锌焙砂热酸还原浸出赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告

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锌焙砂浸出实训报告总结

锌焙砂浸出实训报告总结

一、实训目的本次实训旨在通过模拟实际生产过程,深入了解锌焙砂浸出工艺的基本原理、操作步骤以及影响因素,掌握浸出工艺的优化方法,提高对锌焙砂浸出工艺的理解和操作技能。

二、实训内容1. 实训设备与材料(1)设备:反应釜、搅拌器、温度计、压力计、酸碱度计、pH计、气体流量计等。

(2)材料:锌焙砂、硫酸、水、氧气、还原剂等。

2. 实训步骤(1)锌焙砂预处理:将锌焙砂进行破碎、磨细,以提高其与浸出剂的接触面积。

(2)浸出工艺:将预处理后的锌焙砂与浸出剂(硫酸)混合,在反应釜中进行浸出反应。

(3)温度控制:通过加热和冷却,使反应温度保持在105℃左右。

(4)搅拌:采用搅拌器进行搅拌,以保证浸出剂与锌焙砂充分接触。

(5)气体流量控制:通过调节氧气和还原剂的流量,控制反应过程中的气体环境。

(6)酸碱度控制:通过添加酸或碱,使反应液pH值保持在理想范围内。

(7)反应时间控制:根据浸出率要求,调整反应时间。

(8)浸出液处理:将浸出液进行过滤、沉淀、洗涤等操作,以去除杂质。

三、实训结果与分析1. 锌、铟浸出率通过优化浸出工艺,在初始浸出酸度为110 g/L,温度105℃,反应时间2.5 h,SO通入量理论值的1.05倍、搅拌速度450 r/min的条件下,锌、铟浸出率分别达到了98.96%、95.7%。

与常规浸出工艺相比,浸出率明显提高。

2. 影响因素分析(1)浸出剂:硫酸浓度、pH值、温度等对浸出率有显著影响。

实验结果表明,在优化条件下,浸出率较高。

(2)反应时间:反应时间对浸出率有一定影响,但过长的反应时间会导致能耗增加,因此需在保证浸出率的前提下,尽量缩短反应时间。

(3)搅拌速度:搅拌速度对浸出率有显著影响,合适的搅拌速度可以提高浸出率。

(4)气体环境:氧气和还原剂流量对浸出率有显著影响,合适的气体环境有利于提高浸出率。

四、实训总结1. 通过本次实训,我们对锌焙砂浸出工艺有了更深入的了解,掌握了浸出工艺的基本原理和操作步骤。

锌焙砂热酸浸出液还原_中和沉铟的工艺试验研究

锌焙砂热酸浸出液还原_中和沉铟的工艺试验研究

作者简介:杨美彦(1973-),男,工程师,主要从事锌、铜等有色金属冶炼技术工作。

锌焙砂热酸浸出液还原-中和沉铟的工艺试验研究杨美彦,戴兴征,陈国木,黄孟阳,李国峰,王洪亮,曾 鹏(云南云铜锌业股份有限公司,云南昆明 650093)摘 要:针对高铁高铟锌焙砂的热酸浸出液,进行了还原-中和沉铟工艺条件试验研究,确定了最佳工艺条件,其中还原过程:硫化锌精矿过量系数1 3,酸度60g/L,反应温度90 ,反应时间4h,还原后液Fe 3+浓度小于1 0g/L ;中和沉铟过程:反应pH4 0,反应温度60 ,反应时间30min,采用该条件,在浸出液中铟含量0 15mg/L 情况下,铁还原率93 81%,中和沉铟率99 80%,渣含铟0 36%。

采用还原-中和沉铟工艺,既可有效回收铟,又利于下一步针铁矿沉铁。

关键词:湿法炼锌;热酸浸出液;铁还原;中和沉铟中图分类号:T F 111 31 文献标识码:A 文章编号:1003-5540(2011)05-0024-03铟及其化合物在现代高科技产业中占据着重要地位[1],但是铟在地球中分布十分分散,由于其地球化学性质与锌、铅金属相似而常与闪锌矿、方铅矿等伴生,我国铟资源十分丰富,云南铟资源储量约4400t [2~6]。

云南某公司的锌焙砂及氧化锌烟尘中的铟、铁含量都较高,从强化锌、铟回收出发,开展了中性浸出-弱酸浸出-热酸浸出-高酸浸出-针铁矿沉铁强化浸出的工艺流程试验,在该工艺流程中,有效回收铟是工艺流程需要考虑的重要因素之一,为此,开展了锌焙砂热酸浸出液还原-中和沉铟的工艺试验研究。

1 试验原料试验使用的锌焙砂热酸浸出液系高铁高铟锌焙砂经中性浸出-弱酸浸出-热酸浸出-高酸浸出所得的综合溶液,其主要化学成分见表1,还原剂选用低铁硫化锌精矿,其主要化学成分见表2。

沉铟中和剂采用电收尘氧化锌粉,其中Zn 64 59%、Fe 3 45%、In 1398 30g/t 、Pb 3 62%。

Zn-Fe(Ⅱ)-SO42-H2O体系热酸浸出液净化除砷及水热沉铁工艺研究的开题报告

Zn-Fe(Ⅱ)-SO42-H2O体系热酸浸出液净化除砷及水热沉铁工艺研究的开题报告

Zn-Fe(Ⅱ)-SO42-H2O体系热酸浸出液净化除砷及水
热沉铁工艺研究的开题报告
研究背景:
近年来,针对废弃锌铁电池的资源化利用成为了研究的热点之一。

其中,热酸浸出的方法提取废旧锌铁电池中的有价值的金属元素,但这
种方法后处理液中含有大量的杂质,如砷、铟等,需要进行净化处理。

本研究将针对这个问题进行探究,研究除砷及水热沉铜技术的可行性。

研究内容:
本研究主要是针对废旧锌铁电池的热酸浸出液进行处理,研究除砷
及水热沉铜技术的可行性。

具体步骤如下:
1. 研究废旧锌铁电池热酸浸出液中砷的存在形态以及其影响因素;
2. 探究不同条件下水热处理对废旧锌铁电池热酸浸出液中砷的去除
效果;
3. 基于三元相图理论,研究除砷及水热沉铜技术在Zn-Fe(Ⅱ)-SO42-H2O体系中的应用;
4. 研究除砷及水热沉铜工艺对废旧锌铁电池热酸浸出液的净化效率
及对环境的影响。

研究意义:
本研究将探讨废旧锌铁电池中有价值金属元素的提取和回收,给废
旧锌铁电池资源化利用提供技术支持。

通过对热酸浸出液中砷的去除和
环境的影响研究,可以为废弃原电池资源重利用提供技术与理论的支撑。

锌精矿浸出液中铟铁分离工艺研究

锌精矿浸出液中铟铁分离工艺研究
r to wa :1 a i s1 n.Loa e g n c ph s s wa h d wih H ,wa h ng r t fio a i s1 nd tme wa 0 mi d d or a i a ewa s e t 2 O4 C2 s i a e o r n
m u fe t m e fc.
Ke wo ds Sph l rt y r : a e ie;I di m ;I o n u r n;P5 07
铟是 稀散金 属 之一 , 在地 壳 中的含 量很低 , 没有 单独 的铟矿 床 , 主要 富集 于硫 化矿 中 , 别是 闪锌 矿 特 内, 冶炼 锌 、 的 副产物 _ ] 是 铅 1 。 铟 的分 离提 取方 法有 萃淋树 脂 分离 、 液膜 分离 、 溶剂萃 取 等 , 中溶 剂 萃 取 在 工业 上 得 到 了广 其
铁 , 和铟 有着 相似 的性质 , 为 最难 分离 的共存 杂 铁 成
质 . 铟铁 分离成 为 回收 铟 的关键 。 故
1 实验 部 分
试 验原 料 : 锰 矿 ( 二 氧 化 锰 3 ) 锌 精 软 含 0 和 矿 , 精 矿 的 主 要 成 分 : n 4 %、 e 3 、 b 锌 Z 8 F 6 P
Ab ta t S h l rt s o i i e n e c e y m a g n s r n a i i c n i o ( u f rc a i y t m ) sr c : p a e ie wa x d z d a d l a h d b n a e e o e i cd c o d t n s lu i cd s s e i ,
表 1 酸 度对 萃取 率 的影 响
Ta l Thee f c fa i iy o x r c i ee fce c be 1 fe to c d t n e t a tv f ii n y 平衡水相E H ] (to ・L / o l 一) 40 . 35 . 30 . 25 . 20 . 15 . 10 . 05 ・

铟锌焙烧矿低酸浸出—还原液中和提铟及铁资源利用方法研究的开题报告

铟锌焙烧矿低酸浸出—还原液中和提铟及铁资源利用方法研究的开题报告

铟锌焙烧矿低酸浸出—还原液中和提铟及铁资源利用方法研究的开题报告题目:铟锌焙烧矿低酸浸出—还原液中和提铟及铁资源利用方法研究一、研究背景铟是一种稀有金属,具有良好的磁性、导电性、机械性能和其它特殊性质,广泛应用于光电子技术、显示技术、航空航天、新材料等领域,具有很高的经济价值和战略意义。

铟的主要资源为铟锌焙烧矿,在国内外都处于紧缺状态。

同时,铁是矿石的主要组成元素之一,不仅在冶金、机械、建筑、化工等领域有广泛应用,而且是国家重要的战略资源。

因此,提高铟和铁的资源利用效率,对于保障国家经济和发展具有重要意义。

传统的铟锌焙烧矿的冶炼过程中,采用高酸浸出法,会产生大量废酸,对环境造成污染。

低酸浸出法能够减少废酸产生,但同时产生的还原液中含铟量较低,难以满足工业需求。

目前,国内外已有一些研究采用化学、物理或生物法提取提铟还原液中的铟,但这些方法存在不足,如效率低、成本高、对环境影响大等。

因此,有必要对铟锌焙烧矿低酸浸出—还原液中和提铟及铁资源利用方法进行研究。

二、研究目的和内容本研究旨在:1.比较不同浸出溶液、浸出时间和温度等条件下铟锌焙烧矿的低酸浸出效率及还原液中铟的含量,并确定最佳浸出条件。

2.评估不同方法对还原液中铟的提取效率,包括化学法、物理法和生物法等,并选定最佳方法。

3.研究铁资源在还原液中的分布规律,评估其可回收性。

4.开展铟、铁资源的利用方法研究,确定最佳利用途径。

本研究的具体内容包括:1.铟锌焙烧矿的化学组成和物理性质分析。

2.铟锌焙烧矿的低酸浸出实验研究,包括浸出条件的优化和浸出液中的元素分析。

3.铟还原液中和提铟方法的实验研究,包括不同方法的试验、提取效率的比较和分析。

4.铁在还原液中的分布规律研究,评估其可回收性,为铁的资源化提供科学依据。

5.铟、铁资源利用方法的研究,包括铟的物理化学分离、直接还原法制备金属铟、溶剂萃取法制备高纯度铟等。

三、研究意义本研究对于提高铟和铁的资源利用效率,降低生产成本,减少环境污染,促进资源科学化、多样化和循环利用都具有重要意义。

锌焙砂中性浸出渣还原酸浸试验研究

锌焙砂中性浸出渣还原酸浸试验研究
me t a l l u r g y,t he t e s t o f r e d u c t i v e a c i d l e a c hi n g o n n e u t r a l r e s i d ue mi x e d wi t h z i n c c o n c e n t r a t e wi t h h i g h— i r o n s p h a l e r —
i t e a s t h e s t u d y o b j e c t h a s b e e n c a r r i e d o u t . T h e i n l f u e n c i n g f a c t o r s s u c h a s ma s s r a t i o o f t h e n e u t r a l r e s i d u e t o t h e
ABSTRA CT :I n o r de r t o r e c y c l e t h e v a l ua b l e me t a l r i c h i n n e u t r a l l e a c h i n g r e s i d u e f r o m t h e p r o c e s s o f z i n c h y dr o -
陈先友 , 邓志敢 魏 昶 李存兄 朱北平 曹元庆
( 1 .昆明理 工大 学冶 金 与能 源工程 学 院 , 昆明 6 5 0 0 9 3 ;
2 .云 南 华 联 锌 铟 股 份 有 限 公 司 , 云南文山 6 6 3 7 0 1 )
摘 要 :为了综合回收湿法炼锌过程富集于 中浸渣 中的有价金属 , 以高铁 闪锌矿为研 究对象 , 开展 了
第2 4卷
第 2期

高铁锌焙砂浸出试验研究的开题报告

高铁锌焙砂浸出试验研究的开题报告

高铁锌焙砂浸出试验研究的开题报告
一、选题背景和目的
高铁锌焙砂是一种重要的锌资源,在冶金工业中得到广泛应用。

其主要成分为锌、铁、硅、铝等元素,具有重要的冶金价值。

在现有的冶金生产过程中,高铁锌焙砂常
常需要进行浸出处理,以获取其中的有价金属资源。

然而,由于高铁锌焙砂中含有较
多的硬度较高的铁质矿物,以及其他杂质元素,这使得高铁锌焙砂的浸出效率较低,
处理难度较大。

因此,本研究旨在探究如何提高高铁锌焙砂的浸出效率和选择合适的浸出条件,促进我国冶金工业的发展。

二、研究内容和方法
1. 研究内容:本研究将以高铁锌焙砂为主要研究对象,探究如何提高其浸出效率和选择适当的浸出条件,以获取更多有价金属资源。

2. 研究方法:本研究将采用多种方法进行研究,包括实验室模拟浸出实验、物化性质分析、扫描电子显微镜(SEM)观察、矿物学分析等。

三、预期结果
预计本研究将能够确定高铁锌焙砂的浸出条件,提高浸出效率,并深入了解高铁锌焙砂中有关元素的存在形式和赋存状态。

同时,本研究的结果可为高铁锌焙砂的浸
出工艺优化提供重要理论依据和实验基础。

四、研究内容的重要性
高铁锌焙砂是一种重要的锌资源,在冶金工业中具有广泛的应用价值。

本研究的开展有助于提高高铁锌焙砂的浸出效率,促进我国冶金工业的可持续发展。

此外,本
研究的结果可为相关企业提供改进工艺和提高生产效率的重要依据。

次氧化锌中铟的富集提取技术的研究

次氧化锌中铟的富集提取技术的研究

次氧化锌中铟的富集提取技术的研究黄亚君【摘要】综合介绍了铟在湿法炼锌中的含量走向以及铟的富集提取技术工艺,分析了西北某锌冶炼厂提取铟的工艺流程及存在的问题,通过小型试验和工业试验分析影响铟回收率的因素.数据结果表明高温高酸浸出渣率18.8%~22.7%,Zn总浸出率达98%以上,西北某锌冶炼厂可以达到各项数据指标,经济效益良好.通过工艺流程改造,取得良好的效果,铟产量和回收率得到很大提高.通过正交试验和数据分析,得到影响铟富集回收各项因素的最优条件:加酸量倍数0.6,温度100℃,时间240min,液固比3∶1.【期刊名称】《世界有色金属》【年(卷),期】2017(000)019【总页数】3页(P14-16)【关键词】次氧化锌;铟;富集提取;回收率【作者】黄亚君【作者单位】西部矿业集团科技发展有限公司,青海西宁810000【正文语种】中文【中图分类】TF843.1铟主要应用于电工电子,航空航天、合金制造、感光材料等高科技领域,尤其是液晶显示器材上的铟锡氧化物透明导电膜的制造。

铟属于稀有金属,在地壳中含量少,无成型独立地矿床,分布在其他矿物中,在选矿过程中主要富集在硫化矿,特别是锌精矿中,铟的含量达到0.002%时就具有工业回收价值。

目前生产的铟大多是从铅、锌、铜等冶炼过程中回收的。

现在主要采用低酸浸出—溶剂萃取法从次氧化锌中提铟。

铟作为一种不可再生的战略性资源,提高铟的提取回收率是解决铟资源匮乏的有效途径之一。

研究新的铟的富集提取技术,有利于提高铟的回收率,对铟材料产业的可持续发展有重大意义,同时也能提高企业经济效益,一举两得。

锌精矿一般含铟量在0.003%~0.013%,当锌精矿进行焙烧时,由于矿石中的铟被氧化成难挥发的氧化铟,95%以上的铟留在焙砂中,当采用常规浸出时,80%~100%的铟留在浸出渣中,采用回转窑挥发处理渣,有60%~70%的铟进入氧化锌烟灰中。

这种氧化锌用来作为生产铟棉的原料,铟在产物中的分布如表1所示。

锌焙砂热酸浸出液还原-中和沉铟的工艺试验研究

锌焙砂热酸浸出液还原-中和沉铟的工艺试验研究

基 于 上述 原 因 , 对 热 酸 浸 出 得 到 的高 铟 浸 出 针
液 , 在 针 铁 矿 沉铁 段 前 引 入 还原 一中 和沉 铟 工 序 拟
富集 回收铟 , 具体 的 工艺流 程 如 图 1所示 , 即先 将 浸
出液 中 F 3 原 为 F , e 还 d 然后 中 和沉 铟 , 样 一 方 这
得 的综合 溶液 , 主 要化 学 成 分 见 表 1还 原 剂选 用 其 , 低铁 硫 化锌精 矿 , 主要化 学成 分见 表 2 其 。沉铟 中和
剂采 用 电 收 尘 氧 化 锌 粉 , 中 z 45 %、 e 其 n 6 .9 F
3. 45% 、 n 1 9 3 /t Pb 3. I 3 8. 0 g 、 62% 。
2 4
湖 南有 色金属
H U NAN N0 NFERR OU S M ETALS
第2 7卷 第 5期 21 0 1年 1 0月
锌 焙 砂 热 酸浸 出液 还 原 一中 和 沉 铟 的工 艺 试 验 研 究
杨美彦 , 戴兴征 , 陈国木 , 黄孟 阳 , 国峰 , 李 王洪亮 , 鹏 曾
图 2 硫 化锌 过剩 系数 对铁 还原 的影 响
原 时 间对铁 还 原 率影 响试 验 结 果 如 图 3所 示 ( 原 还 前 液 1L F 5 5 / H S 43 .7gL , 图 3 , e2 .4gL、 2O 2 8 / )从 中可 以看 出 , 溶液 酸度 一定 的条 件 下 , 管硫 化 锌 精 不 矿 用 量 ( 量系 数 ) 少 , 铁还 原率 要达 到 9 % , 过 多 使 0 反 应 均需 3h 而且 还原 率 要 求 越 高 , 应 时 间 要 求 越 , 反 长; 当然提 高硫化 锌精 矿用 量 ( 量 系数 )能 明显 改 过 , 善铁 的还原效 果 , 当过 量 系数 为 14时 , 还 原 率 可 . 铁

锌培砂中浸渣浸出液赤铁矿法除铁的探讨

锌培砂中浸渣浸出液赤铁矿法除铁的探讨

锌浸出液赤铁矿法除铁原理探讨作者姓名摘要:分析了硫酸盐溶液体系内三价铁沉淀氧化铁和二价铁沉淀氧化铁的不同之处,并对锌浸出液赤铁矿法除铁工艺的影响因素进行了分析。

从理论上分析了三价铁直接沉铁形成赤铁矿工艺的可行性,预计其可以替代锌湿法冶炼工艺中传统的黄钾铁矾除铁法。

Dicussion on hydrolysis precipitation of ferric oxidedirectly in zinc leaching solutionLAbstract:The difference between ferric iron oxide precipitation and ferrous oxide precipitation are analyzed in the solution of sulfate system.The influence factors of the process of the iron precipitation as hematite in zinc leaching solution was also analyzed.The direct precipitation of ferric as hematite was studied theoretically and the traditional jarosite process can be replaced.铁在地壳中的含量仅次于氧、硅、铝居第四位,从整个地球含量计算则居第一位。

铁是600多种矿物的主要组成元素,几乎所有以矿物为原料的冶金工业,均会涉及铁的分离或者提取。

湿法冶金酸浸工序中,铁伴随有价金属元素一同浸出,在有价金属得到回收之前,要先将溶解的铁除掉。

早先出现的中和除铁法通过提高浸出液的pH值使溶液中的铁呈氢氧化铁胶体的形式沉淀,这种沉淀难以浓密和过滤,在沉淀的同时会吸附大量的有价金属离子,造成损失。

锌焙砂热酸还原浸出赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告

锌焙砂热酸还原浸出赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告

来宾冶炼厂质量体系文件锌焙砂热酸还原浸出-赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告锌焙砂热酸还原浸出-赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告1、前言广西华锡集团股份有限公司是我国特大型金属矿产资源基地,拥有大厂锡锑铟锌铅银多金属资源,集团以产锡为主,综合回收铟、铅、锑、锌、银、镉、铋等多种金属,现已形成年采选250万吨矿石、年冶炼2.5万吨锡、80吨铟、4万吨铅锑、6万吨锌、70吨银的生产能力。

华锡集团拥有得天独厚的矿产资源,其中铟储量居世界第一位,锡储量约占全国总量的三分之一,锌占广西总量的60%强,居全国第二位,锑名列全国前茅,同时富含铂、钌、钯、镓、锗、铊等可综合回收的稀贵、稀散金属元素。

来宾冶炼厂是广西华锡集团股份有限公司下属主要冶炼生产企业之一,是国家大型有色冶炼基地,现有锡冶炼和锌铟冶炼两大系统,主要产品有锡锭、锌锭、铟锭、硫酸等。

其中锌铟系统是目前世界上最大的铟冶炼基地,除生产铟锭外,同时可生产锌锭6万吨,硫酸12万吨。

来宾冶炼厂目前年处理华锡自产锌精矿12.00万吨,外购锌精矿1.64万吨,自产锌精矿中含锌平均46.47%,含铁平均达到16.5%),含铟0.07%,同时含Cu0.3%~0.6%、Cd0.3%~0.6%、Sn0.3%~0.5%、Pb0.3%~0.6%、Ag80~150g/t,精矿中的铜、镉、锡、铅、银和铁也是可以利用的资源。

每年处理的锌精矿含铟大约80 t。

该锌精矿具有铟品位高,锌品位低,铁品位高的特点,因而在提取锌的过程中,回收铟与除铁是工艺流程选择的关键。

目前锌系统采用沸腾炉焙烧脱硫—热酸浸出铁矾法沉铁铟—净化—电积的湿法冶炼技术,来宾冶炼厂锌冶炼系统是为了处理大厂矿区产出的含Fe高达14%~18%,含In 800~1200g/t的锌精矿而建设、有其专门的工艺特点。

为适应精矿含铁、铟高的特点,解决铁与锌的分离以及铟的有效富集是浸出工艺技术关键。

现在,锌焙烧砂浸出采用“热酸浸出-铁矾法沉铁铟”工艺,获得较高的锌浸出率,同时,铁和铟一起沉淀富集到铁矾渣中。

锌粉置换沉铟小型试验报告

锌粉置换沉铟小型试验报告

〜锌粉置换沉铟小型试验报告一、前言来宾冶炼厂于2010年进行了热酸还原-赤铁矿法沉铁工业试验。

在试验的氧化锌粉中和沉铟工序中出现了沉铟渣品位低,渣量大的现象。

针对此现象,2010年10月,冶金室进行了锌粉置换沉铟小型试验。

试验原料1、工业试验所产预中和后液表一预中和后液成分表2、锌粉:分析纯锌粉、工业锌粉3、工业氧化锌三、试验过程及数据分析1、试验条件a、锌粉置换试验条件本次试验,每周期投入预中和后液3升,投入不同锌粉量。

从试验的沉铟率来确定锌粉的最佳加入量。

反应时间:1小时反应温度:50~60Cb、氧化锌粉中和沉铟对比试验条件反应温度:90~C反应终点:PH=4.0反应时间:0.5小时2、试验现象a、锌粉置换试验锌粉投入初期有气泡产生;反应结束后渣呈黑色团状悬浮;溶液呈绿色;极易过滤。

b、氧化锌粉中和沉铟对比试验在逐步加入氧化锌的过程中,溶液由绿色逐渐转为黄褐色;反应结束后渣呈褐色;溶液呈黄褐色;可过滤。

3、试验结果表二第一组试验结果(分析纯锌粉)第一组试验所用原料溶液成分如表三表三第一组试验所用原料溶液成分表四第一组试验结果使用分析纯锌粉置换,以每升溶液加入3. 0g锌粉,可以使置换后液含铟降低到7.89mg/L,沉铟率91.3%,沉铟渣含In3.43%,进一步加大锌粉加入量到每升溶液加入 4.0g锌粉,对沉铟率提升不明显,但沉铟渣含In降低到0.79%,In的富集程度降幅大,在锌粉投入量为3g/l时,锌粉置换沉铟率与氧化锌中和沉铟率相当。

表五第二组试验结果(工业锌粉)使用工业锌粉置换,以每升溶液加入3. 0g锌粉,可以使置换后液含铟降低到22mg/L,沉铟率88%,沉铟渣含In5.31%,进一步加大锌粉加入量到每升溶液加入 4.0g锌粉,可以使置换后液含铟降低到11mg/L,,沉铟率93.9%,得到明显提高,沉铟渣含In仍达到4.63%,以每升溶液加入4.0g锌粉为宜,在锌粉投入量为3g/l时,锌粉置换沉铟率与氧化锌中和沉铟率相当表六第三组试验结果(工业锌粉)第三组试验结果与第二组试验结果相近4、预中和终点控制用含In 190mg/L的热酸还原浸出液进行预中和试验,考察不同预中和终点酸度与预中和后液含铟的关系表七预中和后液酸度与预中和后液铟含量的关系预中和要确保溶液的In基本不被沉淀,从表七可见,预中和终点酸度宜控制在7〜8g/L左右,相当于PH值1.5。

锌焙砂一段酸性浸出试验研究

锌焙砂一段酸性浸出试验研究

锌焙砂一段酸性浸出试验研究阙绍娟;陈燕清;马少健;何春林【摘要】The test on single - stage acid leaching of zinc calcine had been proceed. The effects of stirring speed, particle size, leaching temperature, initial acidity of sulfuric acid and ratio of liquid to solid were studied on the leaching rates of zinc and iron. The results showed that initial acidity of sulfuric acid and liquid -solid ratio were the most important factors on leaching. Under the condition of leaching temperature 55℃, initial acidity of sulfuric acid 120 g/L, leaching time 0.5 h,liquid- solid ratio 6: 1 and stirring rate 500 r/min, the leaching rate of zinc and iron was 81.33% and 3.45% respectively, which basically achieved selective leaching of zinc and iron.%对锌焙砂进行了一段酸性浸出试验研究,考察了搅拌速度、矿样粒度、浸出温度、初始酸度、液固比等因素对Zn和Fe浸出率的影响规律.试验结果表明:初始酸度和液固比是影响浸出的最重要因素,锌焙砂在55℃、初始酸度120 g/L、液同比6:1和搅拌速度为500 r/min的条件下浸出0.5 h,Zn的浸出率为81.33%、Fe 的浸出率为3.45%,基本能够实现Zn、Fe的选择性浸出.【期刊名称】《矿产保护与利用》【年(卷),期】2011(000)002【总页数】4页(P24-27)【关键词】锌焙砂;一段酸性浸出;选择性浸出;浸出率【作者】阙绍娟;陈燕清;马少健;何春林【作者单位】广西大学资源与冶金学院,南宁,530004;广西大学资源与冶金学院,南宁,530004;广西大学资源与冶金学院,南宁,530004;广西大学资源与冶金学院,南宁,530004【正文语种】中文【中图分类】TF813;TFS03.2+1锌的冶炼方法有湿法和火法两种,火法炼锌所占比重很小,只有 ISP法尚存一定的生命力。

锌焙砂浸出实训报告数据

锌焙砂浸出实训报告数据

一、实训目的通过本次实训,使学生掌握锌焙砂浸出的基本原理、工艺流程及操作方法,提高学生对锌焙砂浸出工艺的认识和操作技能。

二、实训时间2021年X月X日三、实训地点XX学院化工实训中心四、实训材料1. 锌焙砂:铁闪锌矿经高温焙烧后所得,其主要成分是氧化锌,还有少量的氧化铜、氧化镍、氧化钴、氧化镉、氧化砷、氧化锑和氧化铁等。

2. 硫酸:浓度为98%的硫酸,用于浸出锌。

3. 氧化锌:用于浸出过程中调节溶液pH值。

4. 软锰矿:用于浸出过程中氧化亚铁离子。

5. 空气:用于浸出过程中氧化亚铁离子。

6. 搅拌器:用于浸出过程中搅拌。

7. 热水浴:用于浸出过程中控制温度。

五、实训步骤1. 准备工作(1)将锌焙砂进行干燥,以去除其中的水分。

(2)称取一定量的锌焙砂,放入反应器中。

(3)向反应器中加入适量的硫酸,使溶液的初始浓度为110g/L。

2. 浸出过程(1)开启搅拌器,将溶液搅拌均匀。

(2)控制反应温度为105℃,保持2.5h。

(3)在浸出过程中,向溶液中通入理论值的1.05倍的SO2,以氧化亚铁离子。

(4)观察溶液颜色变化,记录溶液的pH值。

3. 中和沉淀(1)在浸出结束后,关闭搅拌器,让溶液静置。

(2)待溶液澄清后,取上层清液。

(3)向清液中加入氧化锌,调节溶液pH值为5.0-5.4。

(4)加入软锰矿,氧化亚铁离子。

(5)观察溶液颜色变化,记录溶液的pH值。

4. 净化(1)在溶液中添加空气,使溶液中的砷和锑氧化成气态。

(2)记录溶液中砷和锑的含量。

六、实训数据1. 浸出率(1)锌浸出率:98.96%(2)铟浸出率:95.7%2. 溶液pH值(1)浸出过程中pH值:4.8(2)中和沉淀过程中pH值:5.23. 溶液中杂质含量(1)砷含量:0.01g/L(2)锑含量:0.02g/L七、实训结论本次实训,通过对锌焙砂浸出工艺的实践操作,达到了预期的目的。

在浸出过程中,通过优化条件,锌、铟浸出率分别达到了98.96%和95.7%,有效解决了传统浸出工艺中锌、铟浸出率低的问题。

热酸浸出针铁矿除铁湿法炼锌中萃取法回收铟

热酸浸出针铁矿除铁湿法炼锌中萃取法回收铟

第2期(总第62期) 1997年6月湿法冶金Hydrom etallurgy№.2(Sum№.62)Jun.1997热酸浸出针铁矿除铁湿法炼锌中萃取法回收铟马荣骏(冶金工业部长沙矿冶研究院 湖南长沙 410012) 本文介绍了作者提出的在热酸浸出、针铁矿除铁、湿法炼锌工艺中,用P204直接由低酸浸出还原液萃取回收铟的新工艺。

试验表明,流程畅通,铟、铁萃取分离效果好,没有乳化产生,运行可靠,操作容易控制,铟回收率高。

较从中和渣或铁矾渣中萃取回收铟有一系列优点。

关键词 湿法炼锌 针铁矿 萃取 铟 在我国锌矿资源中,有些锌精矿含铟很高(高达0.09%),在这种情况下,铟的价值甚至高过于锌,所以一定要选用铟锌并重、能有效回收铟、锌的流程。

为此,长沙矿冶研究院及广西冶金研究院分别研究了铁矾及针铁矿沉铁的工艺流程[1、2]。

铁矾法流程是从铁矾渣中回收铟,而针铁矿法是从预中和渣中回收铟。

二者都存在着流程长、设备投资大的缺点。

铁矾法存在操作条件严格、容易产生乳化等问题[1]。

我们根据针铁矿法及萃取剂性能等特点,研究了直接从低酸浸出液的还原液中用萃取法直接萃取回收铟的工艺。

该工艺运行可靠、操作方便、铟回收率高、萃取中不产生乳化等一系列优点,可以达到有效回收铟、锌的目的。

1 P204对Fe(Ⅲ)、Fe(Ⅱ)及In (Ⅲ)的萃取性能 关于用烷基磷酸萃取剂萃取Fe(Ⅲ)及Fe(Ⅱ)的情况,在文献[3、4]中均有报道,对In(Ⅲ)的萃取在文献[5]中也有阐述,但为了结合我们的需要,进行了必要的如下基本性能考察与研究。

不足10%提高到60~70%。

(4)本工作提出的抑制技术已能达到或接近该类各种矿石的极限浸出率。

参考文献1 Gu ay W.J.,Gold Silver:Leach ing,Recovery,E con.Proces s,1981,172 C.A.Pat.1062918(1970)3 冶金工业部长春黄金研究所,微细粒难选冶金矿石研究课题简介,1991,P14(内部资料)4 北京有色金属设计研究总院,贵州省西南州戈塘金矿设计报告,1990(内部资料)5 王槐三,CN94111813.146 王槐三等,黄金,1995,16(10),257 王槐三等,黄金,1995,16(11),30・58・1.1 P202对Fe(Ⅲ)及Fe(Ⅱ)的萃取性能1.1.1 酸度的影响有机相:15%P204+200#煤油;水相:含5g/L Fe(Ⅲ)及Fe(Ⅱ)、不同pH的硫酸水溶液;萃取条件:相比1 1,室温,萃取时间5min。

湿法炼锌过程中铟铁的分离

湿法炼锌过程中铟铁的分离

湿法炼锌过程中铟铁的分离宋素格1,2,蒋开喜2,李运刚1,王海北2(11河北理工大学冶金与能源学院,河北唐山 063009;21北京矿冶研究总院,北京 100044)摘要:以锌焙砂的热酸浸出液为原料,采用先还原高价铁后中和沉铟的方法,对湿法炼锌过程中铟铁分离进行研究。

结果表明,还原过程中温度对Fe 3+的还原率影响最大,在95℃还原3h 、锌精矿过量112倍情况下,溶液中Fe 3+的还原率在95%左右;中和沉铟过程中终点p H 对铟沉淀影响较大,控制终点p H 在410左右,中和时间110h ,温度在80℃时,铟的沉淀率在99%以上。

关键词:还原;锌精矿;中和沉铟;铟铁分离中图分类号TF84311;TF813 文献标识码:A 文章编号:1007-7545(2006)03-0005-03Indium 2iron Separation in Zinc H ydrometallurgy ProcessSON G Su 2ge 1,2,J IAN G Kai 2xi 2,L I Yun 2gang 1,WAN G Hai 2bei 2(11School of Metallurgy and Energy ,Hebei Polytechnic University ,Tangshan 063009,China ;21Beijing G eneral Research Institute of Mining &Metallurgy ,Beijing 100044,China )Abstract :The indium 2iron separation process with the hot acid leaching solution of roasted zinc ore as the raw material by the method of neutralizing precipitation after reducing Fe 3+is studied 1The results indicate that the temperature has the most impact on the Fe 3+reducing rate during the reducing process ,and the Fe 3+reducing rate was about 95%in the solution reduced 3hours at 95℃with the quantities of zinc concentrate was 112times than the theory 1It also indicates that the final p H also effect the indium precipitation rate during the indium neutralizing precipitation process ,and the indium precipitation rate was more than 99%when the final p H was about 410,the temperature was 80℃and the reacting time was 1hour 1K eyw ords :Reducing ;Zinc concentrate ;Indium neutralizing precipitation ;Indium 2iron separation作者简介:宋素格(1978-),女,河北邢台人,硕士 铟是一种稀散金属,极少存在可供独立开采的工业矿床。

热酸浸出富铟锌浸渣提取锌铟的研究

热酸浸出富铟锌浸渣提取锌铟的研究

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矿 冶
传统 湿 法 炼锌 过 程 中 ,一 般 采用 高 温 还原 挥 发 法处 理锌 浸 出渣 ,回收锌 、铅 、铟 、锗等 有价 金属 。然 而 ,该 方 法存 在能 耗大 、有 价金 属 回收率低 及低 浓度 SO,气 体 环境 污染 严 重等 问题 ,其 应 用 受 到 了限制 。 热 酸浸 出作 为一 种 强 化 浸 出 手段 ,能够 有 效 溶 解 锌 浸 出渣 中难溶 的铁 酸 锌 ,进 一 步 提 高锌 等 有 价 金 属 浸 出率 。 同时 ,使 渣 中的铅 、银等 有价 金属 富集 于浸 出渣 中 ,有 利于金 属 的进一 步 回收 。 因此 ,热 酸浸 出 处 理锌 浸 出渣 回收有 价金 属成 为研 究 的热点 。本 文
REC0VERY ZINC AND INDIUM FROM INDIUM .BEARING ZINC RESIDUE BY HOT.ACID LEAC HING
ZH n ZHAN G Fan WEI Chang
(1.Yunnan Hualian Zinc and Indium Co.,Ltd.,Wenshan 663701,Yunnan,China; 2.Faculty of Metallurgical and Energy Engineering,Kunming University o f Science and Technology,Kunming 650093,China)
ABSTRACT:The treatment of indium-bearing zinc residue by hot-acid leaching was studied. By dissolving zinc ferrite.Fe was released. The concentration of Fe and redox potential of solution was increased with increasing reaction time. The high Fe¨ concentration and rcdox potential of solution were adverse to the dissolution of zinc ferrite. The leaching behavior of zinc and indium was analyzed during the hot-acid leaching. The leaching rate of zinc and indium were 96.53% and 94.85% ,respectively, by a two-stage adverse current leaching. The optimum parameters of the f irst stage are temperature 90 oC ,liquid-to—solid ratio 10:1 and leach time 4 h;The optimum pa‘ rameters of the second stage are initial sulfuric concentration 1 60 g/L,temperature 90 ℃ ,liquid—to—solid ratio 1 0 mL/g and leach time 4 h. KEY W ORDS:indium·bearing zinc residue;hot-acid leaching;zinc;indium
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锌焙砂热酸还原浸出赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告来宾冶炼厂质量体系文件锌焙砂热酸还原浸出-赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告锌焙砂热酸还原浸出-赤铁矿法沉铁提取锌铟半工业试验研究报告1、前言广西华锡集团股份有限公司是我国特大型金属矿产资源基地,拥有大厂锡锑铟锌铅银多金属资源,集团以产锡为主,综合回收铟、铅、锑、锌、银、镉、铋等多种金属,现已形成年采选250万吨矿石、年冶炼2.5万吨锡、80吨铟、4万吨铅锑、6万吨锌、70吨银的生产能力。

华锡集团拥有得天独厚的矿产资源,其中铟储量居世界第一位,锡储量约占全国总量的三分之一,锌占广西总量的60%强,居全国第二位,锑名列全国前茅,同时富含铂、钌、钯、镓、锗、铊等可综合回收的稀贵、稀散金属元素。

来宾冶炼厂是广西华锡集团股份有限公司下属主要冶炼生产企业之一,是国家大型有色冶炼基地,现有锡冶炼和锌铟冶炼两大系统,主要产品有锡锭、锌锭、铟锭、硫酸等。

其中锌铟系统是目前世界上最大的铟冶炼基地,除生产铟锭外,同时可生产锌锭6万吨,硫酸12万吨。

来宾冶炼厂目前年处理华锡自产锌精矿12.00万吨,外购锌精矿1.64万吨,自产锌精矿中含锌平均46.47%,含铁平均达到16.5%),含铟0.07%,同时含Cu0.3%~0.6%、Cd0.3%~0.6%、Sn0.3%~0.5%、Pb0.3%~0.6%、Ag80~150g/t,精矿中的铜、镉、锡、铅、银和铁也是可以利用的资源。

每年处理的锌精矿含铟大约80 t。

该锌精矿具有铟品位高,锌品位低,铁品位高的特点,因而在提取锌的过程中,回收铟与除铁是工艺流程选择的关键。

目前锌系统采用沸腾炉焙烧脱硫—热酸浸出铁矾法沉铁铟—净化—电积的湿法冶炼技术,来宾冶炼厂锌冶炼系统是为了处理大厂矿区产出的含Fe高达14%~18%,含In 800~1200g/t的锌精矿而建设、有其专门的工艺特点。

为适应精矿含铁、铟高的特点,解决铁与锌的分离以及铟的有效富集是浸出工艺技术关键。

现在,锌焙烧砂浸出采用“热酸浸出-铁矾法沉铁铟”工艺,获得较高的锌浸出率,同时,铁和铟一起沉淀富集到铁矾渣中。

含铟铁矾渣通过回转窑还原挥发富集锌铟到烟尘,高铟烟尘再通过“浸出—萃取—反萃—置换—电解”提取铟。

经过10年的生产实践,现有提锌、铟的工艺流程存在明显的不足,表现为:1)锌精矿高铁低锌的特点,采用热酸浸出――铁矾法除铁,铁矾渣渣量大(矾渣渣率45%),含锌高,锌损失大,锌冶炼总回收率只有88.2%~90%。

2)铟回收系统流程长,铟的冶炼回收率低,生产成本高,目前以矾渣为原料计算的铟冶炼回收率只有70%左右,同时吨铟的成本高。

3)铁矾渣中含有大量的硫酸根,在回转窑还原挥发过程中铁矾渣分解出二氧化硫有害气体,浓度在11000~13000mg/m3。

4)铁矾渣回收铟过程,需要将大量含水高的铁矾渣干燥,然后在回转窑中高温还原挥发,焦炭消耗量大,年消耗的细粒焦碳达到3.85万吨,能耗高。

5)铟在回转窑还原过程中挥发的不彻底,渣中仍含有200~400g/t的铟,同时还原挥发后得到的氧化锌烟尘在酸浸过程中的酸浸渣含铟也有2000~3000g/t,使得铟分散,一部分难以回收利用。

为克服上述不足,对锌浸出工艺和提铟工艺进行了不同的试验研究,如“热酸浸出-还原针铁矿法”工艺、“热酸浸出-EZ法”工艺、热压酸性选择性浸出工艺以及北京矿冶研究院已经进行研究的“热酸浸出-还原赤铁矿法”工艺等。

从各自的试验结果比较,“热酸浸出-还原赤铁矿法”解决了现有的矾渣挥发产生的二氧化硫问题造成的环保问题,同时,锌铟冶炼回收率也比现有工艺高,特别是铟的回收率提高的幅度在15%以上,锌精矿中的铁可以转化为赤铁矿加以资源化利用。

“热酸浸出-还原赤铁矿法”具有一定的技术优势。

但该工艺也存在着工艺流程较长、热酸浸出和还原两个作业环节要求95℃的高温常压,蒸汽消耗量大等缺点。

在充分考虑利用“热酸浸出-还原赤铁矿法”试验研究获得的技术成果和保持其技术先进性的基础上,为了进一步简化该工艺流程,基于热酸浸出和还原两个作业环节要求95℃的高温常压的相近工艺条件,冶金研究室于2009年开展了锌焙砂中性浸出-中浸渣热酸还原浸出小型试验。

即在热酸浸出过程中同时加入硫化锌精矿对Fe3+进行还原成Fe2+,小型试验取得了预期的效果,热酸还原浸出小型试验结果表明,锌焙砂经过中性浸出和热酸还原浸出,锌总浸出率92% ,铟浸出率80%,热酸还原浸出铁的浸出率80%,热酸浸出液含Fe3+1.5~3.0g/L,总浸出渣率19.98%,作为还原剂硫化锌精矿用量占系统投入锌精矿总量的17.76%。

为简化热酸浸出——还原赤铁矿工艺,实施热酸浸出与还原两个工序合并为一个工序奠定了理论基础。

为了考察从锌焙砂的整个“热酸还原浸出——赤铁矿法”工艺全流程中性浸出、热酸还原浸出、预中和、沉铟、赤铁矿法沉铁等5 个工序的匹配融合,为现有的“热酸浸出——铁矾法沉铁铟”浸出工艺改造为“热酸还原浸出——赤铁矿法”浸出工艺提供工程设计依据。

为来宾冶炼厂锌铟冶炼系统扩建工程的设计提供有效的工艺参数和设备选择参数。

具体为:(1)通过连续运行,检验工艺流程的可靠性。

(2)确定中性浸出的锌浸出率、中性浸出的渣率。

(3)确定热酸还原浸出的锌精矿消耗率、铁还原率、浸出渣产出率。

(4)确定热酸浸出液预中和的低铁氧化锌消耗量。

(5)考察氧压赤铁矿法沉铁的氧气消耗量、铁渣产出率、铁渣质量。

(6)考察中和沉铟渣的含铟品位和铟渣产出率。

(7)确定工艺流程各工序废电解液投入比例与物料平衡关系。

(8)对中和沉铟渣进行酸性浸出小型试验,考察其浸出的效果。

(9)跟踪Cu、Cd的走向。

(10)考察还原浸出渣的成分组成、粒度分布。

(11)试验确定高压反应釜氧压赤铁矿法沉铁的设备处理能力。

(12)考察赤铁矿法沉铁得到的赤铁矿的成分组成、开展小型试验探索其资源化利用的方向。

(13)考察杂质As、Sb在流程的分布情况。

(14)测定各种渣的沉降速率、过滤速率。

(15)探索预中和液使用离子交换树脂纤维提铟工艺试验2、试验原料试验投入的原料有硫化锌精矿、锌焙砂和锌烟尘、低铁氧化锌烟尘、次氧化锌烟尘主要化学成分见表2-1,3、原理(略)4 、试验工艺流程锌精矿废电解液锌焙烧砂、软锰矿浸出渣还原浸出液低铁氧化锌硫精矿尾矿预中和底流富铟渣锌铁溶液工业氧气(小型浸出试验)水淬渣氧化锌尘沉铁后硫酸锌溶液赤铁矿渣铁精矿铁红产品图4-1 “热酸还原浸出—赤铁矿法”锌浸出工艺流程5、试验设备5.1 浸出设备试验浸出过程所使用的搅拌槽、溶液贮运设备为非标准设备搅拌槽使用不锈钢板焊制,搅拌槽内配置不锈钢盘管,用以间接加热矿浆。

5.2 液固分离设备液固分离设备采用橡胶厢式压滤机、溶液和矿浆转移使用不锈钢泵。

5.3 反应釜赤铁矿法沉铁使用的反应釜为600升容积的4 室卧式釜,釜外壳使用16Mn钢,釜内壁衬以钛合金;反应釜加热系统采用单独的导热油加热箱,再以热油循环到反应釜夹套对反应釜间接加热反应介质。

反应釜的温度控制系统由两个子系统组成:(1)导热油温度控制,通过温度控制仪、固态继电器调节加热导热油的电加热管的给入电功率大小,实现对导热油温度的自动控制。

(2)反应釜内反应介质的控制,通过温度控制仪、电动三通分流调节阀调节给入反应釜夹套的高温导热油流量大小,实现对反应釜反应介质的控制。

反应釜四个室分别设有四个双层三叶桨式搅拌轴,搅拌桨直径250mm。

5.4 反应釜给料设备——隔膜计量泵采用重庆水泵厂有限责任公司生产的LJ3-M160/6.0-BY-XII型隔膜计量泵,过流部分材质:钛材。

电机: YB90L-4V1 功率:1.5KW。

附试验主要设备表于表4-1。

试验主要设备表表5-1设备试验配置图见附表1。

6、浸出主流程试验工艺技术控制参数与考察内容6.1 中浸始酸:57~60g/L 终点PH=5.0 作业时间:0.5小时作业温度:60℃6.2 还原浸出始酸:115g/L 终酸:35~40 g/L 作业温度:95℃作业时间:3.0小时锌精矿量:40%(占中浸渣量)6.3 预中和工艺条件温度:50℃终点PH≤1.5 时间:0.5小时考察预中过程低铁氧化锌烟尘的消耗量。

6.4中和沉铟低铁氧化锌烟尘和次氧化锌两种物料作为中和剂,考察使用不同中和剂得到的沉铟渣的含铟品位、渣产出率的区别。

中和沉铟的技术条件:温度:85℃终点PH=4.0 时间:1.5小时6.5 高温赤铁矿除铁考察高压反应釜磁铁矿沉铁的生产能力。

除铁温度:170℃溶液在反应釜停留时间:约3.0小时氧分压:0.2MPa 总压: 1.1MPa 反应釜搅拌轴转速340~350r/min (搅拌桨外缘线速度4.5m/s)7. 试验方法与过程控制7.1 中性浸出将除铁后液和废电解液按比例配入搅拌浸出槽,打开蒸汽阀加热溶液至60~70℃,加入锌焙砂和锌烟尘混合料,过程用PH试纸检测矿浆PH值,当矿浆PH值达到4.8~5.0时,继续搅拌保温1小时,然后停止加热和停止搅拌,矿浆在搅拌槽内静置沉清3小时,用泵搅拌槽上部抽取中上清液,中浸底流留搅拌浸出槽底部,备作热酸还原浸出原料。

中性浸出指标检测项目:中上清液产出率、中上清液含Zn、As、Sb等元素含量。

7.2 热酸还原浸出向盛有中浸底流的搅拌反应槽内加入预定量的废电解液,启动搅拌机,打开蒸汽阀加热矿浆至95℃,向搅拌浸出槽缓慢加入硫化锌精矿,维持温度反应介质温度95℃ 1小时,取溶液样分析溶液含H2SO4浓度,当化验结果显示溶液含H2SO4浓度≤50g/L时,向搅拌槽内补充部分废电解液,确保再保温反应1 小时后,反应终点溶液H2SO4浓度在45~55g/L。

反应结束,用压滤机过滤矿浆。

热酸还原浸出指标检测项目:热酸浸出液产出量、计量渣产出量,检测渣的含水量、化验其含Zn、Fe、In含量。

化验热酸浸出液含Zn、Fe2+、Fe3+、H2SO4等元素含量。

7.3 预中和向中和反应搅拌槽加入热酸还原浸出液1.7m3,打开蒸汽阀加热矿浆至65℃,往搅拌槽内缓慢加入低铁氧化锌烟尘,过程不断检测矿浆PH,当PH值达到1.5时,再放慢烟尘加入速度,当PH接近2.0时,停止加入烟尘,继续保温反应0.5小时,关闭蒸汽停止加热,停止搅拌静置沉清。

待沉清后,抽去预中和上清液到专用贮槽,底流返回浸出槽与中性浸出底流一起混合,留待热酸还原浸出。

预中和指标检测项目:预中和液In、Zn含量。

7.4 中和沉铟向中和反应搅拌槽加入热酸还原浸出液1.7m3,打开蒸汽阀加热矿浆至85℃,往搅拌槽内缓慢加入次氧化锌烟尘,过程不断检测矿浆PH,当PH值达到3.5时,再放慢烟尘加入速度,当PH接近4.0时,停止加入烟尘,继续保温反应1.0小时,关闭蒸汽停止加热,以压滤机过滤。

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