熟化银精矿氧压强化酸浸行为研究

考虑到浮选银精矿极具回收价值及现有处理工艺存在不足,本文提出了浓硫酸熟化-氧压酸浸的工艺路线。首先,以湿法炼锌过程产出的浮选银精矿为对象,利用浓硫酸的强氧化性破坏浮选残留有机药剂矿物包裹体;其次,利用加压湿法冶金独特的技术优势,氧化溶解低价金属硫化物;最后,重点研究了工艺过程原理及氧压酸浸过程中Zn、Cu、In的浸出行为及浸出渣中物相演变规律。研究结果表明:银精矿颗粒表面残留浮选药剂的P—O、—OH极性基团被浓硫酸氧化破坏,避免产生水化膜及矿物包裹体,促进有价元素的高效浸出;在高温氧化性条件和Fe^(3+)/Fe^(2+)变价离子对的助浸作用下,银精矿物相组成由闪锌矿(Zn S)、锌铁尖晶石(Zn Fe_(2)O_(4))、雌黄铁矿(FeS)、氯化亚铜(Cu Cl)为主,转变为以单质硫(S8)、铁矾(MeFe_(3)(SO_(4))_(2)(OH)_(6),Me:1/2Pb、Na、K)为主,并残留少量的闪锌矿(Zn S);适当提高反应温度和初始质量浓度可促进Zn、Cu、In的浸出,但温度过高会加剧铟铁共沉淀问题,降低锌、铟的浸出率,而质量浓度过高会降低氧气对Zn S及Fe^(2+)的氧化能力,抑制银精矿的溶解;延长反应时间、提高液固比均有利于银精矿的解离浸出;增大氧分压可以加强Fe^(3+)的氧化能力,促进对Zn S及ZnxFe(1-x)S的氧化作用,有利于银精矿的溶解。在反应温度为155℃、初始质量浓度为160 g/L、反应时间为180 min、氧分压为0.8 MPa、液固比为7 m L/g的氧压酸浸条件下,银精矿中Zn、Cu、In的浸出率分别为94.84%、98.36%和91.13%,浸出渣中铅、银的富集率分别达2.88%和7754 g/t。

黄铵铁矾渣热分解反应机理及其动力学解析

针对黄铵铁矾渣侧吹熔炼熔渣稳定控制研究需求,采用热重−差热−质谱联用仪结合XRD、SEM-EDS等分析方法对其热分解过程及动力学特性进行研究。结果表明:黄铵铁矾渣中主要化合物为铵铁矾(NH_(4))Fe_(3)(SO_(4))_(2)(OH)_(6)、铁锌尖晶石(Zn,Fe)Fe_(2)O_(4)及硫酸铅PbSO_(4)、CaSO_(4)(H_(2)O)_(2)等硫酸盐。在热分解过程中,铵铁矾在380℃左右发生了脱氨、脱羟反应,生成各种硫酸盐,其机理函数为减速型α−t曲线;Fe_(2)(SO_(4))3在610℃时发生了分解,反应表观活化能E为153.07 kJ/mol,强化气体产物的扩散有助于推进反应进程;硫酸铅在1080℃左右发生分解,其反应机理遵循三维扩散,表观活化能较高(555.90 kJ/mol);硫酸铅分解的主要限制性因素是分解产物PbO在渣中的扩散,可通过降低渣系的熔点及黏度促进反应进行。

含锗银精矿浓硫酸熟化—氧压酸浸行为研究

针对银精矿极具回收价值及现有处理工艺不足,以湿法炼锌过程产出的含锗银精矿为研究对象,提出了浓硫酸熟化—氧压酸浸的工艺路线,重点研究了工艺过程原理、含锗银精矿熟化—氧压酸浸过程中Zn、Cu、Ge的浸出行为及浸出渣中物相演变规律。结果表明:浓硫酸熟化预处理可氧化分解含锗银精矿中低价金属硫化物及精矿表面残留的有机药剂;在高温氧化性条件和Fe^(3+)/Fe^(2+)变价离子对的助浸作用下,物相组成由含锗银精矿中的铁闪锌矿、闪锌矿、雌黄铁矿、氯化亚铜为主演变为浸出渣中单质硫、硫酸铅、铁矾(MeFe_(3)(SO_(4))_(2)(OH)_(6),Me:1/2Pb、Na、K)为主。最佳氧压酸浸条件为:反应温度150℃、初始酸度150 g/L、反应时间180 min、氧分压0.6 MPa、液固比7 mL/g,Zn、Cu、Ge的浸出率分别为95.34%、98.47%和84.35%,铅、银分别富集至3.19%和7074 g/t,实现了Zn、Cu、Ge的深度浸出和铅、银的高效富集。

锌浮渣干湿法处理工艺对比与干法处理工艺关键设备选型及应用

在湿法炼锌的工业生产中,电解阴极锌片在熔锌感应电炉内熔化除杂时产出副产品锌浮渣,锌浮渣中含锌约80%,其中70%以上锌以单质形态存在。本文对比了干法和湿法两种处理工艺的优缺点,重点介绍了干法处理工艺中关键设备选择和能力计算,并结合实际生产情况对投产后的工艺设备进行改进和完善。

废锌基脱硫剂与铜锌基催化剂协同真空碳热提取锌

针对废锌基脱硫剂及铜锌基催化剂中金属提取工艺流程长、污染物产生量大的问题,提出了利用真空碳热还原方法将两种物料中铜和锌实现高效、清洁协同分离利用的技术思路。在对废脱硫剂、铜锌基催化剂化学成分及主要物相检测的基础上进行了真空碳热协同提取分离铜和锌的实验研究,通过调整加热温度、保温时间、配料比等获得了较优的锌挥发工艺条件,并深入分析了工艺机理。研究结果表明,以ZnS为主要物相的废脱硫剂和以CuO和ZnO为主要物相的废铜锌基催化剂协同在真空碳热还原时可有效地将两种物料中的锌充分还原挥发。铜锌基催化剂、脱硫剂及碳以C∶(ZnO+CuO)=1∶1 (摩尔比)、CuO∶ZnS=2∶1 (摩尔比)的配料组成混合物料,加热至1100℃保温60min,锌的还原挥发率可达到99.56%,还原渣中铜品位可达到59.46%,还原渣中铜主要为Cu_(1.96)S,可作为冰铜吹炼原料使用。

硫化锌精矿氧压浸出过程中硫回收率的影响机制

锌氧压浸出特点是硫化锌精矿直接湿法浸出,硫不进入烟气,而是直接转化成单质硫回收。该工艺生产流程更简单,环境友好,综合能耗低,硫磺产品相对更容易储存、运输及销售。因此该技术的推广应用对锌冶炼行业节能减排乃至碳达峰碳中和目标的实现意义重大。从精矿矿物特征及金属的浸出率、浸出过程中硫元素的酸化率、硫磺结晶过程控制、硫浮选效率以及硫精矿热过滤温度等方面着手,研究其对硫磺回收率的影响机制。

浅谈湿法冶炼锌中上清液净化沉钴方法与应用

本文主要介绍了湿法炼锌硫酸锌溶液中钴的沉淀方法、工艺及生产现状,对传统的沉钴方法及工艺存在的优势、缺陷进行了分析,综述了近几年来沉钴技术上的研究进展及取得的进步,有助于提高企业技术水平及经济效益。

铅烟灰两段混合酸浸工艺回收铟资源的研究

为解决现行铅烟灰提取铟过程中浸出率低和安全环保问题,提出一种全湿法铅烟灰两段混合酸浸回收铟新工艺。研究铅烟灰浸出过程中硫酸浓度、液固比、反应时间和不同硫酸始酸浓度条件下盐酸对铟浸出率的影响。结果表明,控制铅烟灰一段浸出工艺条件为:液固比8∶1,硫酸始酸浓度150 g/L,盐酸始酸浓度40 g/L,反应温度90℃,反应时间4 h;二段浸出工艺条件为:液固比4∶1,硫酸始酸浓度300 g/L,盐酸始酸浓度40 g/L,反应温度90℃,铟浸出率达到81.18%,浸出渣含铟0.25%,且产出低酸浸出液符合净化工序要求。铅烟灰两段混合酸浸工艺工业应用后,每年可增产粗铟约3.63 t,增加经济效益约553.61万元,该工艺极具推广价值。

有机含钴废渣综合回收锌、钴的研究

针对锌冶炼产出的有机含钴废渣,采用“焙烧→选择性浸锌→浸钴→氯化钴溶液净化→蒸发结晶”工艺综合回收其中的Zn、Co等有价金属的试验研究。该工艺回收有机物钴渣流程简短,易于操作控制,得到ZnSO_(4)溶液和CoCl_(2)产品。焙烧时为了促进有机物的分解和Zn、Co转化为氧化物,尤其是Co转化为Co(Ⅲ)氧化物,对物料进行多次翻动,并保证有足够的空气,使有价金属充分氧化;Zn浸出时要加入氧化剂提高溶液的电位抑制Co的浸出,实现Zn和Co的分离;硫化沉淀除杂需要精确控制溶液pH值,提高杂质去除率和Co回收率。

挥发窑鼓风管的关键点识别及其摆放位置监测

窑头鼓风管的摆放位置是影响氧化锌挥发窑燃烧状态的重要操作参数之一,现仍由人工看火来手动调节,同时现场没有为挥发窑的运行优化记录完善的鼓风状态数据,也难以及时发现鼓风管被窑内渣块击中等安全隐患.针对上述问题,本文提出一种基于关键点识别的鼓风管位置监测方法.首先,文章对从窑头看火口采集的火焰视频数据集设计一种邻域关键点辅助的数据扩充方法,并构建级联金字塔网络(CPN)来预测鼓风管管口中心点的位置;然后,本文提出一种基于多帧图像的聚类分析算法来消除因烟尘遮挡所产生的异常点,并采用一种量化指标来实现对挥发窑鼓风管摆放位置的实时感知与记录;最后,本文基于现场采集的火焰视频数据进行了对比实验,结果表明所提出的关键点检测模型精度高、鲁棒性强,且鼓风管位置的量化准确率高达92.3%.

锌电积用Pb-Ag阳极MnO_(2)镀膜的电化学性能

锌电积用Pb-Ag阳极存在析氧过电位高、表面铅易电化学氧化溶解,造成阴极电锌品质低等突出问题,如何减少阳极的溶铅污染并提升其催化析氧活性、降低反应能耗,成为亟待解决的难题。本文在Pb-Ag阳极表面电沉积一层均匀、致密的MnO_(2)薄膜,采用SEM、XRD和ICP等对MnO_(2)催化层的表面微观形貌、晶体结构和溶液含铅量进行分析;采用CV、LSV、EIS和Tafel等对Pb-Ag/MnO_(2)阳极的析氧催化活性和耐腐蚀性能进行分析。结果表明:在MnSO_(4)-H_(2)SO_(4)溶液中,当循环速率为200 mL/min、温度为80℃时,以4 mA/cm^(2)电沉积120 min制备的Pb-Ag/MnO_(2)镀膜电极具有最佳的催化析氧和耐蚀性能;PbAg阳极经优化镀膜后,50 mA/cm^(2)时其析氧过电位由936 mV降低为648 mV,腐蚀电流密度由7.03μA/cm^(2)降低至0.66μA/cm^(2);相较于Pb-Ag阳极,基于Pb-Ag/MnO_(2)阳极的15 d长周期电锌体系中溶铅量由0.61 mg/L降至0.29 mg/L。

含砷铜渣中砷的分离与固化

砷是锌冶炼过程中的有害杂质元素,不仅制约着锌冶炼的顺利和安全生产,同时也影响企业的经济效益。云南某锌冶炼企业采用“SO_(2)还原浸出—铁粉沉铜”工艺处理锌冶炼浸出渣后所得铜砷渣砷含量高,为降低铜砷渣中砷的含量和提高铜渣的计价系数,采用“SO_(2)还原浸出—铁粉沉铜”工艺铁粉沉铜后的溶液为浸出剂,将含砷铜渣与含有一定浓度H_(2)SO_(4)及Fe^(2+)的铁粉沉铜后溶液以一定的液固比混合,用氧压浸出工艺进行处理,开展砷的分离与固化,深入研究关键技术参数对含砷铜渣中铜、砷浸出率,砷固化率以及固砷渣品质的影响规律。结果表明:含砷铜渣在初始硫酸浓度50 g/L、液固比5∶1、氧分压0.4 MPa、反应温度120℃、反应时间3 h的工艺条件下,可实现含砷铜渣中99%以上的铜和砷被浸出;含砷铜渣在铁砷质量比2.0、初始pH值1.0、液固比5∶1、氧分压0.4 MPa、反应温度120℃、反应时间3 h的固砷工艺条件下进行固砷处理,有价金属损失小,砷以稳定的臭葱石晶体固化,砷固化率98.23%,且臭葱石晶体结构良好、晶粒清晰、表面光滑、边缘整齐;固砷后的溶液经过锌粉置换沉铜,可产出含铜质量分数在70%以上的富铜渣,铜渣中铜的计价系数较除砷前提升13%,既实现了含砷铜渣中砷的分离与固化,降低了砷对环境的污染,又实现了企业的经济效益。研究结果可为锌冶炼含砷铜渣的高值化利用和砷的环境污染防治及环境风险防控提供参考。

废电解液在湿法炼锌渣中回收金、银、锌的应用研究

锌电解过程产出大量的废电解液,废电解液酸性较强并含有多种金属离子,如直接排放会对环境造成严重污染。以废电解液和浓硫酸作为浸出介质,研究了采用酸浸—浮选工艺综合回收湿法炼锌渣中金、银、锌。以常规浸出工艺产生的浸出渣(老渣)为主要研究对象,考察了矿浆搅拌速度、废电解液用量、硫酸补加量、酸浸温度对金、银浮选指标的影响。结果表明:酸浸—浮选老渣闭路试验最终获得的精矿中金品位为10.16 g/t,金回收率为78.63%,银品位为1039.64 g/t,银回收率为74.72%,锌品位为40.64%,锌回收率为21.86%,酸浸液中锌回收率为60.15%;采用热酸浸出工艺产生的浸出渣(新渣)和现浸出过程产出的新鲜渣浆进行验证试验可获得较好的闭路试验指标。该方法可实现废电解液的循环利用,使渣中有价金属得到高效综合回收。

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。

镍冶炼渣中铁资源回收研究现状及发展分析

镍渣为有色冶炼过程中产生的冶金废渣,铁品位高达40%,具有较高的回收利用价值。镍渣中的铁主要以硅酸亚铁形式的化合物为主,难以对其进行有效提取。如何合理利用镍渣,对行业可持续、绿色化发展具有重大意义,是目前的研究热点。本文对镍渣中铁资源回收技术进行了综合分析,针对现有镍渣提铁工艺中存在的问题,提出在镍冶炼过程中加钙以调整镍渣渣型和降低冶炼温度,使铁橄榄石向铁酸钙形式转变,降低后续提铁难度,以期实现镍渣的高值资源化综合利用。

铅锌冶炼烧结点火炉点火过程数值模拟

为了探究铅锌冶炼工艺中烧结点火炉内点火过程的多物理场分布规律,本文以某企业带式点火炉为研究对象,构建了炉内天然气流动、燃烧与传热过程的数学物理模型,并考虑了铅锌矿料化学反应热以及料层阻力的影响,对点火炉内的点火过程进行了详细的数值模拟研究,深入分析了炉内速度场、温度场和浓度场的分布规律,评价了点火料层的温度均匀性,并分析了其产生的原因,最终总结了点火炉的优化改造建议。结果表明:点火烧嘴中高速气流相向运动形成撞击面,破坏了炉内流场的稳定性;点火段主要位于两排主烧嘴的下方料面区域;主烧嘴气流受点火烧嘴气流的影响而发生偏转,导致点火段料面存在局部低温区,不利于料层的均匀着火。

锌湿法冶炼渣污染物及综合利用研究

锌湿法冶炼是一种常用的锌冶炼工艺,它在生产过程中会产生大量的渣污染物。这些渣污染物主要包含氧化锌、氧化铁、浸出渣、净化渣等。由于这些渣含有大量有价值的金属元素和资源,对其进行综合利用具有重要意义。本文通过详细分析渣污染物形成过程、组成及含量,介绍常用的渣污染物处理方法,探讨综合利用渣污染物的技术方法,能为相关领域提供参考,并促进该领域技术与应用的进一步发展。

机械力化学浸出法从氧化锌矿中高效浸出锌

以篮式研磨机为机械力化学活化设备对我国兰坪地区低品位氧化铅锌矿进行研究,提出将研磨与NaOH溶液浸出过程相结合浸出锌的机械力化学浸出(MCL)工艺。研究浸出温度、NaOH浓度、浸出时间、液固比和搅拌速度对锌浸出率的影响。实验结果表明,在最佳浸出条件下,采用MCL工艺锌的浸出率达到92.3%,比常规搅拌浸出(CSL)工艺的高7.2%,且两种工艺的能耗相差不大,证明了MCL工艺的优越性。通过对原矿进行锌物相分析以及对最佳条件下不同工艺浸出渣进行XRD、SEM-EDS、EPMA和粒度等分析,研究机械力化学活化的强化机理。

镧、锆改性氢氧化铝在硫酸锌电解液中的除氟性能

针对目前工业吸附剂除氟效果差、吸附容量低等问题,通过共沉淀法制备出了一种介孔Al-La-Zr复合吸附材料有效地去除硫酸锌溶液中的氟离子。首先,探究了掺杂金属的种类及比例对除氟率的影响,获得了制备最佳掺杂比例;其次,采用BET、XRD、SEM等手段对吸附剂进行了表征,了解吸附剂的主要物相、比表面积和形貌;再次,研究了吸附剂用量、吸附温度、接触时间和p H对吸附效率及吸附容量的影响,明确了工艺优化条件;最后,对吸附过程进行动力学和热力学分析,并结合吸附前后吸附剂的表征结果进一步揭示介孔Al-La-Zr复合吸附剂的吸附机理。研究结果表明:材料的主要物相为Al(OH)_(3),材料表面具有丰富的孔径结构,这有利于提升材料的比表面积(127.16 m^(2)/g),增加吸附容量;当吸附温度为30℃,p H为4.7,吸附时间为3 h,吸附剂用量为5 g/L时,吸附平衡脱氟效率为78.32%,平衡容量为15.66 mg/g;吸附过程符合拟二阶动力学模型,线性Freundlich可以很好描述吸附等温线,吸附过程为自发放热过程。吸附机理涉及离子交换、静电吸附以及金属对氟的络合作用。

铅锌氧化物还原锌及动力学研究

本文以铅锌烧结矿为原料,研究了还原温度、还原时间、配炭量、石灰添加量、料球直径等条件对氧化锌还原过程的影响。结果表明:锌还原率随着还原温度的升高、还原时间的延长、配炭量的提高、料球直径的减小而增加,石灰添加量对锌还原率影响较小。在还原温度为1423 K、还原时间为20 min、3.0倍理论配炭量、料球直径为10 mm的较优条件下,还原渣锌含量为1.98%,锌还原率为96.22%。在1273~1423 K的温度范围内,氧化锌还原过程受化学反应控制,还原反应的表观活化能为264.551 kJ/mol。