物理方法从锌阳极泥中分离锰与铅银矿物工艺研究

针对株冶锌电解阳极泥,开展了用浮选、重选和磁选等物理方法实现锰与铅银矿物分离的工艺试验研究。研究结果表明,在锌电解阳极泥中,锰的主要存在形式为锰钾矿(KMn8O16),铅的主要存在形式为铅矾(PbSO4),银的存在形式为氯银矿(AgCl)、氧银矿(Ag2O3)和含氧硝酸银(Ag7NO11)。浮选可以较好地回收氯银矿等含银矿物,但难以分离该体系中的锰钾矿和铅矾,高梯度磁选和摇床重选可以较好的分离铅和锰,但对含银矿物的分选效果差。采用"浮选-高梯度磁选-摇床重选"联合流程方案,获得了含银48 515 g/t的高品位银精矿、含铅60.89%的铅矾精矿和含锰50.17%的锰精矿,银和铅在铅银精矿中的回收率分别达到74.71%和84.78%,锰的回收率达到91.86%。

锌阳极泥-硫化锌精矿焙烧过程热力学分析

通过热力学理论分析,计算出锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程可能发生的各反应吉布斯自由能;同时运用X射线衍射技术研究了焙烧过程中主要矿物物相的变化。理论和试验结果均表明:锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程中,硫化锌首先发生氧化反应,生成ZnO和SO2,之后MnO2与SO2反应生成MnSO4。经混合焙烧工艺,有利于下一步的锰浸出工艺。

响应曲面法优化锌阳极泥还原浸出的工艺研究

使用葡萄糖还原剂,对锌阳极泥进行了还原浸出试验。通过响应曲面法的模型优化设计和分析,研究了浸出过程中硫酸用量、葡萄糖糖用量、浸出温度对锌阳极泥中锰和铅浸出率的影响,得到最佳优化还原锰的工艺条件,并获得了二阶多项式模型。在葡萄糖用量3.5 g、硫酸用量16 g、浸出温度90℃,在此优化条件下锰的浸出率为93.19%,铅浸出率为0.37%。

锌阳极泥制取碳酸锰的研究

以电解锌产生的阳极泥为原料,用≤0．246mm褐煤粉作还原剂,过量50％,焙烧温度750℃,时间8h,此时90％以上的四价锰还原为二价锰．还原后的焙烧粉经2．04mol／L硫酸浸出,浸出液用硫化钠除重金属后用碳酸氢铵进行复分解反应,制得优质的工业碳酸锰．浸锰后的铅、银渣,配入硫化铅精矿后进行火法熔炼,制成粗铅（含银）．

锌阳极泥过量对电锌酸浸影响的理论探讨与改进实践

根据电锌生产中出现的酸浸液含铁量不足的问题,探讨了利用锌阳极泥做酸浸除铁氧化剂的基本原理以及过量加入锌阳极泥浆液对酸浸过程尤其是对酸浸液中Fe离子含量的影响,。通过生产现场测定和Fe3+水解pH值计算论证了锌阳极泥的过量加入是导致酸浸液缺铁的根本原因。经过生产改进,消除了“缺铁”现象,取得了良好的生产效果。

火试金富集—重量法测定锌阳极泥中银含量的方法

研究了一种火试金富集测定锌阳极泥中银质量分数的方法.以铅富集银,形成铅扣,将铅扣在适当的温度下进行灰吹除铅,灰吹时铅氧化成氧化铅渗透于多孔的灰皿中,从而除去铅及杂质元素,银不被氧化而留在灰皿中形成银粒,用称量法得到银粒质量,银粒质量减去氧化铅空白中银的质量即得银的质量分数.测定方法不需要进行二次试金,工作效率高、成本低、结果准确、重现性好,能够快速、准确指导生产,适合于现代化企业生产.此方法适用于锌阳极泥中银质量分数50~1000 g/t的测定.

从锌阳极泥中综合回收锌锰并富集铅银的研究

主要以锌电积过程中产生的锌阳极泥为原料,采用全湿法工艺流程,开展对锌阳极泥综合回收处理,先经酸洗,然后在硫酸介质中进行还原浸出,浸出液经净化、合成等工序,生产出更具应用与市场前景的锰产品。试验结果表明:锌阳极泥通过酸洗,锌的脱除率达90%以上,再经还原浸出,锰的浸出率超过92%,合成得到的锰产品符合国家标准要求,锰回收率在90%以上。浸出渣为铅银渣,渣中铅、银含量较锌阳极泥富集了3～4倍,利于后续铅银等贵金属的回收利用。

锌阳极泥—硫化锌精矿中锰锌分离的焙烧参数研究

通过锌阳极泥与硫化锌混合焙烧—热水浸出工艺对锌阳极泥中的锰进行了提取,研究了焙烧气氛、物料配比、焙烧温度、焙烧时间等对锰提取率的影响。结果表明:锌阳极泥与硫化锌精矿质量比1∶1.5,焙烧温度760℃,焙烧时间2 h,浸出温度80℃,浸出时间2 h,液固比5∶1,锰的浸出率在80%以上。

锌电解阳极泥氧化亚铁离子的工艺研究

文中采用主要成分为MnO2的锌电解阳极泥氧化锌焙砂浸出液中的亚铁离子,达到除铁的目的。研究了锌电解阳极泥氧化亚铁离子过程中的反应温度、反应时间、搅拌速度、阳极泥粒径、液固比等工艺条件对亚铁离子氧化率的影响。实验结果表明,在反应温度为85℃、反应时间为60 min、搅拌速度为500 r/min、阳极泥粒径为0.154 mm、液固比为14∶1(单位:mL/g)的较优工艺条件下,亚铁离子的氧化率高达99.80%。此工艺使锌冶炼企业产生的电解阳极泥得到了高效利用,不仅充分利用了资源、降低了生产成本,同时解决了固废堆存引起的环境问题。

SO_(2)-H_(2)O体系中锌电解阳极泥还原浸出锰的研究

锌电解阳极泥中含有大量的锰,目前企业常用的处理方法为返回浸出工序再利用,但该法会导致系统溶液中锰离子浓度偏高,影响电解。本研究利用SO_(2)还原特性,探究了锌电解阳极泥在SO_(2)-H2O体系中锰的还原浸出行为,并考察了工艺条件对锰浸出率及钾、钙溶出率的影响。结果表明,在初始酸度0 g/L、液固比4.0、SO_(2)用量3.5 mol、反应温度40℃、反应时间1.5 h、搅拌转速400 r/min的条件下,Mn浸出率达到99.7%,钾、钙的溶出率分别为89.7%、28.6%,富锰液中钾、钙等杂质通过化学沉淀法除去后可用于制备工业级硫酸锰;浸出渣的主要化学成分为铅37.79%、银1480 g/t、锶12.49%和硅6.07%,分别以PbSO_(4)、SrSO_(4)和SiO_(2)等形式存在,后续可通过火法工艺还原挥发渣中铅、银和锶至烟尘中,再进一步分离。本文处理锌电解阳极泥的方法实现了锰的高效浸出回收,避免了锰返回浸出工序造成电解系统锰离子浓度过高影响生产的问题,同时实现了浸出渣中有价金属元素铅、银、锶的富集,富集倍数约为9,提高了浸出渣的附加值。

硫化铅还原硫酸浸出锌电解阳极泥中二氧化锰的试验研究

对株冶电解锌阳极泥开展了用PbS做还原剂硫酸还原浸出二氧化锰的试验研究,纯PbS矿物样还原浸出试验考察了PbS颗粒细度、PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等因素对锰浸出率的影响,试验结果表明,PbS颗粒越细,其与MnO2接触的表面积就越大,锰浸出速度就越快;PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等对锰的浸出速度有很大影响,在采用0.037～0.074 mm的纯PbS条件下,试验获得的最佳浸出条件是PbS∶MnO2摩尔比>0.5,H2SO4∶MnO2摩尔比3,浸出反应温度90℃,时间2 h。在较佳条件下用0.037～0.074 mm纯方铅矿样做还原剂可获得锰浸出率85%以上的试验指标,在同样条件下用实际硫化铅浮选精矿样做还原剂可获得锰浸出率93%以上的试验指标。实际PbS浮选精矿样还原浸出试验表明ZnS和FeS2等其它硫化矿物对二氧化锰存在协同还原浸出作用,协同还原浸出作用造成浸出液含杂升高,浸出渣中铅含量降低。因此,如果需要利用含Mn2+浸出液制备高纯的锰产品,同时为了便于浸出渣配料入炉冶炼,宜采用品位较高的PbS浮选精矿样做还原剂。

湿法炼锌电解阳极泥综合利用及Mn^(2+)的控制

国内湿法炼锌企业通常将槽内锌阳极泥与平板锌阳极泥直接回用于浸出系统,但此过程中的电解锌液Mn^(2+)浓度控制难度大。本文创造性提出了电解锌液Mn^(2+)浓度小于4 g/L时,平板锌阳极泥与锌精矿配料,通过焙烧高温还原MnO_(2)为低价锰,降低阳极泥氧化效率,提高电解锌液Mn^(2+)浓度。操作参数:阳极泥与锌精矿配料质量比约1∶100、沸腾层温度910~950℃、炉底温度300~330℃;电解锌液Mn^(2+)浓度不小于4 g/L时,平板锌阳极泥经球磨、浆化后回用于浸出系统,粒度控制在0.074 mm左右,氧化效率达到91%以上。不同条件下的回用方式,不仅实现了有价金属的综合回收利用,也利于电解锌液Mn^(2+)浓度的及时调整,为生产稳定运行奠定基础。

硫化铅还原硫酸浸出锌电解阳极泥中二氧化锰的试验研究

对株冶电解锌阳极泥开展了用PbS做还原剂硫酸还原浸出二氧化锰的试验研究,纯PbS矿物样还原浸出试验考察了PbS颗粒细度、PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等因素对锰浸出率的影响,试验结果表明,PbS颗粒越细,与MnO2接触的表面积就越大,锰浸出速度就越快;PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等对锰的浸出速度有很大影响,在采用0.037～0.074mm的纯PbS条件下,试验获得的最佳浸出条件是PbS∶MnO2摩尔比>0.5,H2SO4∶MnO2摩尔比3,浸出反应温度90℃,时间2h.在较佳条件下用0.037～0.074mm纯方铅矿样做还原剂可获得锰浸出率85%以上的试验指标,在同样条件下用实际硫化铅浮选精矿样做还原剂可获得锰浸出率93%以上的试验指标.实际PbS浮选精矿样还原浸出试验表明ZnS和FeS2等其它硫化矿物对二氧化锰存在协同还原浸出作用,协同还原浸出作用造成浸出液含杂升高,浸出渣中铅含量降低.因此,如果需要利用含Mn2+浸出液制备高纯的锰产品,同时为了便于浸出渣配料入炉冶炼,宜采用品位较高的PbS浮选精矿样做还原剂.

从锌电积阳极泥中回收锌和锰的试验研究

研究了采用水洗和还原浸出法从锌电积阳极泥中提取锌和锰，考察了洗涤温度、洗涤时间、洗涤方式及还原浸出时间、浸出温度、pH等对锌、锰回收率的影响。试验结果表明：洗锌过程中，温度对洗锌率影响较大；在液固体积质量比3；1、温度80℃条件下，通过逆流洗涤，洗锌率达97％以上，渣中锌质量分数在O．07％～O．09％之间。用SOz作还原剂浸出锰，pH和SOz气体流量对锰浸出率影响不明显；60℃下，锰浸出率在99％以上。通过水洗和还原浸出，锌电积阳极泥中的锌和锰得到有效回收，且流程简单。

锌电解阳极泥中锌的氧化浸出

为寻求锌冶炼厂电解阳极泥中锌的回收途径,以湖南某锌冶炼厂的电解阳极泥为原料,进行了锌的氧化浸出试验。试验结果表明,以硫酸溶液为介质、(NH4)2S2O8为氧化剂,在液固比为10,溶液初始pH值为1.5,(NH4)2S2O8添加量为0.01g/g(对原料),温度为60℃的条件下浸出2h,锌的浸出率达到81%。对浸出过程进行动力学分析,发现锌的氧化浸出过程受扩散机制控制,可以用Levenspiel方程描述。

从锌电解阳极泥中回收锌锰并富集铅银的试验研究

试验研究了一种从锌电解阳极泥中回收锰并富集铅银的新工艺,该工艺处理成本低,可脱除50%的钙镁;锰锌有价金属可高效回收,回收率大于95%,且锰以符合标准的碳酸锰产品回收;铅银可富集4倍以上,利于后续工序的处理。

锌电积阳极泥中锌金属的回收试验研究

通过研究锌电解阳极泥的性质、特点,选择合理的"脱锌"流程,并且开展试验研究,重点考察温度、液固比、时间、搅拌方式以及洗涤方式对洗锌效果的影响,并且通过综合试验确定适合实际生产的工艺控制条件。研究证明:锌电解阳极泥洗锌后渣中的锌含量降低到0.1%以下,锰、铅、锶和银的品位都得到了提升,锰还是以二氧化锰的形式存在于洗锌渣中,锶和钙以硫酸盐形式存在,洗锌工艺过程中不存在三废问题,锌的回收率超过97%,具有较高的推广价值。

大概念统摄下的项目式教学设计与实践——以“锌电解阳极泥中有价值金属的提取”为例

以“锌电解阳极泥中有价值金属的提取”为真实情境,运用项目式教学进行化工流程专题的高三复习。以“变化观念”与“平衡思想”两个学科大概念为统摄,将项目设计成能力不断进阶的三个挑战性学习任务,通过设计物质转化方案、物质分离方案、解决真实化工流程问题,学生的元素观、变化观、平衡观得到充分发展,能够对元素化合物、热力学、水溶液、实验化学等核心知识进行迁移应用,体现化学学科的育人价值。

湿法炼锌净化钴镍渣综合回收产铅渣工艺优化

某冶炼厂湿法炼锌净化工序存在铅渣含锌量和含镉量高、铅品位低的问题,主要原因是净化工序所采用的合金锌粉粒度较粗,一段净化除镉效率低,钴在系统中富集,以及钴镍渣浸出率低。针对上述问题,对净化钴镍渣工序进行了优化:增加合金锌粉筛分工序,将原一段净化一次除铜镉工序改为二次除铜镉工艺,对钴镍渣进行高温高酸多次浸出,将高钴渣与电解锌阳极泥进行联合氧化浸出,以及增加铅渣水洗工序。工艺优化后,钴镍渣综合回收所产铅渣量减少了60%以上,铅品位达到35%以上,含锌量降至10%左右,锌回收率达到了91%以上。采用该工艺技术综合回收有价金属,效益显著,实现了节能减排、环境友好的目的。

Effects of anode slime removing by Fe^(2+)dissolution method on electrochemical properties of Pb−0.6%Ag anode and zinc electrowinning

Fe^(2+)dissolution method and manual method were used to remove the anode slime and their effects on properties of cast Pb−0.6wt.%Ag anode and zinc electrowinning were compared.The results reveal that the Fe^(2+)dissolution method can avoid mechanical damage to the oxide film layer on the anode surface,which cannot be achieved by traditional manual method.This can lower the anode corrosion rate by 57.14%,thus reducing Pb contamination in electrolyte and zinc products.Meanwhile,compared with manual method,Fe^(2+)dissolution method can significantly improve the electrocatalytic activity of the anode and lower the initial power consumption of zinc electrowinning to 2720 kW·h/t after removing anode slime.