刘红卫[1]2004年在《低品位氧化锌矿湿法冶金新工艺研究》文中指出我国氧化锌有相当大的储量,随着锌资源日益短缺,利用中低品位的氧化锌矿生产锌是一条重要的开源节流的方法。 对某中低品位的氧化锌矿进行了工艺矿物学研究,结果表明这种氧化锌矿主要锌矿物为菱锌矿,很容易用硫酸浸出。分别考察了磨矿粒度、酸度、时间、温度等因素对锌和杂质的浸出率的影响,结果表明磨矿粒度控制在-0.074mm占40～50%,液/固比3～4/1,浸出温度60～70℃,时间1小时,锌的浸出率可以达到95%以上。采用两段逆流浸出,Zn的浸出率可以达到92～95%,同时有效地抑制了杂质Cu、Fe、Si、Al的浸出,中性浸出液中含杂质很低,适于进入萃取系统。 以P_(204)作萃取剂,采用3级萃取、2～3级洗涤、2级反萃的工艺结构,有机相不必皂化可以得到含Zn1～2g/L的萃余液,同时可以得到含Zn大于90g/L,含Cd~(2+)、Co~(2+)、Cu~(2+)、Fe~(3+)等杂质都很低的反萃液,浸出液中的F~-、Cl~-也不会进入反萃液中,这种锌反萃液可不必再净化而直接送到去电积生产高质量的阴极锌。 考察了锌电解液中微量的P_(204)有机物对锌电积的影响。试验结果表明控制适宜的锌电积条件,电解液中P_(204)含量低于5ppm时对电锌质量不会造成不利的影响。采用活性炭吸附法可以使Zn反萃液中的P204含量降低到1ppm以下。 初步的可行性研究表明:采用浸出—萃取—电积工艺处理低品位氧化锌矿,锌的总回收率88.81%,单位投资为0.5～0.55万元/tZn,每吨电锌的加工成本不超过5500元,利润为1000～1500元/吨的,该工艺有较好的经济效益。
刘红卫, 蔡江松, 王红军, 张登凯[2]2005年在《低品位氧化锌矿湿法冶金新工艺研究》文中进行了进一步梳理对低品位氧化锌矿的处理进行了研究,提出了低品位氧化锌矿浸出—萃取—电解的湿法冶金新工艺。试验结果表明,采用该工艺锌的回收率在88.8%以上。
贺山明, 王吉坤[3]2010年在《氧化锌矿冶金处理的研究现状》文中研究表明氧化锌矿的冶金处理一直是近几年的研究重点。本文综述了国内外对氧化锌矿冶金处理的研究现状,论述了火法冶金和湿法冶金处理新工艺及其机理的研究进展,并对今后研究方向进行了展望。
赵春虎[4]2012年在《低品位氧化锌矿的氨法浸出及离子膜电解制锌》文中研究表明高碱性脉石型低品位氧化锌矿的浸出通常采用氨浸法处理。而氨的存在对浸出液的直接电解制锌极为不利,为了实现浸出液的直接电解制锌,必须研究电解方式以及相关的影响因素。以云南兰坪氧化锌矿为原料,氨-硫酸铵为浸出剂,研究了原料粒度、氨浓度、浸出温度、时间、液固比及搅拌速度等因素对锌浸出率的影响。实验结果表明：当矿样粒度为12-24目,氨浓度为6mol/L,浸出温度为40℃,时间为3h,液固比为5：1,搅拌速度为400r/min时,锌的浸出率可达72.5%；氨浓度、液固比和粒度对锌浸出率影响显着,而搅拌速度、浸出温度对锌浸出率影响不明显。以锌氨配合物溶液为阴极液,氢氧化钠溶液为阳极液,采用自制双液电解池进行离子膜静态电解实验,探讨了在氨性体系下槽电压、电解时间、极间距及温度等因素对离子膜电解制锌的影响。实验结果表明：在锌浓度为10g/L,槽电压为3V,电解时间为1h,极间距为4cm,温度为40℃条件下,得到了表面光滑致密的阴极锌,纯度为95.36%,电流效率约95%；锌浓度对电流效率的影响比较显着,槽电压和温度对电流效率的影响不明显。在上述研究基础上,设计了一种可悬挂多个阳极室、且电解液可循环的电解槽,并用于氨性体系锌电解实验,在上述实验条件及锌电解液流速为20mL/min的情况下,电解4h后得到质量较好的金属锌,锌回收率为84.3%,且阴极室流出的电解废液可返回氨浸工序。
夏志美, 陈艺峰, 王宇菲, 王超, 李丽[5]2010年在《低品位氧化锌矿的湿法冶金研究进展》文中提出低品位氧化锌矿的冶炼是近年的研究重点,其主要表现为提高低品位氧化锌矿的回收率和降低消耗。常采用酸浸和碱浸2种体系对低品位氧化锌矿进行湿法冶金处理。系统阐述了近几年酸浸和碱浸湿法冶金体系,并重点分析了较具优势的碱浸体系中的氨浸法冶金工艺。
杨大锦[6]2006年在《低品位锌矿堆浸—萃取—电积工艺研究》文中研究说明锌具有广泛用途，锌表现出良好的市场需求和市场价格，我国锌冶金发展迅速。但由于锌冶金资源有限，导致锌冶金原料供应紧张。为保持锌冶金持续健康发展，必须开发利用各种锌原料，特别是丰富的低品位锌矿资源。低品位的锌矿资源的冶金方法比较多，但能经济、高效利用低品位锌资源的方法没有。要开发低品位锌矿的冶金新技术，才能实现低品位锌矿充分利用。我们对现有的锌冶金工艺进行对比分析后确定低品位锌矿的冶金工艺是堆浸→氧化中和除铁→萃取→反萃→有机相脱除→电积。在该工艺的研究中，创新地将堆浸法浸出低品位氧化锌矿、细菌浸出时采用混合细菌浸出、浸出液萃取前采用氧化中和除铁、中和净化液使用单一的P204萃取、萃取过程不进行中和游离酸(或不进行有机相的皂化处理)、反萃采用锌电积废液直接反萃和反萃液中的有机相用活性炭进行脱除等应用到低品位锌矿的提取冶金中。这些方法的应用，使低品位锌矿的冶金过程消耗降低，成本减少，形成了低品位锌矿的新的冶金工艺。低品位硫化锌矿使用就地采集培养的细菌，其能有效浸出硫化锌矿中的锌。细菌搅拌浸出、细菌柱浸和不同规模的堆浸结果表明，在细菌接种量10～20％，多次接种，浸出的pH=1.5～2.0，锌的年细菌浸出率大于80％。对细菌浸出过程规律的研究认为硫化锌矿中锌的浸出是细菌直接作用的结果，浸出过程中Fe~(3+)作用不十分明显。低品位氧化锌矿中锌浸出性能好，采用堆浸工艺是可行的。堆浸周期在6个月以上，锌的堆浸浸出率大于90％。低品位锌矿的浸出液不能直接萃取锌，直接萃取时铁被萃取，使萃取剂再生工艺复杂，并产出大量的用途不大的废酸。合适工艺是氧化中和除铁后再萃取。用理论量的1.2倍工业二氧化锰、室温、2～3h和加石灰石作中和剂中和至终点的pH=5.1～5.3条件下就可使铁脱除率大于99％，溶液中铁的浓度在2mg／l以下。除铁过程中锌的损失率小于2.5％。除铁后液采用单一的P204进行萃取，合适的萃取有机相组成40％P204+60％煤油，萃取过程不中和产生的游离酸，也不对有机相进行皂化处理。萃取条件为室温、萃取级数为5～10级，混合时间5min，相比(A／O)为1～1.5：1，萃取终点pH=1.0左右，对于10～15g／l的溶液而言，锌的萃取率可达85～88％。萃取过程中萃取级数增加和有机相的增加(相比O／A增加)并不能明显增大锌的萃取率，提高萃取温度有利锌的萃取。萃取过程中，除铁以外的其它杂质基本上不被萃取，仅少量Co、Ni等的萃取也不影响锌的电积过程，并在电积中开路除去。锌的负载有机相可直接使用电积废液进行反萃。反萃级数3～5级，相比(A／O)为3～3.5：1，混合时间5min，用电积锌的废电积液(含硫酸135～150g／l)就能将97～99％的锌反萃下来，反萃后有机相含锌0.3g／l左右，杂质除铁外在有机相中没有富集，而进入反萃液中；负载有机相含锌＞12g／l时，反萃液中锌离子浓度增加大于40g／l，反萃液中的锌离子浓度为88～95g／l，游离酸70～75g／l。有机相与水相容易分离，分离澄清速度快。有机相中P204大于40％时容易产生乳化现象。有机相在溶液中溶解度随温度的升高而升高，随酸度的升高而降低。反萃液中溶解的有机相明显影响电积过程，造成阴极烧板，表面变黑，析出锌以粉末状形态存在，阴极表面不致密，阴极电积周期明显降低(低于14h)，使锌电积过程最终不能正常进行。反萃液中有机相可采用活性炭吸附就完全消除有机相对电积的影响。+40目的活性炭的用量为40～80g／l时，基本消除有机相对锌电积的影响。脱除有机相后的反萃液与废电积液混合后进行电积可以获得1#以上的阴极锌。电积过程同极间距70mm，电积阴极电流密度500A／m~2，牛胶加入量20mg／l左右时，电积周期24h，电积温度40℃时，电积的电流效率在89～92％，锌电积直流电耗3000度／吨锌左右。本论文主要创新点为：研究形成低品位锌矿全湿法的提取冶金工艺。低品位锌矿浸出过程采用硫酸堆浸工艺，浸出硫酸盐溶液采用氧化中和除铁，除铁后的硫酸盐溶液采用单一的P204萃取技术，萃取过程没有进行中和游离酸，反萃采用锌电积废液直接反萃，有机相采用活性炭进行脱除。
吕萍, 杨建军[7]2012年在《锌氧化矿湿法冶金技术的研究现状与展望》文中研究表明在简述我国锌矿产资源的形势和开发利用现状的基础上,指出目前锌矿产资源中的锌氧化矿资源开发利用过程中存在的主要问题。论述了锌氧化矿湿法冶金技术的发展和现状,并对锌氧化矿湿法冶金工艺的应用前景进行了展望。
刘志雄[8]2012年在《氨性溶液中含铜矿物浸出动力学及氧化铜/锌矿浸出工艺研究》文中研究说明汤丹低品位氧化铜矿和兰坪低品位氧化锌矿分别为中国大型氧化铜矿和氧化锌矿,难以用传统浮选技术分离与富集,也不宜直接酸浸。本文采用氨-硫酸铵体系,通过研究不同含铜矿物的浸出行为及氧化铜矿-氧化锌混合矿的浸出工艺,期望为湿法炼铜／锌工艺提供基础数据和理论指导。本文系统研究了几种含铜矿物在氨-硫酸铵溶液中非氧化氨浸和氧化氨浸的行为,在此基础上提出低品位氧化铜矿氧化氨浸新工艺和低品位氧化铜矿-氧化锌矿混合矿催化氧化氨浸新工艺。具体内容与结论如下：1.系统研究了孔雀石矿物在氨-硫酸铵溶液中非氧化氨浸过程。通过对比研究孔雀石在氨水溶液和氨-硫酸铵溶液中的浸出行为,发现氨-硫酸铵体系有利于孔雀石的浸出；在氨-硫酸铵溶液中,影响孔雀石浸出速率的主要因素为反应温度、矿物粒度、氨浓度和硫酸铵浓度；在氨-硫酸铵溶液中,孔雀石的浸出动力学行为符合混合控制的收缩核模型,浸出过程受界面传质和残留固体膜层扩散混合控制,反应的表观活化能为26.75kJ/mol,浸出动力学方程为：2.系统研究了斑铜矿在氨-硫酸铵体系中的氧化浸出行为。研究发现温度、反应时间、矿物粒度,过硫酸钠用量以及氨与硫酸铵浓度是影响斑铜矿氧化浸出的主要因素；斑铜矿浸出动力学行为符合混合控制的收缩核模型,浸出过程受界面传质和残留固体膜层扩散混合控制,反应表观活化能为15.63kJ/mol,浸出动力学方程为：根据斑铜矿浸出渣XRD分析结果,提出过硫酸盐氧化浸出斑铜矿反应的可能机理为：3.系统研究了低品位氧化铜矿在氨-硫酸铵溶液中非氧化氨浸过程,确定其浸出动力学行为符合扩散控制的收缩核模型。在氨-硫酸铵溶液中,影响低品位氧化铜浸出速率的主要因素为氨和硫酸铵的浓度、反应温度、液固比和矿物粒度。浸出渣的化学物相分析和SEM-EDS分析结果表明：低品位氧化铜矿中的孔雀石全部浸出、硫化铜矿少量溶解,而硅孔雀石难以浸出,是影响低品位氧化铜矿中铜的浸出的主要原因。低品位氧化铜矿的浸出行为可用扩散控制的收缩核模型来描述,浸出过程受残留固体膜层的扩散所控制,反应的表观活化能为25.54kJ/mol,浸出过程动力学方程为：4.系统研究了低品位氧化铜矿在氨-硫酸铵溶液中的氧化氨浸过程,确定其浸出动力学符合混合控制的收缩核模型,浸出过程受界面传质和残留固体膜层扩散混合控制,反应的表观活化能为22.91kJ/mol,浸出动力学方程为：由此,首次提出低品位氧化铜矿过硫酸盐氧化氨浸新工艺。研究发现,过硫酸铵盐、钠盐和钾盐等作为氧化剂可以氧化低品位氧化铜矿中的硫化矿,其中以过硫酸铵的氧化效果最好,氧化氨浸的铜浸出率比非氧化氨浸的铜浸出率至少高9%。SEM-EDS及物相分析结果表明,斑铜矿可以被过硫酸盐氧化而溶于氨性溶液中。5.以氨-硫酸铵体系中浸出低品位氧化铜矿得到的Cu(NH3)42+为催化剂,催化氧化浸出低品位氧化锌矿,提出了以过硫酸盐为氧化剂,Cu(NH3)42+催化氧化浸出ZnS的反应机理为：首次提出低品位氧化铜矿和氧化锌矿混合矿的催化氧化氨浸新工艺。研究发现,浸出温度,铜矿和锌矿的质量比,液固比,氨、硫酸铵和过硫酸铵的浓度是影响混合矿浸出的主要因素,锌浸出率比铜浸出率低。浸出渣SEM-EDS分析结果表明：在氨性溶液中,低品位氧化锌矿中的硅酸锌发生溶解,溶解析出的二氧化硅吸附在矿物表面从而阻碍锌的进一步浸出,铁酸锌不被浸出。氧化铜矿-氧化锌矿混合矿催化氧化氨浸的优化条件为：搅拌速度500r/min,铜矿与锌矿质量比为4/10,浸出时间6h,温度50。C,液固比3.6/1mL/g,氨浓度2.0mol/L,硫酸铵浓度1.0mol/L和过硫酸铵浓度0.3mol/L,此时铜和锌浸出率分别为92.6%和85.5%,铜浸出率比低品位氧化铜矿氧化氨浸最佳浸出条件下的浸出率高出4.9%。
贺山明[9]2012年在《高硅氧化铅锌矿加压酸浸工艺及理论研究》文中指出氧化锌矿是硫化锌矿床长期风化的产物,也可作为炼锌的一种原料。我国是氧化锌矿资源较为丰富的国家之一,开发应用此类矿石有很好的经济价值。由于所含矿物的特性,氧化锌矿的浮选回收迄今为止还是个难题；若采用火法处理,为了满足其渣型,需配入大量的熔剂及消耗大量燃料,能耗、成本高且污染环境；常压酸浸处理异极矿和硅酸锌矿的最大难点是酸浸过程生成难以过滤的硅胶；碱法浸出和氨法浸出对湿法炼锌工艺和设备提出了新要求,仅停留在实验室研究或半工业阶段。本论文研究了以空气为加压气体,对高硅氧化铅锌矿采用加压酸浸处理新工艺,并对其中的关键技术进行了理论和试验研究。概括为以下主要内容和结论：1、计算了主要酸溶反应的△Gθ与T关系方程,以及K值与T的关系式；并得出结论：当反应温度为50℃左右时,高硅氧化铅锌矿中含锌物质及其他矿物与硫酸的化学反应基本上都能自动向右进行；对于硅酸脱硅的反应,常温常压下,该反应很难向右进行,但当温度≥120℃时,反应可以自动向右进行。2、计算并绘制了不同温度下的Zn-H20系和Zn-Si-H2O系的ET-pH图。分析得出：在高温条件下,为了浸出锌,需控制相对较高的始酸浓度；为了确保控制在SiO2物相稳定区,需维持相对较高温度(≥120℃)条件。3、高硅氧化铅锌矿常压酸浸存在以下问题：浸出矿浆不好过滤；工艺条件要求严格控制；锌回收率不高,均小于92%；矿浆中的锌与硅、铁等杂质不能有效分离,后续还需进行脱硅及除铁工序处理；耗酸大；常压浸出液和浸出矿浆很容易转化成硅冻胶,从而无法液固分离。4、系统研究了加压浸出工艺条件对浸出效果和矿浆过滤性能的影响,得出了最佳工艺条件为：液固比3：1-4：1,始酸浓度120～140g/L,釜内压力0.4～0.6MPa,温度110～130℃,粒度-0.074mm占95%以上,时间60min,搅拌转速400～500r/min。在此条件下,Zn浸出率>97%,Si浸出率<1%,Fe浸出率<6%,铅入渣率>97%,产液速率>1030L·m-2·h-1,浸出液含Zn2+118～131g/L、Fe0.0087～0.026g/L、Si0.04～0.16g/L。与常压酸浸比较,加压酸浸工艺具有矿浆过滤性能良好、锌直接回收率高、反应速度快、工艺流程简洁、脱硅效果好、高效除铁、耗酸低、原料适应性强等优势。5、对于溶液脱硅的研究表明：为了避免硅胶的产生,可控制较高的反应温度以利于高温脱硅；或选择较低的始酸浓度、矿浆终点pH值在3～5.5范围,利用pH值、电解质等影响促使硅溶胶聚集沉淀。过滤性能良好的浸出渣在XRD图上显示出衍射线的强度与清晰度都较为显着,而过滤性差的浸出渣表现出X射线衍射强度较弱且模糊。SEM分析表明：难过滤的浸出渣中含有树枝状的硅胶,硅胶之间塞满了其它微小颗粒,没有太多缝隙空间利于液体的流通。6、人工合成硅酸锌加压酸浸过程的研究结果表明：升高温度能破坏硅溶胶的稳定性进而有利于硅酸的脱水过程；产液速率随终点pH值的升高而增大；浸出体系的水量超过了某个限度时,硅浸出率的升高幅度显着,促进了硅胶的生成；控制恰当的工艺条件,则荷负电的硅胶与荷正电的氢氧化铁溶胶在静电引力作用下会完全聚沉。7、系统研究了加压酸浸动力学,计算出了反应的表观活化能为14.3kJ/moL、始酸浓度和釜内压力影响的表观反应级数分别为1.139和0.277,酸浸过程受内扩散控制；建立了四个工艺条件共同对锌浸出影响的宏观动力学方程：1-2/3R-(1-R)2/32.9546×10-11×r0-2CH2SO41.139×PAir0.277×exp(-14330/RT)t8、跟踪考察了高硅氧化锌矿加压酸浸工艺工业化生产情况,优化了工艺技术条件,考察了连续化生产情况。结果表明该工艺具有锌回收率高,浸出料浆过滤性能好,工艺流程简短,反应条件易于实现和控制,浸出液含硅、含铁低无需额外除杂处理,生产成本低等优点。
丰奇成, 文书明, 柏少军, 吕梦阳, 陈赐云[10]2013年在《低品位难处理氧化锌矿综合利用现状》文中研究说明氧化锌矿石的矿物种类多,矿石结构复杂,嵌布粒度较细,泥化现象较严重,可溶性盐含量较高,难于处理。在查阅大量相关文献的基础上,从浮选、火法冶金、湿法冶金以及新工艺处理等方面对低品位难处理氧化锌矿综合利用现状进行论述。
参考文献：
[1]. 低品位氧化锌矿湿法冶金新工艺研究[D]. 刘红卫. 中南大学. 2004
[2]. 低品位氧化锌矿湿法冶金新工艺研究[J]. 刘红卫, 蔡江松, 王红军, 张登凯. 有色金属(冶炼部分). 2005
[3]. 氧化锌矿冶金处理的研究现状[J]. 贺山明, 王吉坤. 矿冶. 2010
[4]. 低品位氧化锌矿的氨法浸出及离子膜电解制锌[D]. 赵春虎. 中南大学. 2012
[5]. 低品位氧化锌矿的湿法冶金研究进展[J]. 夏志美, 陈艺峰, 王宇菲, 王超, 李丽. 湖南工业大学学报. 2010
[6]. 低品位锌矿堆浸—萃取—电积工艺研究[D]. 杨大锦. 昆明理工大学. 2006
[7]. 锌氧化矿湿法冶金技术的研究现状与展望[C]. 吕萍, 杨建军. 2012年全国冶金物理化学学术会议专辑（下册）. 2012
[8]. 氨性溶液中含铜矿物浸出动力学及氧化铜/锌矿浸出工艺研究[D]. 刘志雄. 中南大学. 2012
[9]. 高硅氧化铅锌矿加压酸浸工艺及理论研究[D]. 贺山明. 昆明理工大学. 2012
[10]. 低品位难处理氧化锌矿综合利用现状[J]. 丰奇成, 文书明, 柏少军, 吕梦阳, 陈赐云. 矿产综合利用. 2013