硫化锌精矿的加压酸浸(一)
从硫化锌加压酸浸渣中提取硫磺的工艺研究
从硫化锌加压酸浸渣中提取硫磺的工艺研究云南锌资源十分丰富,锌探明储量超过2000万吨,其中铁闪锌矿约占锌资源的三分之一。
采用加压酸浸技术处理此类锌精矿,不仅锌浸出率高,而且硫以元素硫的形式进入渣中,S品位在60%-80%之间。
随着技术的成熟与生产的不断进行,含硫渣越来越多,目前此类含硫渣大都经过滤后堆存,这样不仅不利于环保,还会造成资源的浪费。
本文针对加压酸浸技术处理硫化锌精矿所得到含硫渣的处理工艺进行研究,根据该渣的特点,以提取硫磺富集金属为思路,通过查阅文献,对硫回收工艺进行深入分析,选用硫化铵法,采用响应曲面法优化了提硫的工艺条件,并进行了综合条件实验、扩大化实验和再生硫化铵循环利用方面的研究。
首先在浸出单因素实验中,分别探讨了浸出时间、硫化铵浓度,浸出液固比、浸出温度对硫浸出率的影响,结果表明：硫浸出率受浸出时间、硫化铵浓度、液固比影响较大,而受浸出温度影响较小。
在浸出元素硫的同时,有价金属Zn和Cu 基本不溶出而富集在渣中。
选定浸出温度为常温,通过响应曲面法(RSM)中心组合设计,建立了以浸出液固比(χ1)、浸出时间(χ2)、硫化铵浓度(χ3)为响应变量对响应值硫浸出率的最终回归数学模型：Y=94.93+15.93χ1-0.12χ2χ3-13.86χ12-7.67χ22-5.02χ32由Design-Expert软件获得浸出过程优化参数：液固比6.5：1,浸出时间7min,硫化铵浓度2.5 mol/L。
在此优化条件下,硫浸出率达98%以上,同时预测值和实验值有较好的吻合性。
从浸出渣的XRD谱图分析可以看出,S0衍射峰已经消失,进一步验证了元素硫的浸出较完全。
其次,通过热分解单因素实验,得到了影响硫磺析出率的重要因素,确定了因素范围,并采用响应曲面法中心组合设计实验,分析了热分解温度(石)、保温时间(筋)和冷凝水流速(χ3)因素对硫磺析出率的影响,最终回归数学模型为：Y=94.62+17.68χ1+4.46χ2-6.60χ1χ2-10.44χ12-4.70χ32由Design-Expert软件获得热分解过程优化参数：分解温度92℃、保温时间38min 和冷凝水流速776ml/min。
硫化锌精矿加压浸出元素硫的形成机理及硫回收工艺的研究
硫化锌精矿加压浸出元素硫的形成机理及硫回收工艺的研究
硫化锌精矿加压浸出元素硫的形成机理及硫回收工艺的研究是一项重要的研究内容，它主要是用于研究如何从硫化锌精矿中进行硫的回收。
首先要明确的是，硫化锌精矿中的硫是一种天然的元素，它是通过地壳中的火山活动和热液作用而形成的，随着时间的推移，它被地壳中的其他元素所包围，成为一个组合物，形成硫化锌精矿。
由于硫化锌精矿中的硫元素是非常稳定的，因此要想从硫化锌精矿中回收硫，就必须采用加压浸出工艺。
加压浸出工艺是将硫化锌精矿通过高压和高温条件下放入特定溶液中，使硫元素从矿石中解离，并被溶液所吸收，达到回收硫元素的目的。
加压浸出工艺中，主要有三个关键因素：压力、温度和溶剂。
硫化锌精矿中的硫元素解离的难易程度，主要取决于这三者的配比，当它们的比例达到一定的标准时，硫元素就能够被有效地解离出来。
硫的解离一般都会产生大量的气体和液体，因此，在加压浸出过程中，必须采用一定的控制方法，避免产生大
量的废气和废液。
此外，为了保证浸出效果，还需要添加一定的辅助试剂，以增强加压浸出工艺中的作用。
在硫回收工艺中，主要采用的是“蒸馏法”，即将溶液中的硫元素以蒸气的形式蒸发出来，再通过冷凝的方式回收硫元素，最后通过冷却来回收冷凝液体中的硫元素。
总之，硫化锌精矿加压浸出元素硫的形成机理及硫回收工艺的研究，是一项重要的研究内容，它主要是用于研究如何从硫化锌精矿中进行硫的回收。
要实现这一目标，除了需要做好加压浸出工艺及蒸馏法的研究外，还需要考虑到溶液中硫元素解离的机理，以及硫元素回收时的效率问题等。
硫化锌精矿的加压酸浸（一）
硫化锌精矿的加压酸浸（一）书山有路勤为径，学海无涯苦作舟硫化锌精矿的加压酸浸（一）A 加压酸浸的机理加压氧化酸浸是液、固、气多相反应，浸出中氧对硫化锌精矿有氧化作用和金属氧化物的酸溶作用，实质上是将传统湿法炼锌的焙烧、浸出两个过程合为一个过程进行。
硫化锌精矿加压氧化酸浸的机理基本上可分为两种类型，即电化腐蚀机理和吸附配合物机理。
a 电化腐蚀机理硫化物的溶解类似于金属腐蚀的电化反应。
阴极反应：O2+2H++2e ==== H2O2H2O2+2H++2e ==== 2H2O 阳极反应：MeS ==== Me2++S+2e MeS+4H2O ==== Me2++SO42-+8H++8e 总反应：1MeS+ ——O2+2H+ ==== Me2++H2O+S 2 MeS+2O2 ==== MeSO4 硫化物中的S2-在矿粒阳极部位氧化放出电子，通过矿粒本身转送到阴极部位，使氧还原，完成一个闭路微电池。
氧的还原通过一个H2O2 中间物进行转移。
硫化锌在100℃下进行氧化酸溶试验，其动力学曲线如下图所示。
溶液中的氧压与所需酸量的关系是：氧压愈高，要求的酸浓度愈高；氧压一定时，酸超过极限含量，反应速率则不再增大，保持一个恒定值。
在130℃时硫化锌进行氧化酸溶也可得到类似的曲线，证实属于电化学腐蚀机理。
[next]b 吸附配合物机理假设在固相S 与液相B 之间的反应中途形成吸附配合物S·B，其反应机理可用下式表示。
S 固+B 液==== S·B—→产物吸附配合物的形成是过程的最缓慢阶段，为过程速率的控制步骤。
过程的反应动力学可以推导如下：设Q 为形成吸附配合物过程中参与反应的部分，1 - Q = 没有参与反应的游离部分设形成配合物的速率ξ1为ξ1= K1（1-Q）[B]n 设配合物分解（成组分）的速率ξ2为ξ2= K2Q 设配合物分解（成产物）的速率ξ3为ξ3= K3Q 式中，K1，K2，K3 均为速率常数。
硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸机理及行为
第 54 卷第 2 期2023 年 2 月中南大学学报(自然科学版)Journal of Central South University (Science and Technology)V ol.54 No.2Feb. 2023硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸机理及行为李倡纹1，李存兄1，王冲2，贾著红2，顾智辉1，刘强1，张兆闫1，张耀阳1(1. 昆明理工大学 冶金与能源工程学院，云南 昆明，650093；2. 云南驰宏锌锗股份有限公司，云南 曲靖，655000)摘要：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Fe 3+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Fe 3+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。
关键词：硫化锌精矿；锌浸出渣；协同助浸；锌浸出率；Fe 3+水解沉淀中图分类号：TF813 文献标志码：A 开放科学(资源服务)标识码(OSID)文章编号：1672-7207（2023）02-0431-12Mechanism and behavior of synergistic leaching of zinc sulfideconcentrate and zinc leaching residueLI Changwen 1, LI Cunxiong 1, WANG Chong 2, JIA Zhuhong 2, GU Zhihui 1,LIU Qiang 1, ZHANG Zhaoyan 1, ZHANG Yaoyang 1(1. Faculty of Metallurgical and Energy Engineering, Kunming University of Science and Technology,Kunming 650093, China;2. Yunnan Chihong Zinc and Germanium Co. Ltd., Qujing 655000, China)收稿日期： 2022 −09 −03； 修回日期： 2022 −10 −25基金项目(Foundation item)：国家自然科学基金资助项目(52064034)；云南省重点研发计划项目(202202AB080005)；国家重点研发计划项目(2021YFC2902801) (Project(52064034) supported by the National Natural Science Foundation of China; Project (202202AB080005) supported by the Key R&D Program of Yunnan Province; Project(2021YFC2902801) supported by the National Key R&D Program of China)通信作者：李存兄，博士，教授，从事有色金属冶金研究；E-mail ：******************DOI: 10.11817/j.issn.1672-7207.2023.02.004引用格式： 李倡纹, 李存兄, 王冲, 等. 硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸机理及行为[J]. 中南大学学报(自然科学版), 2023, 54(2): 431−442.Citation: LI Changwen, LI Cunxiong, WANG Chong, et al. Mechanism and behavior of synergistic leaching of zinc sulfide concentrate and zinc leaching residue[J]. Journal of Central South University(Science and Technology), 2023, 54(2): 431−442.第 54 卷中南大学学报(自然科学版)Abstract:In view of the industrial technical problems such as high energy consumption of two-stage oxygen pressure leaching of zinc sulfide concentrate and large amount of hazardous waste iron slag from zinc leaching slag treatment, a synergistic leaching process of zinc sulfide concentrate and zinc leaching slag was proposed. The oxygen carrier properties of medium and high valent iron promote the efficient dissolution of low-valent sulfides in zinc sulfide concentrates, and the dissociation of zinc ferrite and metal sulfides and the efficient precipitation and separation of iron were enhanced. The results show that adding zinc leaching residue can strengthen the leaching of zinc sulfide concentrate. The reaction temperature and initial acidity are the key influencing factors.Increasing the reaction temperature can significantly improve the zinc leaching rate and promote the hydrolysis and precipitation of Fe3+into alum. Increasing the acidity can promote the efficient dissolution of zinc sulfide concentrate. However, when the acidity is too high, the oxygen solubility decreases, which will inhibit the dissolution of zinc sulfide concentrate and the hydrolysis and precipitation of Fe3+. The optimal technology is that the mass ratio of zinc leaching residue to zinc sulfide concentrate is 1:3, the initial acidity is 95 g/L, the reaction temperature is 160 ℃, the liquid-solid ratio is 7:1, the oxygen pressure is 0.8 MPa, the stirring speed is 800 r/min, and the reaction time is 120 min. Under the conditions, the leaching rate of zinc from the slag is 98.60%, and92.69% of the iron in leachate is precipitated into the slag in the form of jarosite. The main phase composition ofthe final leaching slag is elemental sulfur, jarosite, jarosite, hematite, whose proportions are 40.00%, 39.10%,16.60% and 4.30%, respectively. The iron concentration in the leaching solution is only 1.62 g/L, which createsfavorable conditions for the subsequent extraction of zinc from the leaching solution.Key words: zinc sulphide concentrate; zinc leaching residue; synergistic leaching; zinc leaching rate; Fe3+ hydrolysis precipitation金属锌被称为“现代工业的保护剂”，是消费量仅次于铝和铜的第三大有色金属[1−2]。
高铁硫化锌精矿催化氧化直接酸浸新工艺的开发及产业化(一)
计， 国外 有 加拿 大 、 德 国、 南菲 、 韩国、 哈 萨克斯 坦 等 ；
国 内也 有 １ － ２ 家 处 于起步 阶段 。
Hale Waihona Puke 剂， 即木质 素 磺 酸盐 ， 由原 轻 工业 部劳 保所 提 供 ， 为 木材 和稻 草造 纸厂 的副产物 ， 是 一种 大 网络分 子 ， 可 在 颗 粒 群 中架 起 “ 立交 桥 ” 。早 在 １ ９ ８ ２ 年 的锌 精 矿
０ ． ９ ｘ ４ ． ８ ｍ， 总体积 ４ ． ２ ４ Ｉ ｎ ， 四室 ， 依放热过 程设计
其 中一 室 大 ， 装 置 ２台搅 拌机 ， 有 别 于 国外 。此 外 ，
【 作者简介］ 夏光祥（ １ ９ ３ ４ 一） ， 男， 山东人 ， 研 究员 ， 长期从事湿法 冶
金研究工作 。 ［ 收稿 日期】 ２ ０ １ ２ — ０ ７ — １ ９
合 同 中指 定 的云南 澜沧 铅矿 的浮 选锌精 矿 成份
１ ９ ９ ９ 年３ 月， 云 南冶 金集 团 总公 司与 我所 洽谈 合
作， 就《 高铁 硫化 锌精 矿直 接酸 浸新 工艺 开发及 产业 化》 与 云南 省 院 省 校 科 技 办 签 定 协 议 ， 项 目编 号 为 Ｙ Ｋ ９ ９ ０ １ １ 。此后 课 题 组 便 开 始 了 一 系列 工 作 ， 包 括 探 索实验 （ １ ９ ９ ９年 ９ 月） 、 系 列 催 化 氧 化 酸 浸 实 验 （ ２ ０ ０ ０ 年３ 月） 、 扩大实验（ ２ ０ ０ ０ 年７ 月） 、 １ ． ５ ｔ ／ ｄ 半 工 业 主体设 备 稳 定 运 转 一个 月 的试 验 （ ２ ０ ０ ２ 年 ２月 ） ， 最 终 完 成半 工 业试 验 报 告及 ３ Ｏ ｔ ， ｄ 规 模 的 可行 性 研
2014锌冶金思考题
2014 锌冶金思考题及参考答案-邓志敢第1 章绪论1、炼锌原料有哪些？（1）锌矿物:1）硫化矿（原生矿）：闪锌矿（ZnS）;铁闪锌矿（nZnS?mFeS）2）氧化矿（次生矿）：菱锌矿（ZnC03）;异极矿（ZnSiO4?H2O）（2）含锌二次资源：冶炼厂产出的氧化锌烟尘、浮渣和锌灰等。
2、简述金属锌的用途。
锌广泛用于航天、汽车、船舶、钢铁、机械、建筑、电子及日用工业等行业。
（1）锌的初级用途：最大用途是镀锌，约占总耗锌量的40%以上; 其次是用于制造黄铜，约占总耗锌量的20%; 制造各种锌基合金、干电池（我国约60 万吨/年）、氧化锌、建筑五金制品及化学制品等。
（2）锌的终端用途：主要用于交通运输业（汽车）和建筑业（基础设施、商用建筑和住宅）3、现代炼锌方法有哪些？现代炼锌方法分为火法和湿法两大类，以湿法冶炼为主。
（1）火法炼锌: 有鼓风炉炼锌、竖罐炼锌、平罐炼锌、电热法炼锌等火法炼锌包括焙烧、还原蒸馏和精炼三个主要过程。
平罐炼锌和竖罐炼锌都是间接加热，存在能耗高、对原料的适应性差等原因，平罐炼锌几乎被淘汰，竖罐炼锌也只有为数很少的3~5 家工厂采用。
电热法炼锌虽然直接加热但不产生燃烧气体，也存在生产能力小、能耗高、锌的直收率低的问题，因此发展前途不大，仅适于电力资源丰富的地方使用。
密闭鼓风炉炼锌由于具有能处理铅锌复合精矿及含锌氧化物料，在同一座鼓风炉中可生产出铅、锌两种不同的金属，采用燃料直接加热，能量利用率高的优点，是目前主要的火法炼锌设备，占锌总产量的10%左右。
（2）湿法炼锌: 包括传统的湿法炼锌和全湿法炼锌两类。
1）传统的湿法炼锌实际上是火法与湿法的联合流程，是20 世纪初出现的炼锌方法，包括焙烧、浸出、净化、电积和制酸五个主要过程。
根据浸出温度和酸度的不同，湿法炼锌分为常规浸出和热酸浸出两种工艺。
常规浸出时焙砂中的铁酸锌不能浸出，留在浸出渣中，用火法挥发焙烧回收，得到氧化锌烟尘再浸出。
高铁硫化锌精矿加压浸出工艺
高铁硫化锌精矿加压浸出新工艺瞿仁静王晓曼鲁艳梅（云南省冶金研究设计院，云南昆明650031）摘要：高铁硫化锌精矿加压浸出冶炼工艺与传统工艺不同，锌精矿焙烧过程发生的氧化反应和锌焙砂浸出过程发生的酸溶反应合并在一起进行，主体设备为高压釜。
该技术较传统工艺节能30%，锌浸出率≥95%，铁浸出率≤30%，浸出指标好，有广阔的发展前景。
本文介绍了这种工艺的原理、流程、特点以及该新兴工艺在工业上的具体应用。
关键词：高铁硫化锌精矿；加压浸出；节能；环保；锌浸出率；铁浸出率。
New Process of Pressure Leaching on High-ironZinc-sulphide ConcentrateQu Renjing Wang Xiaoman Lu Yanmei(Yunnan Metallurgical Research and Design Institute, Kunming, Yunnan 650031, China) ABSTRACT：Different with the traditional process, pressure leaching on high-iron zinc-sulphide concentrate combines the oxidation reaction occurs zinc concentrate roasting process and the acid-soluble reaction occurs zinc calcine leaching process together, and the main equipment is autoclave. The process saves 30% energy compared with traditional technology, and with the high rate of zinc leaching processes. Zinc leaching rate is greater than or equal to 95%, iron leaching rate is less than or equal to 30%, leaching index was better, and has broad prospects for development. The principles, processes, characteristics and the industrial applications of this new technology were described.KEYWORDS：high-iron zinc sulphide concentrate；pressure leaching；energy saving；environmental protection；zinc leaching rate；iron leaching rate1 前言在现代经济建设中，锌已成为不可缺少且用量大的基础有色金属。
硫化锌精矿加压浸出时H2S的生成及影响
有色金属（冶炼部分）2007年5期硫化锌精矿加压浸出时h2s的生成及影响谢克强\杨显万\王吉坤2(1. I明理工大学材料与冶金工程学院，昆明650093;2.云南冶金集团总公司，昆明650031)摘要：分析了硫化锌精矿加压浸出过程中H2S的生成，并结合试验中所发现的现象阐明了 H2S生成对钛质加压釜体的腐蚀作用，提出了腐蚀机理，在此基础上提出了钛质加压釜安全操作的原则。
关键词：硫化锌精矿；加压浸出；加压釜；H2S;腐蚀机理；钛中图分类号：TF813 文献标识码：A 文章编号：1007 —7545(2007)05 —0005 —03The Formation and Effect of H2S in Pressure Leaching Process of Zinc Sulphide ConcentrateXIE Ke-qiang!, YANG Xian-wan1, WANG Ji-kun2(1. Faculty of Materials and Metallurgical Engineering, Kunming University of Science and Technology,Kunming 650093, Chinaj 2. Yunnan Metallurgical General Company, Kunming 650031, China)Abstract：The formation of H2S in the oxygen pressure leaching process is analyzed, the chemical attack of H2S on titanium—base autoclave is observed and the corrosion mechanism is proposed, and the safe working rules are also recommended.Keywords： Zinc sulphide concentrate； Pressure leaching; Autoclave; H2S; Corrosion mechanism；Titanium 随着加压浸出技术在有色冶金中的应用，加压釜的设计与安全操作至关重要。
硫化锌精矿加压氧浸回收有价金属的工艺
反应器将只含锌的硫化锌精矿中锌浸出 ，利用反应
器 同时除铁 ，得到 一种 铁渣 ，将 铁及 脉石成 分 与主
金属锌分离 ，铁渣堆存 。三步骤将浸出溶液中的稀 散金属利用中和剂富集到中和渣 中，中和渣送稀散 金属 回收，浸出溶液中锌送后续工序 回收锌。三个
＋ ５ Ｈ２ Ｓ Ｏ ４
Ｐ ｂ Ｓ Ｏ ４ ＋ ３ Ｆ ｅ ２ （ Ｓ Ｏ ４ ） ３ ＋ １ ２ Ｈ ２ Ｏ＿ Ｐ ｂ Ｆ ｅ ６ （ Ｓ Ｏ ４ ） ４ （ ０ Ｈ） １ ２
＋ ６ Ｈ２ Ｓ Ｏ ４
３ 工艺方案
不 同成分 的硫 化锌 精 矿需 回收 的有用 成分 主要
锌精 矿在 氧 压浸 出过 程 中 ，铁会 被溶 解 ，而铁 的行 为 可 以通 过 浸 出液 的酸度加 以控制 ，在 高温 高
压条件下 ， 采用低酸浸出，能形成水合铁氧化物及 矾渣 ，由水解反应从溶液 中除去铁 。
２ ． ２ 氧压 浸 出主要 设施
有三部分 ： 一部分为主金属锌 ，二部分为含重金属 铅 、银 等 ，三部 分 为稀 散 金属镓 、锗 、铟等 。本 工 艺分三个步骤来分别富集 回收以上有价金属 ，一步 骤利用一个反应器 ，将含锌及有价金属的硫化锌精 矿 中大部分锌及稀散金属浸出到溶液中，而得到一
的反 应是 以下二 个反 应之 和 ：
Ｚ ｎ Ｓ＋Ｆ ｅ ２ （ Ｓ Ｏ ４ ） ３ Ｚ ｎ Ｓ Ｏ ４ ＋ ２ Ｆ ｅ Ｓ Ｏ ４ ＋Ｓ
２ Ｆ ｅ Ｓ Ｏ ４ ＋Ｈ２ Ｓ Ｏ ４ ＋ １ ／ ２ Ｏ ２ Ｆ ｅ ２ （ Ｓ ０ ４ ） ３ ＋Ｈ ２ Ｏ
通常锌精矿含有足够可溶于酸的铁以满足浸出 的需要 。
锌精矿氧压浸出1
锌精矿氧压直接浸出实验报告在9-11月份之间，我公司与北京矿冶研究总院合作进行了锌精矿氧压直接浸出的试验。
主要包括锌精矿氧压直接浸出的条件试验和中性浸出渣氧压直接浸出试验。
在锌精矿氧压直接浸出的条件试验之后，根据得到的优化条件对四种锌精矿进行了综合实验，锌的浸出率能达到95%以上，并对锌精矿浸出液进行了几种方法的沉铁试验。
锌精矿氧压直接浸出的条件摸索试验包括：1. 粒度实验； 2. 温度实验；3．氧压实验； 4. 搅拌转速实验； 5. 时间实验： 6. 酸锌比实验;7. 铁离子影响实验。
除铁实验采用了两种方法：针铁矿除铁法和铁矾法，它们的除铁率分别在90%和99.88%，除铁后液含铁分别为0.97g/l和0.014g/l。
1 实验原料分析2．试验内容2．1条件实验1 粒度实验反应条件及装料：120g锌精矿，600ml 液，酸度180 g/l 硫酸，酸锌比 1.27 搅拌转速690-710r/min,浸出时间4h，液固比5：1，Fe3+ 5 g/l, 氧压0.3Mpa,温度100℃浸出率 %粒度 过320目 %图1 粒度对浸出的影响从表1和图1可以看出：矿样粒度是影响金属浸出率的重要因素，磨矿不仅可以增加颗粒的比表面积，同时也是一种机械活化过程，减小反应的活化能。
结果可知，粒度从55%<-0.038mm 减小到93%<-0.038mm,锌的浸出率从74.93% 增加到92.76%，粒度再细，对浸出影响不大，锌浸出率并没有增加，而对铁的浸出率影响不大。
铟的浸出率都保持了高的浸出率，达到90%以上。
所以锌精矿在加压酸浸过程中合适的粒度为-0.038mm 占93%，若粒度过细，将增加能耗，给液固分离带来困难。
2.2 条件实验2 温度实验反应条件及装料： 120g 锌精矿，600ml 液 ，酸度180 g/l 硫酸，酸锌比 1.27 搅拌转速 690-710r/min,浸出时间 4h ，液固比 5：1，Fe 3+ 5 g/l, 氧压 0.3Mpa, 过320目 粒度 90% -38微米浸出率 %温度 ℃图2 温度对浸出的影响从表2和图2数据可以看出：温度越高更适合于锌的浸出，温度在85℃时锌的浸出率只有77.98%，而温度105℃时锌浸出率可达到92.14%,锌的浸出率能达到最好的浸出效果；温度对铁的浸出率影响也非常大，温度从85℃增加到100℃时，铁的浸出率也从48.88%提高到56.85%；但在105℃时，铁的浸出率却大幅度降到16.77%,情况异常，原因有待进一步分析。
高铁硫化锌精矿氧压酸浸—萃取提铟的工艺研究
高铁硫化锌精矿氧压酸浸—萃取提铟的工艺研究高铁硫化锌精矿主要以锌为主，伴生有铟、银等多种金属。
铟的品位在300g/t左右，对于含有价金属铟的高铁硫化锌精矿若采用常规的工艺，铟的回收率较低。
因此，本文进行了精矿氧压酸浸-萃取提铟的工艺研究。
采用此工艺技术由于生产清洁、流程简化、铟回收率高的特点将有望取代传统的提铟工艺。
本文在综述提铟工艺及其相关材料的基础上，分析了国内外提铟技术的研究现状。
首先研究了高铁硫化锌精矿氧压酸浸出热力学和动力学基础，考察了精矿粒度、氧气压力、始酸浓度和浸出时间对铟浸出率的影响。
结果表明，在合适的浸出条件下，铟的浸出率能达到90％以上。
对铟铁分离及铟的富集工艺进行了试验研究，研究结果表明：对加压浸出液进行还原和预中和，三价铁在1.0g/L以下。
在溶液中通过中和法富集铟，尽量降低溶液中三价铁的含量，能达到有效的铟铁分离并得到富铟渣。
最后对萃取铟进行了试验研究，在有机相组成为20％P<sub>204</sub>+80％煤油；萃取温度为室温（25℃）；萃取级数为4级；相比0/A=1：10，萃取时间为5min及反萃铟条件为0/A=10：1，3mol/LHCl为反萃剂，4级反萃，室温，混合沉清时间为5min的条件下，铟的萃取率达到97％以上，反萃率达到99％以上。
从锌精矿到海绵铟，铟的总回收率达76％，比常规流程提高20％。
硫化锌精矿加压氧化酸浸动力学研究
Ａｂ ｔ ａ ｔ Ｔｈ ｘｄ ｔ ｅｌａ ｈ ｇ ｋ ｎ ｔ ｓｏ ｐ ａ ｅ ｉ ｃｄ ｓ ｌ ｔ ｎ ｕ ｄ ｒｐ ｅ ｓ ｒ ｔ ｄ ｅ ，ｔ ｅｋ ｎ ｔ ｏ — ｓ ｒ ｃ ： ｅ ｏ ｉ ａ ｉ ｃ ｉ ｉ ｅ ｉ ｆ ｈ ｌｒｔ ｉ ａ ｉ ｏ ｕ ｉ ｎ ｅ ｒ ｓ ｕ ｅｉ ｓｕ ｉｄ ｈ ｉ ｅ ｉ ｒ ｄ ｖ ｅ ｎ ｃ ｓ ｅｎ ｏ ｓ ｃｏ ｅｓｏ ｏｉ ａ ｅ ｎ ｘ ｅ ｎ ｌ ｉ ｕ ｉ ｎ ｍｉ ｅ ｏ ｔｏ ｉ ｕ ｉｎ ｉ ｅ ｔ ｂ ｉｈ ｄ 。 ｎ ｈ ｉ ｅ ｉ ｍｏ ｅｓｗｉｈ ｋ ｎ ｔ ｌ ｆｓ ｌ ｌ ｙ ｒａ ｄ ｅ ｔ ｒ ａ ｄ ｆ ｓ ｘ ｄ ｃ ｎ ｒ ｌ ｆ ｓｏ ｓ ｓ ａ ｌ ｅ ａ ｄ ｔ ｅｋ ｎ ｔ ｄ ｌ ｄ ｆ ｏ ｄ ｆ ｓ ｃ ｔ ｉｅ ｉ ｃ
摘 要 ： 究 高 铁 硫 化 锌 精 矿 的加 压 氧 化 浸 出过 程 中的 动 力 学 ， 研 建立 硫 化 锌 精 矿 的 固 态 硫 层 和 外 扩 散 的 混
合 控 制 动 力 学 缩 核 模 型 ， 过 程 的动 力 学 方 程 描 述 为 ： 对 （ ２ ／＂一Ｏ ３ ２／了 １ ｗａ ， ．４ ） ｒ ２一Ｏ ３ ２ １一 ） ＋ ｌ ４（ 了 ２
１ 加 压氧 化 浸 出的 基 础
锌 的加 压氧Байду номын сангаас化浸 出的基 本反应 为 ［ ： ］
Ｚｎ ＋ Ｈ２ ０４ １ ２ － Ｚｎ Ｏａ＋ Ｈ２ ＋ｓ Ｓ Ｓ ＋ ／ ０２－ Ｓ ＂ ０ ０
２ 加 压 氧 化 浸 出的动 力 学研 究
２ １ 加 压 氧压浸 出的动 力学理 论 ． 硫 化锌 精矿 的加压 氧化浸 出实际上 是一 个气 液 固的三相 反应 ， 且 属 于有 固态 产 物 生成 的液 固缩 而 核反应 。建立 如 图 １ 示 的缩核 反应模 型 ： 所 缩 核反 应包 括 以下 三个 步骤 ：１ 液态 反应 物或 （） 产物 通过 液体 边界 层 的外扩 散 ；２ 液 态反应 物 或产 （）
一段加压酸浸二段加压中和处理硫化锌精矿试验研究
一段加压酸浸二段加压中和处理硫化锌精矿试验研究余继勇;周廷煦;毕红兴;岳忠朋【摘要】研究在标准两段加压浸出试验研究和工业生产实践的基础上,开展两段加压浸出新工艺研究,即一段加压酸浸、二段加压中和处理硫化锌精矿的新方法,分别进行了浸出前液酸度、浸出温度、搅拌转速、浸出时间、液固比、氧分压等因素对锌、铁浸出率影响的试验研究.研究结果表明,在一定的技术条件下,锌浸出率≥98％,铁浸出率≤10％,较好地实现了锌的选择性浸出和铁的开路排放.【期刊名称】《云南冶金》【年(卷),期】2015(044)002【总页数】5页(P67-71)【关键词】加压酸浸;加压中和;硫化锌精矿;锌浸出率;铁浸出率【作者】余继勇;周廷煦;毕红兴;岳忠朋【作者单位】大兴安岭云冶矿业开发有限公司,黑龙江大兴安岭165000;大兴安岭云冶矿业开发有限公司,黑龙江大兴安岭165000;大兴安岭云冶矿业开发有限公司,黑龙江大兴安岭165000;大兴安岭云冶矿业开发有限公司,黑龙江大兴安岭165000【正文语种】中文【中图分类】TF111.31二十世纪70年代，加压湿法冶金在锌精矿处理方面取得较大进展[1-2]。
加压浸出的突出特点是能把精矿中的硫转化为便于储存和运输的单质硫[3-5]，锌精矿直接浸出，省去焙烧和制酸工序，过程强化、环境友好[6-9]。
经过三十多年发展，锌的加压浸出技术分为一段加压浸出、两段加压浸出两种工艺。
一段加压浸出主要是用于原有传统湿法炼锌厂的扩产，和原有工艺相结合。
而两段氧压浸出可用于独立锌冶炼厂的建设，实现真正意义的全湿法炼锌[10-12]。
标准的两段氧压浸出工艺：第一段低酸浸出，始酸浓度为70～80 g/L，锌浸出率50%～70%，浸出液送预中和、除铁、净化、电积，浸出渣进入第二段高酸浸出，浸出始酸浓度为150 g/L左右，浸出渣浮选回收硫，浸出液返回第一段，调酸后作为浸出剂[13]。
在处理含铁高的锌精矿的生产实践中，存在以下问题：(1)二段高酸浸出时，铁大量浸出进入溶液，二段浸出液返回一段浸出时，85%左右的铁沉淀入渣，造成铁在浸出过程中二段浸出-一段沉淀中循环，铁不能有效开路，渣量越来越大，降低生产效率重； (2)一段浸出液含酸、铁较高，中和剂消耗量大、渣量大，造成浸出液中的锌损失增加，降低锌的总回收率。
硫化锌精矿加压浸出元素硫的形成机理及硫回收工艺的研究
２第ｌ 期 总 ２ ５
０ ８年 ｌ 。 ２月
硫化锌精矿加压浸 出元素硫的形成机理
及硫 回收 工 艺的 研究
邓 孟 俐
（ 摘 要 ］ 详细分析 了硫化锌精矿 中 ｚ 、ｅＰ 、ｕ ｎＦ 、ｂｃ 几种硫化物的反 应机理 ． 阐述了两段加压浸
出湿 法 炼 锌 浸 出渣 中元 素硫 的 回收 工 艺 流 程及 主 要 工 艺技 术指 标 ， 重论 述 了对 浸 出渣 中硫 采 用 着
能 加快 氧的传 递 ， 到催 化 作 用 。在 实 际 的 起
加 压酸浸 过程 中， 黄铁 矿 （ ｅ Ｓ ） 铁 闪 锌 磁 Ｆ ｓ 、
总第 ｌ ５ ２ 期
硫 化 锌 精 矿 加 压浸 出元 素硫 的形 成 机 理 及 硫 回 收 工 艺 的研 究
ｌ ５
矿 （ｎ ｅ ） Ｚ Ｆ Ｓ 和黄铁 矿 （ ｅ 。 中的铁 都 有 可 能 ＦＳ）
可能泄 露及尾 气对大气 环境 的污染 。本 文研
究 了硫 化锌精 矿加压酸 浸过程 中元 素硫 的形 成 机理及 锌浸 出渣 中元 素硫 回收的工 艺 。
从 反应式 可知 ， 应 按到 了 氧 化 剂 的 作 用 。 氧
没 有氧气 存在 ， 本 不会 析 出元 素硫 。氧对 根
响 ； 铜 硫 化 物在 浸 出 时被 氧 化 成硫 酸 盐 ； 含 方铅 矿 氧 化后 最终 以铅 铁 矾 的 形 态 入 渣 ； 大部 分 在 浸 硫
出时 形 成 元 素硫 进 入 浸 出渣 中 ， 其余 转 化 成硫 酸根 进 入 溶 液 。 浸 出渣 中硫 回收 要 注 意硫 磺 精 矿 洗
连 续 回 收 硫磺 工 艺 生产 元 素硫 应 重 点 关 注 的特 点 。加 压 浸 出反 应 中铁 离子 在 Ｚ Ｓ浸 出 时起 催 化 ｎ
硫化锌精矿加压浸出方法[发明专利]
![硫化锌精矿加压浸出方法[发明专利]](https://img.taocdn.com/s3/m/2ab72a58c77da26924c5b05d.png)
专利名称：硫化锌精矿加压浸出方法
专利类型：发明专利
发明人：董英,王吉坤,周廷熙,戴德文,嵇晓沧,冯桂林,杨洪枝,吴锦梅,张安福,郭辉
申请号：CN02113806.0
申请日：20020529
公开号：CN1400321A
公开日：
20030305
专利内容由知识产权出版社提供
摘要：硫化锌精矿加压浸出方法，涉及一种将铁闪锌矿中铁锌进行分离提取的工艺，是将硫化锌精矿用锌电积的电解废液浆化，再添加木质磺酸钠，用蒸汽将矿浆加热到60～80℃，然后用压力泵将预热后的矿浆泵入卧式压力釜中，向矿浆中加入氧气，经搅拌桨搅拌，使空气与矿浆充分混合，在温度为135～155℃、压力为0.8～13MPa的条件下，使铁闪锌矿中的ZnS与硫酸进行化学反应后直接浸出。
本工艺有利于加快浸出反应，改变了传统焙烧工艺中二氧化硫烟气制酸的不足，含元素硫的渣可堆存，锌的浸出率高，铁浸出率低，浸出液可用常规除铁工艺除铁，除铁后溶液可直接并入传统炼锌工艺的净化工序。
申请人：云南冶金集团总公司
地址：650051 云南省昆明市白塔路208号
国籍：CN
代理机构：昆明大百科专利事务所
代理人：何健
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书山有路勤为径，学海无涯苦作舟
硫化锌精矿的加压酸浸（一）
A 加压酸浸的机理加压氧化酸浸是液、固、气多相反应，浸出中氧对硫
化锌精矿有氧化作用和金属氧化物的酸溶作用，实质上是将传统湿法炼锌的焙
烧、浸出两个过程合为一个过程进行。
硫化锌精矿加压氧化酸浸的机理基本上
可分为两种类型，即电化腐蚀机理和吸附配合物机理。
a 电化腐蚀机理硫化
物的溶解类似于金属腐蚀的电化反应。
阴极反应：O2+2H++2e ==== H2O2
H2O2+2H++2e ==== 2H2O 阳极反应：MeS ==== Me2++S+2e MeS+4H2O ==== Me2++SO42-+8H++8e 总反应：1MeS+ ——O2+2H+ ==== Me2++H2O+S 2 MeS+2O2 ==== MeSO4 硫化物中的S2-在矿粒阳极部位氧化放出电子，通过矿粒本身转送到阴极部位，使氧还原，完成一个闭路微电池。
氧的还原通过一个H2O2 中间物进行转移。
硫化锌在100℃下进行氧化酸溶试验，其动力学曲线如下图所示。
溶液中的氧压与所需酸量的关系是：氧压愈
高，要求的酸浓度愈高；氧压一定时，酸超过极限含量，反应速率则不再增
大，保持一个恒定值。
在130℃时硫化锌进行氧化酸溶也可得到类似的曲线，
证实属于电化学腐蚀机理。
[next]
b 吸附配合物机理假设在固相S 与液相B 之间的反应中途形成吸附配合物S·B，其反应机理可用下式表示。
S 固+B 液==== S·B—→产物
吸附配合物的形成是过程的最缓慢阶段，为过程速率的控制步骤。
过程的
反应动力学可以推导如下：设Q 为形成吸附配合物过程中参与反应的部分，
1 - Q = 没有参与反应的游离部分设形成配合物的速率ξ1为ξ1= K1（1-Q）
[B]n 设配合物分解（成组分）的速率ξ2为ξ2= K2Q 设配合物分解（成产物）的速率ξ3为ξ3= K3Q 式中，K1，K2，K3 均为速率常数。
当n=1 反应。