高硅氧化锌矿浸出工艺的研究
高硅含锌冶炼粉尘酸浸过程中硅的行为研究
高硅含锌冶炼粉尘酸浸过程中硅的行为研究本文针对含锌冶炼粉尘的的基本物性,酸浸回收锌过程的影响因素,浸出过程中硅的形态变化与浸出行为,以及高硅硫酸锌液浸出过程中影响SiO2脱除的主要因素,进行了细致的研究。
首先采用化学分析、XRD、湿式筛分、显微镜观察、SEM-EDS等方法系统研究了三明炼钢粉尘的元素组成、粒度分布、物相、表面形貌及元素分布等基本物性。
分析发现三明炼钢粉尘的主要物相为ZnO、Fe2O3、Fe3O4和SiO2;粉尘初始粒度较小,存放过程中部分细小颗粒团聚板结形成大颗粒;元素Zn主要分布在较小的颗粒中,元素Fe主要分布在较大的颗料中,而元素Si的分布均匀,没有明显特点。
针对粉尘样晶进行了酸性浸出回收锌的实验研究,考察过程中硫酸用量、氧化剂MnO2、温度、浸出时间等因素对矿浆终点pH、Zn, Fe, SiO2浸出率及过滤性能的影响。
结果发现:随着硫酸用量的增加,Zn, Fe, SiO2浸出率均增大;加入氧化剂MnO2和延长浸出时间可以降低Si和Fe的浸出率,对Zn浸出有利。
随硫酸用量、温度和浸出时间的增加,矿浆过滤速率均出现先降低后升高的趋势,其与溶液中SiO2的浓度无直接关系,浸出液中SiO2和Fe(OH)3胶体的同时存在,会恶化矿浆的过滤性能。
通过硅钼黄逐时络合比色法及实验现象观察分析,对实际浸出液中硅酸聚合形态变化的研究发现,浸出过程中粉尘中硅的行为主要包括以下四个过程:浸出与溶解、硅酸聚合、胶粒凝聚与沉淀,沉积与吸附。
粉尘的酸浸过程中,上述过程不会全部发生,胶粒凝聚与沉淀过程对浸出矿浆的过滤性能有较大的影响,控制条件使其不发生或进行完全对矿浆的过滤有利。
配制高硅硫酸锌模拟浸出液,进行浸出过程脱除SiO2的实验,重点考察SiO2脱除率、处理后溶液过滤性能等指标的影响因素,发现温度和pH是脱硅的关键,高温高pH均有利于溶液中Si02的脱除。
在温度85℃,pH=5.2时溶液中Si02的脱除率达90.3%,且处理后溶液非常容易过滤,滤液中SiO2浓度约为300mg/L溶液中SiO2与Fe3+同时存在时,会发生共沉淀作用,对SiO2和Fe3+的脱除均有促进作用,脱除SiO2的最佳条件与不含Fe3+的情况相同;溶液中有Fe3+存在时,低温(20-65℃)、低pH(4-5)下,也能够脱除部分的Si02,但处理后溶液过滤困难,对整个脱硅过程不利。
氧化锌矿氨性强化浸出新方法的研究
氧化锌矿氨性强化浸出新方法的研究随着锌精矿逐步消耗殆尽,人们越来越重视对低品位氧化锌矿的开发和利用。
采用传统的酸浸法处理氧化锌矿需消耗大量的酸、固液分离难、选择性差等问题。
采用氨浸法具有较高的选择性,工艺流程短,净化工序简单,但采用氨浸法处理氧化锌矿所用的浸出剂浓度较高,铵盐易析出结疤和氨水浓度较大,所以提高浸出率、降低氨性浸出剂浓度是氨法浸出必须解决的问题。
本文是以粒度-100目的云南兰坪低品位高硅氧化锌矿和高品位异极矿为矿样,以NH<sub>3</sub>-NH<sub>4</sub>Cl-H<sub>2</sub>O为浸出剂,分别采用常规浸出和超声强化浸出,考察了锌浸出过程中液固比、浸出剂浓度及组成、温度和时间等因素对锌浸出率的影响及超声波辐射对锌浸出过程的强化作用规律。
实验结果表明:常规浸出时,低品位氧化锌矿最佳浸出条件是总氨浓度为7.5 mol/L,[NH<sub>4</sub>Cl]/[NH<sub>3</sub>·H<sub>2</sub>O]=2,液固比5,浸出时间3 h,温度30℃,此时最大浸出率为69.4%;而异极矿最佳浸出条件是总氨浓度为7.5mol/L,[NH<sub>4</sub>Cl]/[NH<sub>3</sub>·H<sub>2</sub>O]=1.5,液固比8,浸出时间5 h,温度30℃,最大浸出率为75.78%。
超声波强化氧化锌矿和异极矿浸出时,具有以下规律:(1)当反应温度较低,超声波在短时间内可以显著提高氧化锌矿和异极矿中锌浸出速率;(2)当浸出剂浓度较低时,超声波对氧化锌矿中锌浸出效果显著,而浸出剂浓度较高时,超声波对异极矿的强化效果显著;(3)超声强化氨浸氧化锌矿对锌具有较高的选择性;(4)超声波辐射改变浸出过程的动力学行为而对热力学行为没有显著影响。
氧化锌矿直接浸出工艺探析
使 Z n 能顺 利溶 出,浸 出达 8 5 %以上。同时阻止 了大量 的硅 、铁进入溶液 ,为后续工序创造 了良好的介质条件 。该工艺流程短 、适应性强 , 简化了生产技术管理 ,对铅锌矿的全面开发具有重要意义 。
关键 词
氧化锌矿
浸 出 工艺流程 p H值
酸度
1氧化锌矿处理工艺概述
锌矿 ,氧化锌矿一般又都含有大量 的硅酸锌矿和异
短 、操作 简单 等优点 。
氧 化锌 矿 资 源极 其 丰 富 ,但 大都 属 于 高硅 氧 化 2 工 艺 流 程 处理 氧 化矿 品位在 2 0 % 一2 4 % 之 间 ,选 用 全 湿 极 矿 。采 用 常规 的湿 法 冶金 工 艺 处理 ,浸 出容 易 生 法 流程 ,z n的浸 出采用 的是 连续 浸 出法 ,主要 产 出
成溶胶 ,甚至凝胶 ,这将 给沉降和过滤操作带来极 0 和l # 电锌 。生产工艺大致可分为以下几个工序 : 大的困难 , 严重时将会导致生产的停滞 。
备料 、浸 出 、净化 、电积 、熔 铸 。 随着资源开发的深入 ,氧化矿的处理 日益受 到 2 . 1 备料 人 们 的重 视 。氧 化锌 矿 处 理通 常 用火 法 冶 炼 方法 富 某 厂 现 在 所 处 理 的 是 锌 氧 化 矿 ,含 锌 品 位 在 集 ,典 型 的 工 艺 流 程 为 :氧 化 锌 矿 石 一 破 碎 一 压 1 0 % ~2 7 % 的很 大范 围 内波 动 ,因此 单 独 、专 门 的
高硅低品位氧化锌矿的酸浸动力学
h n ae o i c h v e n i v sia e y e p rme t t o v h r be fd f c l f t rp e sn u p,lw s l — i g r t fz a e b e n e t td b x e n g i n s o s le t e p o lmso i u t i e r s i g p l i f l o oi d l u d r t n o e c ig r t fZ c u r d w i o t e p o e sn ih sl a n t r lzn x d r .T e r s l i i a i a d l w la h n ae o n o c re h l r u i r c s ig hg i c au a i c o i e o e h e u t q o e n i s s o t a e e s l — q i a i : n e oe ie i 0. 5 —0 2 2 mm e c t S f h c e c n e — h w t h wh n t o i l u d rt i 1 6 a d t r ssz s 1 h d i o s h . 1 r a t h H2 O4 ih t o c n wi o w h
Hih S l a Lo g a e Zi c Oxde Or g i c w- r d n i e i
Q N We —ig T N h a gh a I h o I nqn , A G S u n —u ,L a C
( co lfR suc rcs a dBon i ei C n a o t U i r t, h n sa4 0 8 , u a , hn Sh o e r P oe n iegn r g, e t l u nv sy C a gh 10 3 H n n C i o o e s e n r S h ei a)
在压力场下高硅氧化锌矿酸浸实验研究
摘要锌矿主要分为硫化锌矿和氧化锌矿两类,由于硫化锌矿日益枯竭,氧化锌矿的开发逐渐受到重视,但是由于氧化锌矿通常含硅较高,直接酸浸容易产生可溶性硅,致使矿浆液固分离困难。
因此,如何控制可溶性硅的浸出是高硅氧化锌矿酸浸工艺研究的关键所在。
本文以云南兰坪高硅氧化锌矿为研究对象,在压力场下进行了加压酸浸的试验研究,分析了矿物粒度、起始酸度、反应温度、釜内压力、浸出时间、液固比这六个因素对锌浸出率、二氧化硅浸出率和过滤速率的影响。
条件试验研究得出最佳工艺条件为:矿物粒度-0.105mm占85%以上,起始酸度90.16g·L-1,釜内压力1.2MPa,浸出时间90min,反应温度120℃,液固比3:1。
根据以上最佳条件,进行综合性试验,研究得出:锌浸出率可达98%以上,SiO2浸出率低于 1.02%,矿浆过滤速率大于941L·m-2·h-1。
此时pH=2,硅酸处于最稳定的状态,矿浆具有良好的过滤性能。
由于采用加压酸浸工艺,有效的避免了高硅氧化锌矿中可溶硅的大量溶出,极大地改善了矿浆的过滤性能,为高硅氧化锌矿的处理开辟了新途径。
关键词:高硅氧化锌矿;加压酸浸;锌浸出率;SiO2浸出率;矿浆过滤性能AbstractZinc sulfide and zinc oxide are two main mineral forms existing in zinc ores. Theprocessing of zinc oxide is becoming more attractive due to the depletion of zinc sulfide ores. Usually, zinc oxide ores contain much SiO2and in the process of direct sulfuric leaching, may dissolve in leaching solution and cause ore pulp difficult for solid liquid separation. Therefore, the research on sulfuric acid leaching of high silica zinc oxide orefocuses on how to control leaching percent of SiO2.Experiments on acid leaching at pressure is studied according to the mineralogical analyses of high silicon zinc oxide ore from Lanping, Yunnan province.The influence of six factors on leaching rate of Zn and SiO2and filtration rate is studied, including initial acidity, leaching temperature, oxygen pressure, leaching time, particle size , and the ratio of liquid to solid.the best technology conditions was obtained by condition experiments, which are particle size is -150mush above 85%,sulfuric acid is 90.16 g·L-1, oxygen pressure is 1.2MPa, leaching time is 90min,reacting temperature is 120℃, liquid solid ratio is 3:1.It can be conclude that under the best technology conditions the leaching percent of zinc and SiO2are above 98% and below 1.02% separately, filtration rate is over 941L·m-2·h-1, at this point, the silicon acid is in the most stable state and the leaching slurry is in good filtration property.As a result of pressure acid leaching process, it is effective to avoid a large number of soluble silicon in high silicon oxide zinc, and greatly improve the filtering property of the leaching slurry. It open up a new treatment way for high silicon zinc oxide ore.Keywords: high silicon zinc oxide ore; pressure acid leaching, leaching percent of Zn; leaching percent of SiO2; filtration property of slurry.前言锌是一种仅次于铝和铜的重要金属资源,其用途极其广泛,是人类生活中不可或缺的重要物质,在国民经济中占有很重要的地位。
高硅氧化锌矿加压酸浸中硅的行为研究
上l 。我 国很早 就 进 行 了氧 化 锌 矿 的浮 选 研 究 , 2 ] 但
是 浮 选 药 剂 的选 择 、 物 表 面 的 改 性 都 比较 困难 。 矿 J
氧 化 锌 矿 采 用 火 法 冶 炼 处 理 , 配 加 大 量 的 熔 剂 及 需
料 中锌 基本 上 都是 以氧 化 物 形 式 存 在 , 比较 于 硫 相
摘 要 : 空 气 为 加 压 气 体 , 高 硅 氧 化 锌 矿 进 行 了 加 压 酸 浸 处 理 , 讨 了 浸 出 过 程 中 硅 的 行 为 , 应 生 成 以 对 探 反
的原 硅 酸 在 高 温 高 压 条 件 下 , 变 成 容 易 过 滤 的 脱 水 S O 而 进 入渣 中 , 中 的 硅 以 脱 水 SO 转 iz 渣 i 。和 白 云母 形 式 存 在 。研 究 了 各 种 因素 对 S( 浸 出 和 过 滤 性 能 的影 响 。 i ) 关键 词 : 硅氧化锌矿 ; 压酸浸 ; 滤性能 ;i 高 加 过 SOz
t e b ha orofslc n i he l a hi g pr c s a x o e h e vi ii o n t e c n o e s w s e pl r d. O rgi a iia e,w hih w a e r t d by t i n lslc t c s g ne a e he la hi e c i n, wa r ns o m e n o e sl it r d de e c ng r a to sta f r d i t a iy fle e hyd a e O2 hih e e i nt he s a . T he r t d Si w c nt rng i o t l g i p c fva i a t r n Si 2l a hi g a it a i n pr pe tt s w e e a s t did. m a to rousf c o s o O e c n nd flr to o r ie r l o s u e Ke wo ds H i iia znc ox d A c d l a hi g u e r s ur Fit rng q lt Si y r : gh s l i i e; i e c n nd r p e s e; le i ua iy; O2 c
高硅氧化锌矿酸浸脱硅过程研究进展_陈永海
作者简介:陈永海(1981-)男,研究生,主要从事湿法冶金研究工作。
高硅氧化锌矿酸浸脱硅过程研究进展陈永海,覃文庆,黄红军(中南大学,湖南长沙 410083)摘 要:在对硅胶溶液特性进行分析的基础上,简述了国内外高硅氧化锌矿酸浸过程除硅机理研究的进展,并讨论了中和絮凝法脱硅过程各个影响因素和各类絮凝剂的作用机理。
关键词:氧化锌矿;酸浸;脱硅中图分类号:TF803.21 文献标识码:A 文章编号:1003-5540(2005)01-0014-03 随着锌用途范围的扩大,世界各国锌产品消耗量逐年增加,硫化锌矿日渐供应不足,氧化锌的开发利用已越来越受到重视。
氧化锌矿主要是指硅酸锌矿(Zn 2SiO 4),异极矿[Zn 4(Si 2O 7)(OH )·H 2O ]和菱锌矿(Zn 2CO 3)等。
这种矿石,用选矿方法难以分离。
火法炼锌技术虽然已基本成熟,但由于其能耗大、污染严重等问题受到限制。
氧化锌的湿法工艺因其流程短、操作简单等优点逐渐成为开发利用研究的主要方向。
目前,湿法处理的主要问题是氧化锌矿石中含有大量与氧化锌结合的硅元素。
二氧化硅在矿石浸出时溶出,容易形成溶胶,甚至凝胶,这给沉降和过滤操作带来极大的困难。
而解决这一问题的根本原则可归结为两方面:即矿石浸出时如何避免或尽量阻止硅溶胶的形成;以及当矿浆中溶胶形成后,怎样促使其有效沉降分离,改善过滤性能。
1 浓酸浸出研究常规湿法锌冶金过程中,酸浸产生的硅胶会使过程无法进行。
而浓硫酸具有较强的吸湿性,可以最大程度地避免硅溶胶的形成。
酸浸反应:Zn 2SiO 4+2H 2SO 4+12H 2O ※2ZnSO 4·6H 2O +H 4SiO 4所生成的水合硫酸锌与硅酸发生进一步反应:2ZnSO 4·6H 2O +H 4SiO 4※2ZnSO 4·7H 2O +SiO 2总反应式为:Zn 2SiO 4+2H 2SO 4+12H 2O ※2ZnSO 4·7H 2O +SiO 2从总反应式可以看到,反应生成物硫酸锌结合了体系中过剩的水分,产物SiO 2不可能再因为发生水合作用产生硅胶而无法进行液固分离,而脱水SiO 2是一种容易过滤的固体物质。
高硅锌焙砂湿法浸出试验
沉矶品种 Zn Zn 水 Pe
胁
含量地 2.70 1.17 26.09 0.33
At:"
SS
”fuO
1
将单位为 git.
2 铐烽砂全流程浸出试验
内蒙古莱铮冶炼厂采用热酸提出偏低污染黄 钢铁矶法除铁湿法炼铮工艺,其工艺流程见图 lo
Mn 02/阳极泥
r 满丁 l >::
甲
甲
Ill !~渣
铁矶渣
圈 1 铸锦砂温法漫出工艺流程
0.001
表 2 蜡砂磨后粒度分布
Table 2 Size distribution d配 calcmation
编号粒度/皿n +0.8
” 1番 占炜比钞/% 1
6.5
16.39.8 47.5 Nhomakorabea8
再磨 3 血面 占比/%
2.0
4.2
206
212 52.0
再磨5 皿n 占比/%
06
08
17.0
26.6 55.0
关键i司 E 湿法炼铮;高雅铮缔砂:全流程浸出
doi: I0.3969/j.issn. I000-6532.2019.OS.0I0 中团分类号: τD952 文献标志码: A 文章编号 1000」·6532 (2019) 05-0048-04
在湿法炼辛辛工艺中,硅为主要的有害元素。 在通常的流态化熔烧条件下,铃精矿中的硅有 40协60% 转变成了酸溶性的硅酸盐,在焰砂浸出 过程中容易形成溶胶,甚至凝胶,造成矿浆澄清 困难,浸出渣过滤性能恶化等情形,因此传统工艺 要求钵物料二氧化硅含量低于 3%[1]。目前工业上处 理高硅钟培砂应用较成熟的工艺有. V.M 法、田法 和 Radina 法。但 V.M 法与 b曲回法浸出结晶时间 长达 8 ~! Oh ,且使用原矿作为中和剂,浸出中和渣 含镑较高(Z.n5.0% ~ 9仍心,导致铸浸出率偏低 i E 法浸出絮凝时间相对较短(3.5 ~ 6.0 时,使用石
氧化锌矿浸出试验研究
doi:10.3969/j.issn.1007-7545.2018.08.001氧化锌矿浸出试验研究夏志美,金伟,高泽平,钟娟,欧阳臻(湖南工业大学冶金与材料工程学院,湖南株洲412007)摘要:研究了氨—氯化铵体系(NH3-H2O-NH4Cl)中含铜铁高的氧化锌矿的浸出行为,探讨了浸出温度、浸出液总氨浓度、浸出时间和液固比对锌浸出率的影响。
结果表明,最佳浸出条件为:总氨浓度7.5 mol/L、浸出温度50 ℃、液固比8︰1、浸出时间2 h,在最佳浸出条件下锌浸出率达到94.8%。
关键词:氨—氯化铵体系;氧化锌矿;浸出率;锌中图分类号:TF813 文献标志码:A 文章编号:1007-7545(2018)08-0000-00Study on Leaching of Zinc Oxide OresXIA Zhi-mei,JIN Wei, GAO Ze-ping,ZHONG Juan, OUY ANG Zhen(School of Metallurgy and Material Engineering, Hunan University of Technology, Zhuzhou 412007, Hunan, China) Abstract:Leaching behavior of high iron & copper bearing lead-zinc ores in ammonia-ammonium chloride (NH3-H2O-NH4Cl) system was studied. Effects of leaching temperature, total ammonia concentration, leaching time, and L/S on zinc leaching rate were investigated. The results show that zinc leaching rate is 94.8% under the optimum conditions including total ammonia concentration of 7.5 mol/L, leaching temperature of 50 ℃, L/S of 8︰1, and leaching time of 2 h.Key words:ammonia- ammonium chloride system; zinc oxide ores; leaching rate; zinc随着硫化锌矿资源的逐渐枯竭,氧化锌矿逐渐受到重视[1]。
高硅氧化锌矿制备活性氧化锌的研究
Ke o d : i l az coi r ;w — ae eyldai ahn ; eoin n i H C 3 at e ic d yw r s h hsi n x eoe tos g cc c l ci dps go z cwt N 4 O ; ci n e g ic i d t r e de g i t fi h H vz
H ih S l a Zi c Oxde O r g ic n i e i
XU B n,YAN J n k i i G u —u
( i u nX nu nMii oLd, hn d 0 0, i u n C ia Sc a i a nn C t C eg u6 0 0 Sc a , hn ) h y g 1 h
液 、 铵沉 锌 、 碳 煅烧 等 工 序 最 终 制 得 优 质 活性 氧化 锌 。 该 工艺 具有 锌 浸 出率高 、 酸耗 低 、 染 少 等优 点 ,具有 污 显著 的经济 效 益和 社会 效 益 。
关键词 :高硅 氧化锌矿 ; 两段循环 酸浸 ; 碳铵沉锌 ; 活性氧化锌
中图 分 类 号 : F 1 T 11 文 献 标 识 码 :A 文 章 编 号 : 23— 0 9 2 1 )4—06 0 0 5 6 9 (0 0 0 0 9— 4
S u y o e a a i n o tv nc Ox d r m t d n Pr p r to fAc i e Zi i e f o
性氧化锌 J存在 生产成本高 、 料来源不 易及锌 回 , 原
收率低 等 问题 。 因此 , 必 要 扩 大 活性 氧化 锌 生 产 的 有 原料 来 源并研 究 其相 应 的生产 工 艺 。我 国氧化 锌矿 资
高铁高硅锌渣处理试验研究
化学化工C hemical Engineering高铁高硅锌渣处理试验研究苏瑞春(云南锡业集团有限责任公司研究设计院,云南 个旧 661000)摘 要:本文介绍了高铁高硅锌渣氧压浸出的处理方法,详细考查了初始酸浓度、浸出液固比和反应温度等技术条件下对锌入液率的影响,试验结果表明,该工艺可处理高铁高硅锌渣,采用的技术参数:液固比5:1,初始酸度150g/l,反应温度150℃,锌浸出率可达90%以上。
关键词:高铁高硅锌渣;氧压浸出;锌浸出率中图分类号:TF111 文献标识码:A 文章编号:1002-5065(2020)18-0124-2Experimental Study on The Processing of high- Lron and high- Silicon Zinc SlagSU Rui-chun(Research and Design Institute , Yunnan Tin Company Group Limited, Gejiu 661000,China)Abstract: In this paper, high-iron and high-silicon zinc slag was treated by oxygen pressure leaching. Effects of initial acidity, leaching ratio of liquid to solid and leaching temperature, time were studied. It was shown that the process is feasible by this technology. The experimental conditions are as follows: the leaching ratio of liquid to solid is 5:1, initial acidity is 150g/l and the reaction temperature 150℃,Under that condition the leaching rate of zinc slag is higher than 90% respectively. Keywords: high-iron and high-silicon zinc slag; oxygen pressure leaching;zinc leaching rate在锌的生产和消耗过程中,有大量的含锌工业废渣产生,由于锌矿资源日益减少而锌消耗量的不断增加,国内外对从工业废渣中的提锌技术越来越重视[1]。
高硅高铁低品位氧化锌矿锌的酸氨浸出法[发明专利]
专利名称:高硅高铁低品位氧化锌矿锌的酸氨浸出法专利类型:发明专利
发明人:冯志雄
申请号:CN200410077241.2
申请日:20041213
公开号:CN1632141A
公开日:
20050629
专利内容由知识产权出版社提供
摘要:一种高硅高铁低品位氧化锌矿锌的酸氨浸出法,其特征在于该法是:(1)磨矿,得矿粉→(2)矿粉常温加酸转化→(3)加碱或石灰中和→(4)加氨浸提→(5)液固分离→(6)经多段浸提得含Zn100-150g/l操作液→(7)经常规净化后送电解成锌锭或制取氧化锌产品;本方法解决了已有酸法生成硅胶,过滤困难和氨法浸出回收率低的技术难题,其特点:一是不生成硅胶、易于过滤;二是锌的浸出回收率高,等于或高于80%,经济效益好;三是含SiO>30%,Fe>10%,Zn>10%的高硅高铁低品位氧化锌矿能得到充分利用,变废为宝。
申请人:冯志雄
地址:512026 广东省韶关市工业东路36号市工业研究所6楼
国籍:CN
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高硅氧化铅锌矿加压酸浸工艺及理论研究
高硅氧化铅锌矿加压酸浸工艺及理论研究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。
高硅矿在浸出系统中的处理方式和经验
高硅矿在高温高酸—黄钾铁矾除铁工艺的影响和处理实践摘要:文章介绍了高硅矿在II段高温高酸—黄钾铁矾除铁工艺中的影响和生产实践,总结出高硅对浓密机沉降分离、中浸上清率、两渣过滤的造成的影响,并针对主要表现症状分别采取了有效地措施,实现了系统产能的恢复,并就存在的问题进行深入的探讨分析,提出了具体的改进措施。
关键词:沉降分离过滤上清率PH值1、前言锌精矿中的硅酸盐主要以二氧化硅形态存在,在焙烧过程中部分二氧化硅与MO结合生成硅酸盐,这些硅酸盐在酸性浸出条件下转入溶液中。
ZnO·SiO2+H2SO4= ZnSO4+ SiO2·H2OFeO·SiO2+H2SO4= FeSO4+ SiO2·H2OPbO·SiO2+H2SO4= PbSO4+ SiO2·H2O由于生产的硅酸是弱酸,硅在酸性甚至中性溶液中基本上都是以胶体状态存在。
经测定,硅胶在中性浸出终点pH=5.2时,硅胶微粒将荷负电。
荷负电的硅胶和荷正电的氢氧化铁胶体在静电引力作用下会聚结在一起并从溶液中共同析出。
共同析出的程度要看两种胶体数量和荷电量的多少。
一般生产中,焙砂含可溶硅较高,直接浸出易于产生胶体,给液固分离带来困难。
特别是II段高温高酸—黄钾铁矾除铁流程中,各工序均为湿法工艺,矿浆沉降在浓密机内进行,矿浆含酸高且在各工序间的相互流动,会造成有害因素在各工序间循环传递和积累,到一定程度后直接影响系统产能和技术经济指标的正常,所以如何避免和处理高硅情况成为该工艺面临的一个重大课题。
2 生产实际2.1 高可溶硅在生产中造成的影响⑴矿浆的沉降效果差某厂2006年5月中下旬,予中和上清上清率仅为50%,沉矾上清上清率仅为70%,大量的沉矾渣带到中浸,造成中上清率低且不稳定。
渣在系统内循环往复,加剧各浓密机跑浑频次。
中浸浓密机和沉矾浓密机几乎没有上清区。
5月份中浸上清率平均为69.1%,中上清因跑浑返016次数平均1次/24小时。
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Re e r h o a h n o e so g i c n i e Or s a c n Le c i g Pr c s fHi h S l a Zi c Oxd e i
XU B n ,Y i ANG J n u一 ,Z HONG Ho g ,JANG T o n I a
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Absr c :T a t i h slc i c o i e o e,a h d o tlu gc lp o e so —tg ic ltn c d la — t a t o de lwi h g i azn x d r h i y r meal r i a r c s ft sa e cr u ai g a i e c wo h n s p tf r r i g i u o wa d.T e la hi o d t n ft e f s n h e o d sa e la h n r p i z d i h s p - h e c ng c n ii s o h r ta d t e s c n t g e c i g a e o tmie n t i a o i pr e .Th p i z d c n i o sfrt efr tsa e a e:a i o c nr t n a 5g eo t mie o d t n o h s t g r i i cd c n e tai t o 7 /L,tmp r t r t7 C ,l i o e e au e a 0 ̄ i d t qu s ld r to a /1,a d la h n i r1 5h.Th pt z d c n iin rt e o tg r oi ai t6 n e c i g tme f . o e o i e o d to sf hes c nd sa ea e:a i o e ta mi o cd c nc nr —
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轮 循环 浸 出, 运行 稳 定 , 的 总浸 出率达到 9 . %. 锌 34 关 键词 :高硅氧 化锌 矿 ;两段 循环 酸浸 ;中和絮凝 中图分 类号 :F 1. 1 T 1 13 文献标 识码 : 文章编 号 :0 7— 5 x(0 0 0 0 1 A 10 8 5 2 1 )5— 0 0—0 5
t n a 8 / i t1 g L,tmp rt r t 0 C ,l u d t oi ai t / ,a d la h n i r 5 .T e r s l f x o e e au e a  ̄ 6 i i o s l r t a 1 n e c i g t q d o 3 me f h h e u t o — o 0. s e p r n h w t a e r c v r f i c c n r a h 9 . ei me t o t h e o ey o n a e c 3 4% at r h rt t g i scr u ai g la h n n e s h t z f e f s sa e 6 t e t i me i l t c i ga d t c n e h
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高硅 氧化 锌 矿 浸 出工 艺 的研 究
徐 斌 , 杨俊奎 钟 宏 姜 涛 , ,
( . 川 鑫 源 矿 业 有 限 责任 公 司 , 1四 四川 成 都 6 0 0 ; 10 0 2 中南 大 学 资 源加 工 与生 物 学 院 , 南 长 沙 4 08 ;. . 湖 10 3 3 中南 大 学 化 学 化 工 学 院 , 南 长 沙 4 0 8 ) 湖 10 3
摘 要 :针 对高硅 氧化 锌矿 的处理 进行 了研 究 ,提 出 了二 段 循 环 酸浸 的湿 法 冶金 工 艺. 过 条件 通
优 化 实验确 定一 、 二段 浸 出条件 分别 为 : 酸浓度 7 g L 温度 7 c 液 固比 6 1 浸 出时间 1 5 : 始 5/ 、 OC、 :、 . h 始酸 浓度 1g L 温度 6 ℃ 、 固比 3 1 浸 出时 间 0 5h 本试 验采 用一段 六轮 循环 浸 出及 二段 三 8/ 、 0 液 :、 . .
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2 c o lo e o r e r c s i g a d B o n i e r g,C n r l o t ie st .S h o fR s u c sP o e sn n ie gn e i n e ta u h Unv ri S y,C a g h 1 0 3,C i a h n sa4 0 8 hn ;