展了浮选回收银的研究.浮选实验考查了浮选过程pH值、温度、捕收剂用量、起泡剂用量对粗选过程的影响.在优化的粗选工艺参数条件下进行了多级开路浮选和闭路浮选实验,最终确定采用一粗四精三扫工艺,捕收剂用量800g·t-1,起泡剂用量350g·t-1,获得银精矿品位6100g·t-1,银回收率8610%.  相似文献   

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