锌焙砂在稀酸中的溶解
2019-02-21 15:27:24
氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型，一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率，使用方程式（1）和式（2）进行核算。核算假定溶解速率由传质操控，因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。
（1）
（2）
求解方程（1）和式（2）需求几个边界条件，它们规则了模型中各参数的值，并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。
关于硫酸浸出体系，核算所用的数据包含H＋，HSO4－，SO42－及Zn2＋的离子扩散系数和离子搬迁率，下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导
Λi0∕（Ω－1·cm2·equ－1）离子扩散系数
D∕（cm2·s－1）离子搬迁率
u∕（cm2·V－1·s－1）H＋348.99.3×10－53.6×10－3Zn2＋53.87.2×10－65.6×10－4SO42－79.01.0×10－5－8.2×10－4HSO4－100.002.7×10－5－1.6×10－3
几个边界条件为
在固液界面即r=rt时， Ci＝Cis （3）
因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质，能够假定在界面上到达化学平衡，然后得到下列边界条件
（4）
（5）
（6）
式中， 、 、 别离表明反响（a）、（b）（c）的平衡常数；Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响（a）、（b）、（c）的平衡常数；γi是物质i的活度系数。
在溶液体相即r＝∞， E＝0 （7）
Ci＝Cib （8）
体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算
（9）
（10）
（11）
（12）
（13）
式中，[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。
计量联系 （14）
硫酸根通量 （15）
数学模型由对每种物质组成的写出的方程式（2），方程式（1）和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量，就可核算ZnO的溶解速率。
假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO，则
（16）
式中，Mw为ZnO的分子量。
因为稳态下边界层内没有物质堆集，一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此，反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下
（17）
式中JZn－流离表面的锌的净通量；
JH－流向表面的酸的净通量。
由式（16）和式（17）得出
（18）
方程式（18）用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子，rt与反响分数α的联系为
（19）
即为式（20）的缩短粒子模型，r0为固体粒子的初始半径。
（20）
粒子尺度散布的景象可作相似处理，m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算
（21）
总的浸出率由下式断定
（22）
为了查验模型及核算的正确性，需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出，而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可，这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形，实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附，因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背，反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。
柳州冶炼厂锡电炉熔炼工艺实例
2019-02-21 08:58:48
1983年9月在柳州冶炼厂的电炉投入了工业生产。因为电炉熔炼温度高，复原气氛强，烟气量小和烟尘率低，获得了满足的技能经济目标和很好的经济效益。 该厂熔炼烟尘的成分见表1，所用的复原煤成分（％）为：灰分12.53，蒸腾分21.48，C 63.12，S 0.65，SiO2 7.13，CaO 0.46，FeO 1.33。熔剂为：（1）石灰石，含49.56%CaO， 7.13o%MgO；（2）纯碱，含Na2CO398. 5％～99.0％。
表1 柳冶送电炉熔炼的烟尘成分 烟尘类别烟 尘 成 分/ %SnAsSbPbSZnAl2O3SiO2CaOFeO反射炉烟尘
鼓风炉烟尘
精粹烟尘
反、鼓、烟化炉的烟道尘37±
39~46
49.87
32.812.91
3.53
5.71
0.490.2
1.03
0.76
0.451.18
7.05
0.75
0.230.51
2.22
1.88
4.4514.18
3.70
16.67
8.09
0.6323.6
7.08
1.80
6.51.65
0.29
0.16
2.673.09
5.02
4.12
5.25 其生产流程见图1，熔炼产品成分见表2。图1 柳州冶炼厂电炉熔炼生产流程
表2 锡烟尘电炉熔炼产品的成分/ % 产品
称号SnAsSbPbSZnCuBiFeFeOCaOSiO2Al2O3精 锡
富 渣
烟 尘91.34
7.40
22.571.67
0.18
4.191.17
0.17
0.212.79
0.23
1.22
1.400.16
4.09
37.04 1.99
9.99
1.07
9.31
0.24
34.60
1.93
8.28
精 锡
富 渣
烟 尘91.85
3.72
29.051.05
微
2.461.88
0.01
0.183.80
0.50
0.660.135
2.090.17
34.740.314
0.045
0.55
9.94
0.58
14.78
0.33
43.5
2.50
12.92
精 锡甲93.70
乙89.724.171.212.000.29 0.420.0721.01 富 渣
烟 尘8.17
25.240.05
4.09微
0.360.5
0.79
2.23
37.38
11.63
1.0812.04
0.5132.00
1.3810.98
精 锡甲92.53
乙77.201.161.302.420.09 0.1750.030.90 富 渣
烟 尘4.00
26.110.024
4.130.012
0.310.05
1.43
0.75
33.33
9.26
0.5714.56
0.3125.00
1.3013.00
技能数据如下： 电炉： 炉床面积：3.14m2；处理才能：7～9t/d；功率：400kVA 配电准则：熔化造渣期电压120V，电流1900～2000A；放渣后120V，200～300A 炉顶温度：熔化造渣期600～800℃，炼渣期800～1000℃ 电极刺进深度：1/3～2/3渣层厚度；炉内负压：0～29Pa 炉料： 配料：复原煤率10％～12％，硅酸度1.2～2.5，纯碱3％ 团粒：要求水分低于5％；粒级小于10mm的粉料不大于20％ 进料：分批进料，低料坡熔炼。每2～3h进一批料 熔炼：炉料彻底熔化造渣后即可放锡、放渣。每炉熔炼时刻不超越24h 目标： 锡直收率大于78％；吨料电耗900～1150kW·h；吨料电极耗费小于10kg；炉床才能8～l0t（炉·d）；乙锡率23.88％；烟尘率20.3％；收尘功率98. 62％；渣率26. 89％。 锡与锌的分配率见表3，电炉与反射炉熔炼锡烟尘的目标比照见表4。 电炉熔炼产出的二次烟尘中，锌富集至30％以上（见表2)，便于提取。由二次烟尘提锌是制备硫酸锌，其生产过程是：高锌烟尘→硫酸浸出→石灰中和→加氧化除铁→加锌粉除铜镉→蒸腾结晶→离心过滤→ZnSO4·7H2O。硫酸浸出渣富集着锡则回来电炉熔炼。假如浸出渣含铟较高则可参加10％无烟煤，在1000～1050℃下进行复原焙烧，进一步蒸腾铟。富集的铟尘用浸出法收回铟。铜镉渣用于提镉。
表3 电炉熔炼锡烟尘时锡与锌的分配率项目粗锡炉渣烟尘丢失Sn/ %
Zn/ %82.23
0.751.31
2.4115.83
90.590.63
6.25
表4 柳冶电炉与反射炉熔炼锡烟尘的目标比照 熔炼炉类型直收率/ %粗锡档次/ %乙锡率/ %渣率/ %渣含锡/ %二次烟尘的锡、锌含量炉子寿数/月炉床才能/t.d-1.m-2吨粗锡的原材料耗费/元Sn/ %Zn/ %反射炉熔炼54.478.4410044.8511.203417.48三个月小修0.88950电炉熔炼82.290.2923.926.893.452635.3612个月还未修3400
柳州冶炼厂锡精矿熔炼前进行焙烧脱砷工艺实例
2019-02-21 08:58:48
柳州冶炼厂流态化炉焙烧锡精矿的高砷烟尘成分见表1。该厂本来用火法出产白砷，将此烟尘先压制成椭圆形团矿，天然枯燥后放于方形料篮里，吊入蒸馏炉内加热至600～700℃，炉内压力为-20～-30Pa，蒸馏8h，砷蒸发率80％～95％，产出纯度为96％的白砷，残渣含砷5%～8%。可是蒸馏车间内砷蒸气超支严峻，污染环境，因而展开湿法提取优质白砷的研讨。1987年11月，该法已完成了每周期投料50kg烟尘，日100kg白砷的半工业性实验，其准则流程见图1中。半工业性实验所用烟尘的化学成分和砷的物相分析见表2。
表1 柳州冶炼厂锡精矿焙烧烟尘的成分序号AsSnSbFeSPbZn1
235.94
48.858.16
3.713.36
4.189.45
6.181.07
1.025.52
4.321.12
0.22
首要设备 浸出槽 夹套加热的500L珐琅反应罐 真空吸滤盘 ￠1100mm ×（600＋100）mm 中和槽 规格与浸出槽相同 离子交换柱 ￠200mm ×3000mm，内有￠120mm ×3000mm的加热管。每柱可装45kg（湿基）树脂 列管蒸发器 不锈钢焊制，加热面程4m2，容积约800L 冷却结晶槽 规格与浸出槽相同 离心脱水机 SS-600型，用于白砷晶体脱水 远红外线加热炉 CB80-18型烘箱，主动控温80℃，用于白砷晶体烘干 首要技能条件： 浸出：两段热水浸出，液固比7：1。渣率66.57%，渣成分（%）为：4.81As，38.19Sn，3.04Sb，6.02Pb，1.65Zn，13.19Fe。 净化：因为浸出液PH＝5，已挨近中性，故省略中和作用，仅经过中和过滤，滤液清亮。操控必定温度，让中和滤液经过离子交换柱脱杂，随后进行活性炭脱色，以保证产品皎白度。 首要技能经济指标： 烟尘含砷 24.31% 砷浸出率 85.57% 白砷直收率 73.26% 白砷总回收率 80.03% 砷的平衡率 98.80% 产品： 白砷含As2O3大于99%，其间特级品（As2O3大于99.5%）占78.7% 湿法与火法产出的白砷质量比较列于表3。
图1 从含锡高砷烟尘湿法提取优质白砷的准则流程
表2 含锡高砷烟尘的化学成分和砷的物相分析成分AsSbSnPbZnFeSSiO2%24.312.1325.174.251.178.671.254.30砷的物相类别As2O3As2O3或盐%21.061.95成分CaAlMgMnCdCBiCuTiO2%1.420.420.280.390.0651.130.130.051.71砷的物
相类别硫化砷总砷理论浸出率%1.3024.3186.63表3 湿法与火法产出的白砷质量比较工艺类别烟尘
含砷
/ %总产品中各级品占百分数/ %白度/ %浸出渣
含砷/ %特级品一级品二级品三级品四级品＞99.599.5~9999~9898~9797~95湿法工艺
电热回转窑法
电弧炉法
蒸馏炉法24.31
45~5778.7
4.1521.30
12.24
18.66
37.56
27.5980~100
65~855±
14~1795%~99% As2O3 （无白度和分级数据）
92%~95% As2O3 （无白度和分级数据）
湿法炼锌
2019-01-08 09:52:37
用酸性溶液从氧化锌焙砂或其他物料中浸出锌，再用电解沉积技术从锌浸出液中制取金属锌的方法。该法于1916年开始工业应用，至1998年，全世界产锌802万吨中的70％以上是由湿法炼锌工艺所生产，发展很快。中国年产锌万吨以上的湿法炼锌厂有15家，生产能力约为火法炼锌的2倍多，湿法炼锌产量超过100万吨。该工艺包括硫化锌精矿焙烧、锌焙砂浸出、浸出液净化除杂质和锌电解沉积四个主要工序。工艺流程见图1。 1.锌精矿焙烧 用空气或富氧，在高温下使锌精矿中ZnS氧化成ZnO和ZnSO4，同时除去As、Sb、Cd等杂质的一种作业。焙烧产物焙砂，送去浸出锌，烟气或者制硫酸或者生产液态S02-湿法炼锌的精矿焙烧与火法焙烧不同，湿法炼锌焙砂中要求保留1%-2%的硫以SO42-形态存在，以补充锌焙砂浸出时不足的硫酸。而火法炼锌精矿焙烧希望全部ZnS都氧化为ZnO,以提高冶炼回收率。 现代锌精矿焙烧均采用沸腾焙烧炉。焙烧操作条件是：床层温度900-1000℃，线速度0.5-0.6 m/s，床能力5-6.5 t/（m2·d），烟尘率50％-60％。 主要技术经济指标：脱硫率91％-95％，烟气SO2浓度＞6.5％，不溶硫＜1％。[next] 2.锌焙砂浸出与浸出液净化 焙砂浸出锌由中性浸出和酸性浸出两段组成。一段中性浸出采用废电解液，二段用硫酸作浸出液，酸度30-60 g/L H2SO4，浸出温度65-70℃。浸出液含Zn>120 g/L。影响浸出的因素有浸出温度、搅拌速度、酸浓度、锌焙砂颗粒大小等。ZnO浸出反应为： ZnO＋H2SO4====ZnSO4＋H2O 为了提高锌焙砂中锌浸出率，采用空气搅拌，以强化浸出过程。使难溶的ZnO.Fe2O3、ZnO.Al2O3及ZnS得以溶解。 工业生产多将若干个搅拌浸出槽连接起来形成浸出设备组合系列，锌焙砂用废电解液浆化成矿浆后在此进行逆流连续浸出。中性浸出段产出的矿浆经浓密分离，上清液送去净化除杂质，合格净化液送电解生产电锌，底流再经酸性浸出段浸出，上清液返回浆化槽，底流过滤，滤饼为弃渣，送渣场。 浸出工序主要指标为：锌焙砂含Zn 47%-57%（可溶Zn>90%），锌浸出率>85%，浸出渣含Zn 18%-20%，浸出渣产率53％。 所得浸出液含锌130-150 g/L，其他杂质为（g/L）：Cu 0.2-0.4, Cd 0.5-0.7, Co0.01-0.04，Ni 0.002-0.007，As 0.0002-0.0004，Sb 0.0003-0.0004。这些杂质对锌电积十分有害，电积前必须将其除到允许的浓度。 传统的浸出液净化过程包括两个工序：先加锌粉置换除铜、镉；再加黄药除钴。前者是利用铜与镉的氧化还原标准电位分别为+0.344和-0.40，均较锌-0.762为正的原理，将Cu2+、Cd2+还原成Cu和Cd沉淀除去；后者则是向溶液中加入CuSO4,使Co2+氧化成Co3+，而后加入磺酸盐(2C4H9OCSSK)使和Co3+成钴盐（C4H9OCSS)3Co沉淀除去。 沈阳冶炼厂采用白砷（As2O3）代替黄药除Co,一次净化时浸出液中加入As2O3、锌粉、硫酸铜，同时除去As、Sb、Ni、Cu、Ge，二次净化时浸出液中加KMnO4除Fe，加锌粉除残Cd。经过两次净化，可基本除净有害杂质，电解电流效率可提高到90%。 白砷净化溶液的条件与指标：一次净化，温度60-70℃，白砷、锌粉和硫酸铜的用量分别为0.15 kg/m3、0.5 kg/m3和0.2 kg/m3，终液含Co降到0.002 g/L;二次净化，50-60℃，用空搅拌除铁，净化后溶液含铁 锌电积的主要设备是电解槽，多为钢筋混凝土制成的内衬聚氯乙烯或玻璃钢防腐材料槽，电解槽尺寸为2250mm×850mm×1450mm。铝板阴极，大小为1m×0.7m×4mm,上边焊接铜导电棒，侧边夹绝缘条。阳极用含银1％的铅基合金制成，尺寸稍小于阴极。 锌电沉积的主要技术经济指标为：电解温度40℃，同极中心距60mm，电流密度450A/m2，槽电压3.2-3.4V，电流效率89％，直流电耗3100kWh/t Zn，电解回收率99.3％。 熔铸析出锌片的冶金炉有低频感应炉和反射炉。前者常用的规格有1250 kW，40t容量炉型，工作温度450-500℃，电耗120 kWh/t。后者常见炉床面积7.4m2，容量5 t/炉，以煤或油为燃料。产品锌锭重20-25kg,质量为1#锌国家标准（％）：Zn＞99.99,Pb<0.005，Fe<0.003，Cu<0.001，杂质总量<0.01。
浸出及浸出率
2019-01-04 15:47:49
浸出，是湿法冶金中的一个过程。所谓浸出，就是将固体物料(例如矿石、精矿、熔砂或其他半成品)加入液体溶剂内，让固体物料中的一种或几种有价金属溶解于液体溶剂中，以便下一步从溶液中提取出有价金属。
例如湿法炼锌中的浸出过程，就是采用稀硫酸溶液或来自电解车间的废电解液作溶剂，对锌焙砂进行浸出，使焙砂中的锌溶解于硫酸溶液中，浸出过程一般是在常温常压下进行的，但为了使浸出过程得到强化，也常常使用高温高压浸出。
浸出的目的，在于使所有要提取的金属尽量溶解于溶剂中，而杂质则溶解得越少越好，不管选择什么样的溶剂，所要提取的金属总是难得100%都溶解。
同样，所含杂质也总要溶解一些，为了表示某一物质被浸出的程度，常用浸出率来表示。
浸出率，就是该物质被浸出的百分率。例如，锌焙砂浸出时，如果被浸出锌占焙砂中的锌的80%，则锌的浸出率为80%。
针铁矿法在湿法冶金中的应用
2019-01-07 17:38:37
利用沉淀针铁矿除铁的技术是由比利时老山公司巴伦厂（Vieille Montagne）首先开发和工业化的，称为VM法。成功地沉淀针铁矿的关键在于维持溶液中Fe3＋的低浓度，例如＜1kg∕m3，否则在沉淀针铁矿的pH范围（2～3.5)内将得到胶状的Fe（OH）3或碱式硫酸铁 Fe4SO4（OH）10。VM法解决此问题采用的是还原－沉淀法，流程如图1所示，从热酸浸出得到的含100kg∕m3Zn，25～30kg∕m3Fe3＋及50～60kg∕m3H2SO4的硫酸锌溶被先经过还原作业，即在沉淀针铁矿前在一个单独的作业中先用锌精矿（ZnS）将溶液中的Fe3＋都还原成Fe2＋，还原后未反应的ZnS与反应生成的元素硫一同分离出来送回焙烧炉。还原后液再用焙砂ZnO预中和至3～5kg∕m3H2SO4，得到的铁渣返回热酸浸出作业，溶液则送入沉淀反应器。向沉淀器通空气将Fe2＋氧化成Fe3＋而使之水解沉淀出针铁矿晶体。图1 VM针铁矿法
沉淀针铁矿时需不断在加入焙砂以中和水解反应产生的酸，将pH值控制在适当的范围内，如pH＝2～3.5。VM法需要特别注意控制Fe2＋的氧化速度，使得溶液中Fe3＋的浓度在水解沉淀针铁矿的过程中始终保持在1kg∕m3以内。与黄铁矾法不同的是，针铁矿沉淀时无需提供一价阳离子，而得到的针铁矿渣也不能进行酸洗回收其中由焙砂中和带入的未溶解的锌。为防止这部分锌的损失，一个对策是使用低铁的闪锌矿焙砂作中和剂。
澳大利亚电解锌公司开发的EZ法直接将含Fe3＋的待水解液缓缓加入水解沉淀器中，控制水解液Fe3＋浓度不超过1kg∕m3从而控制水解，因而EZ法亦称部分分解法。在70～90℃下连续水解沉淀针铁矿，同时不断加入锌焙砂中和因水解产生的酸，维持溶液pH值在2.8以适于水解。
两种针铁矿法相比，沉淀同样数量的铁，VM法水解产生的酸此EZ法少，因而为中和水解的酸需要消耗的锌焙砂也少，随锌焙砂损失的锌电少，除铁的效果也好于EZ法。但VM法涉及先还原后氧化两道工序，比较繁琐。此外，VM法用空气氧化Fe2＋的速度较慢，而用别的氧化剂则成本高。
与黄铁矾法相比，针铁矿法不需要硫酸根和碱金属，可应用于任何酸浸体系，包括氯化物体系和硝酸盐体系，除铁的效果也更好（从30kg∕m3到小于1kg·kg∕m3），但针铁矿对酸的稳定性较差，沉淀中未溶解的铁酸锌不能如黄铁矾法那样用酸洗来回收。
雾化热解法制备活性氧化锌
2019-02-11 14:05:30
超细氧化锌是一种近年来开展的新式高功用无机产品，它具有了其本体块状物料所无法比拟的优异功能。现在氧化锌的制备办法首要有：直接沉淀法、均相沉淀法、溶胶－凝胶法、微乳液法、水热法、醇盐水解法、溶剂蒸腾法等。
雾化热解进程作为一种新式的超细粒子制备技能，遭到材料、化学工程、气溶胶、超导等范畴研究人员的广泛重视。本文以锌焙砂为质料，用NH3－NH4·HCO3－H2O系统作为浸出剂，经浸出－雾化热解－锻烧制取活性氧化锌。
一、实验
（一）实验原理
锌焙砂的首要成分为ZnO，并伴有少数的ZnSO4、ZnO·SiO2、ZnO·Fe2O3及ZnS，在性系统中浸出时，锌焙砂中Cu、Ni、Cd、Co等杂质元素也生成合作物进入溶液，ZnO·SiO2、ZnO·Fe2O3及ZnS等不溶解，残留在渣中。
在净化进程中，因系统呈弱碱性，Cu、Ni、Cd、Co等杂质均易被锌粉置换除掉，净化后液选用并流式离心雾化枯燥器雾化枯燥，溶液通过高速旋转的离心盘雾化成微米级液滴，当即与热风触摸，在枯燥器中呈螺线型运动，而且随同枯炎热分化进程。雾化后的每一个球形液滴能够作为一个反响器，其阅历三个阶段，首要因为NH3蒸腾温度低，在高温下NH3敏捷蒸腾，导致溶液中［Zn（NH3）m]2＋合作物失去平衡，分出碱式碳酸锌前躯体，此阶段相当于蒸进程；第二阶段为水的蒸腾，粒子表面的水蒸气分压远大于空气中的水蒸气分压，枯燥进程持续进行，分压差为枯燥进程的推动力；第三阶段为降速阶段，粒子表面的水蒸气分压等于空气中的水蒸气分压，两者之间的分压差等于零，不再进行枯燥，可是此刻物料分化敏捷，而得到高活性氧化锌。
因碱式碳酸锌分化不彻底，将前躯体在马弗炉中锻烧，锻烧温度300～600℃，锻烧时刻30～60min，而得到高活性氧化锌。
（二）试剂及试料
(25％～28%）、碳酸氢铵，分析纯；实验质料取自江西某炼锌厂的锌焙砂，其化学成分（％）：Zn 53.17、S 2.58、Cu 1.03、Pb 1.48、Cd 0.09、Fe13.06、As 0.24、Sb 0.08。
（三）实验装置
浸出实验在1 L圆底三口烧瓶中进行，选用恒温磁力拌和器坚持稳定的反响温度，操控温度差错士1℃，拌和速度为450 r/mine
（四）实验及分析办法
每次取40 g氧化锌焙砂，按必定的液固比参加配好的及碳酸氢铵混合液，通过必定时刻的浸出后过滤，用EDTA滴定法分析滤液中Zn的浓度，核算Zn的浸出率。锌粉置换除杂反响所用锌粉粒度为145～175μm，在快速拌和下缓慢参加。净化液通过滤后在离心喷雾枯燥器中雾化、枯燥、分化得到中间产品，最终在马弗炉中煅烧得到活性氧化锌。以SEM、XRD等分析手法分析产品的粉体结构、描摹特征。
二、成果与评论
（一）浸出
1、 NH3／NH4＋对Zn浸出率的影响
在总浓度8mol/L，液固比8∶1，温度35℃、时刻lh的条件下，调查NH3/NH4＋对Zn浸出进程的影响，成果见图1。从图1可知，NH3／NH4＋对Zn浸出率的影响显着，当NH3／NH4＋从1∶1添加到2.5∶1时，Zn浸出率显着进步，通过预订的浸出时刻，Zn浸出率由75.96％添加到82.56％，当铵比持续增大，Zn浸出率缓慢下降。其原因首要是因为NH3/NH4＋的改变，引起浸出液pH的改变，依据Zn浸出电位－pH图，pH的巨细直接影响ZnO的浸出进程，在NH3/NH4＋＝2.5∶1时，浸出液pH＝12。因而断定浸出液NH3/NH4＋＝2.5∶1。图1 铵比对Zn浸出率的影响
2、液固比对Zn浸出率的影响
在总浓度8 mol/L、NH3／NH4＋＝2.5∶1、温度35℃，时刻1h的条件下，调查液固比对Zn浸出进程的影响，成果如图2所示。从图2可看出，液固比对Zn浸出率的影响非常显着，当液固比低于8∶1时，跟着液固比的添加，Zn浸出率显着添加；可是当液固比大于8∶1后，Zn浸出率改变不大。因而断定液固比为8∶1。图2 液固比对Zn浸出率的影响
3、总浓度对Zn浸出率的影响
在液固比＝8∶1、NH3/NH4＋＝2.5∶1、温度35℃、时刻1h的条件下，调查总浓度对Zn浸出进程的影响，成果如图3所示。从图3可看出，总浓度对Zn浸出率的影响显着，当总浓度小于8 mol/L时，跟着总浓度的添加，Zn浸出率显着进步；可是总浓度大于8mol/L后，Zn浸出率改变不大。因而断定总浓度为8mol/L。图3 总浓度对Zn浸出率的影响
4、浸出时刻对Zn浸出率的影响
在总浓度8mol/L、NH3／NH4＋＝2.5∶1、液固比＝8∶1、温度为35℃的条件下，调查浸出时刻对Zn浸出进程的影响，成果如图4所示。从图4可看出，浸出时刻对Zn浸出率的影响显着。在NH3－NH4·HCO3－H2O系统中，Zn浸出反响敏捷，在浸出时刻为10min时，Zn浸出率就到达72.28％，而且跟着时刻连续，浸出率快速进步，浸出40min时，Zn浸出率到达82％。当浸出时刻到60min，Zn浸出率到达82.34％，可浸Zn根本浸出彻底。
5、浸出归纳条件实验
依据以上实验成果，断定最佳浸出的归纳条件为：总浓度8 mol/L、NH3/NH4＋＝2.5∶1、液固比＝8∶1，时刻1h。浸出液锌含量为54.34g/L，浸出率为82.56％，首要杂质元素含量(mg/L)：Cu250、Pb 25.1、Co 0.52、Cd 31.6、Fe 3.3、As 0.43、Sb 0.15。按可溶性的氧化锌、硫酸锌核算，可溶锌浸出率大于97％。形成浸出率低的原因是焙砂中铁酸锌、硅酸锌含量较高。浸出液进行二次浸出，锌含量可到达97.62 g/L。图4 浸出时刻对Zn浸出率的影响
（二）净化
由上述成果可知浸出液中Cu、Ni、Cd、Co等杂质元素含量较高，本实验选用锌粉置换法除掉这些杂质，净化实验在高拌和强度下进行，选用的锌粉粒度为145～175μm，温度操控在50℃左右，反响时刻1h。在此条件下，溶液中Cu、Cd、Co、Fe等杂质均可被置换除掉，净化后液杂质元素含量(mg/L)：Cu 0.32、Pb 0.79、Co 0.02、Cd 0.68、Fe 1.3、As0.06、Sb 0.0。Cu净化率到达99.87％，一起Co净化率为96.15％，净化后液中Fe含量为1.3 mg/L，
到达净化要求。
（三）雾化分化
雾化分化在并流式离心喷雾枯燥器中进行，溶液通过蠕动泵泵入雾化器中，经高速离心效果，将机械能转化成细微雾滴的表面能，而且在极短的时刻内完结蒸腾、水蒸腾、碱式碳酸锌的分出及分化进程。溶液的黏度及表面张力对雾化起阻止效果，其首要由物料的性质及组成操控。
雾化热解进程在人口温度为340℃，出口温度180℃以上，雾化转速为400n/s，进料速度为60mL/min;料液浓度为100g/L的条件下进行，产品进行SEM分析，成果如图5所示。从图5可看出，大部分为长度不大于2μm的针状物，其为前期跟着气蒸腾而分出的碱式碳酸锌，通过水分蒸腾枯燥分化而得的氧化锌。还有少部分为未彻底分化的前躯体，为表面润滑的实心球体。这是因为物料在枯燥器内与执风并行活动，目在枯燥器内只逗留20～30s，热风温度跟着水分的蒸腾直线下降，在出口温度仅能到达180℃左右，低于碱式碳酸锌的分化温度，所以有部分不能分化。图5 雾化分化粉体的SEM图
（四）煅烧
锻烧在马弗炉中进行，温度设定为400℃，时刻1h。锻烧后的粉末XRD谱图与ZnO的XRD标准卡片（JCPDS）对照分析标明，煅烧后制备的氧化锌微粒与JCPDS标准卡片相符，这阐明得到了六方晶系结构的氧化锌粉体，衍射峰都很尖利，而且几乎没有杂质衍射峰，阐明结晶程度和纯度都较高。
锻烧后描摹及粒度经电镜分析，其成果如图6～7。如图6所示，其间大部分针状物的描摹、粒度都没有发作显着的改变，少部分发作聚会现象。从图7能够看出，前躯体中的球形碱式碳酸锌则生成蜂窝状，增大了其比表面积。图6 400℃煅烧后针状ZnO粉体的SEM图图7 400℃煅烧后蜂窝状ZnO粉体的SEM
三、定论
（一）在总浓度8 mol/L，液固比＝8∶1、NH3与NH4＋的比为2.5∶1，温度35℃、时刻1h的条件下，一段浸出液锌含量为54.34 g/L，浸出率为82.56％，两段浸出液进锌含量可到达97.62 g/L，平均可浸锌浸出率到达97%以上；
（二）在性条件下，Fe根本不会浸出，浸出液铁离子浓度仅为3.3 mg/L，净化液中Co的净化率到达96.15％；
（三）在进口温度为340℃，出口温度为 180℃，雾化转速400n/s，进料速度为60mL/min，料液浓度为100g/L的条件下进行为行雾化热解，能够得到长度不大于2μm的针状活性氧化锌。可是因为温度不行，有部分前躯体没有分化彻底，有必要进行煅烧处理；
（四）前驱体在马弗炉中400℃煅烧1h后，为蜂窝状氧化锌。
广西脉锡矿的重选
2019-01-21 10:38:58
柳州华锡集团大厂锡矿位于广西南丹县,属特大型锡石一多金属硫化物类碳酸盐型锡矿床,其锡的资源储量占我国总量的l7%,锡、铟、锑保有储量居全国第一,铟的保有備量居世界第一,铅、锌储量名列全国前茅,此外还伴生有硫、砷、银、镓、镉、金等。矿石中有用矿物种类多而复杂,主要有锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,矿石的品位高、综合利用价值大,但非常难选。
柳州华锡集团拥有3座选矿厂,其生产规模分别为长坡选矿厂1600t/d、车河选矿厂5000t/d、巴里选矿厂1000t/d。长坡选矿厂处理细脉带的矿石,采用“重一浮一重一浮”流程;车河选矿厂处理9l号富矿体和92号细脉带的贫矿石,也采用“重一浮一重一浮”流程(见图1);巴里选矿厂处理91号富矿体和100号特富矿体的矿石,采用的工艺流程如图 2所示。 图1 车河选矿厂处理92号细脉带贫矿石的流程图 2 巴里选矿厂处理100号特富矿体矿石的流程
从图1中可以看出, 车河选矿厂在处理贫锡矿石时, 采用前重选作业中的跳汰、螺旋溜糟和圆锥选矿机进行预选, 抛除大量的粗粒尾矿, 减少入磨的矿石量,从而大幅度提高了选矿厂的处理能力和锡金属产量, 同时也大幅度降低了选矿生产成本, 获得了显著的经济效益。 大部分的锡金属在重选系统得到回收,细泥系统采用旋流器先脱除一 20µm 粒级的矿泥, 然后再浮选脱硫, 最后浮选锡, 细泥系统回收的锡对选矿厂处理原矿的回收率为8%。2008年选矿厂共处理锡品位为 0. 50%的原矿l.67 xl06t, 生产的锡精矿品位为47. 47% , 锡的综合回收率为67. 29% 。
湿法炼锌黄铁矾法
2019-01-07 17:38:37
黄铁矾法作为有效的除铁方法在湿法炼锌厂的实践最具代表性。黄铁矾法的开发成功是在20世纪60年代中期，当时澳大利亚的电锌公司、挪威锌公司和西班牙阿斯图里亚那公司各自独立地开发了这项技术并几乎同时申请了专利。此后黄铁矾法迅速得到广泛应用，成为电解锌生产中主要的除铁技术，目前世界上至少有16家大型电解锌厂采用了此技术。现在用以除铁的黄铁矾法是将溶液pH值调到1.5且维持这一pH值，并在95℃左右加入一价阳离子从酸性硫酸盐溶液中沉淀黄铁矾。工业中最常用的一价阳离子是NH4＋和Na＋。黄铁矾沉淀后，溶液中铁的浓度一般降到1～5kg∕m3。
湿法炼锌中黄铁矾法典型的操作分3个基本步骤：中性浸出、热酸浸出和黄铁矾沉淀。在中性浸出阶段，酸性电解贫液被锌焙砂ZnO中和，得到含铁酸锌的渣和供电解沉积锌的中性硫酸锌溶液。铁酸锌渣在热酸浸出段用补克了硫酸的电解贫液造成的热酸中溶解，得到的含Zn和Fe的浸出液再在黄铁矾沉淀段处理，先用锌焙砂调整酸度，再加入硫酸铵或硫酸钠沉淀碱金属黄铁矾。沉铁后液返回中性浸出，黄铁矾渣则弃去。需要指出，沉淀黄铁矾时用作中和剂的锌焙砂中所含的铁酸锌将不溶解而进入铁矾渣中，因此新生成的黄铁矾渣不宜直接弃去，以免损失焙砂中和剂中未溶的铁酸锌。鉴于黄铁矾一旦生成则对酸相当稳定，实践上黄铁矾渣弃去前可在类似热酸浸出的条件下进行酸洗，溶解回收渣中残存的铁酸锌，而黄铁矾本身不致溶解。
黄铁矾法的3个基本步骤的具体操作条件及顺序在不同厂家不尽相同，但目的是相同的；最大限度地回收锌而不考虑少量的伴生元素如Pb和Ag。例如，铁酸锌的热酸浸出和黄铁矾的沉淀可以合而为一，即所谓转化法，其总反应如下：
（1）
该合并步骤的溶液然后可用新鲜焙砂中和，产出溶液供电解和渣返回循环。若精矿中含有较大量的Pb和Ag，则采用另外的流程，得到含Pb∕Ag的渣、黄铁矾沉淀和中性Zn电解液。这类流程中包含有一个预中和作业。在通常的黄铁矾流程中是用焙砂降低热酸浸出液的酸度，从而迅速而有效地沉淀黄铁矾。焙砂中存在的Zn2＋，Cd2＋，Cu2＋，Pb2＋和Ag进入黄铁矾而损失。在热酸浸出和黄铁矾沉淀作业之间引入一个预中和作业可以降低黄铁矾中的金属损失。在预中和作业中，溶液中的酸一部分被焙砂中和，所得的渣返回热酸浸出段溶解其中的Zn和Fe，而Pb和Ag留在铅－银渣中。部分中和过的溶液随后加入所需要的中和剂进行黄铁矾沉淀。
图1为集成的黄铁矾法流程示意图。它的设计中结合了各种黄铁矾法方案中的大多数改进环节。图1 集成黄铁矾法
除应用于湿法炼锌工业中外，黄铁矾法还在铜、镍、钴等金属提取中用作除铁工艺，尤其是在硫酸盐体系中。例如，在处理钴－铜精矿的阡比什（Chambishi）焙烧－浸出－电积法中，铜电积前的除铁就是采用黄钾铁矾沉铁。由于硫酸化焙烧本身提供了K＋离子，沉淀黄钾铁矾时无需外加高成本的硫酸钾。
黄铁矾法的优点是沉淀容易过滤，Zn，Cd和Cu在沉淀中的损失最少，可以同时控制硫酸根和碱金属离子，容易与各种湿法冶金流程结合。但它也有其自身的缺陷，例如：1）所用试剂成本较高；2）渣的体积较大，为1.4kg∕（m3·t），堆存占地较大；3）需要充分洗涤以除去吸附的有害环境或可供利用的金属；4）需要在控制条件下存放以免分解放出有害组分污染环境。通过热分解或水热分解将黄铁矾转化为赤铁矿供生产铁并将硫酸钠／硫酸铵循环至黄铁矾沉淀作业，可望克服这些缺点。
氨法超细活性氧化锌研究
2019-02-18 15:19:33
据全国锌盐协作组查询，国外氧化锌工业开展较为老练，近几年处于相对安稳的状况，1999年美国、日本、西欧的氧化锌消费量共582.3万吨，实践产值共466.5万吨。与国外构成显着对照的是，近几年我国汽车工业的快速开展，加上我国涂料工业的快速开展，使我国氧化锌的需求在逐年上升。估计到2005年，我国氧化锌仍将以6～8﹪的速度开展。据全国锌盐协作组2000年职业查询，现在我国氧化锌出产厂商为96家，2000年氧化锌实践产值30.63万吨。
国内外氧化锌出产工艺还是以直接法和直接法为主，少数以湿法工艺出产。而湿法工艺出产氧化锌中大部分是硫酸法工艺的产品，其很多副产品难以收回，环保问题不易处理；直接法氧化锌工艺以含氧化锌的质料经氧化复原直接产出氧化锌产品。该法受质料约束，质量不高，价格较低；直接法氧化锌出产工艺以冶炼提纯的金属锌为质料，经熔化、汽化、氧化出产出氧化锌。该法出产成本较高。法湿法工艺是现在国内氧化锌出产工艺的开展方向。且其产品简单完成多种类、多规格。可广泛用于橡胶、涂料、陶瓷、磁性材料等范畴。
南京铅锌银矿业公司经过以广西冶金研讨所协作研讨，以成功开发了法超细氧化锌新工艺及其产品。《法超细氧化锌新工艺及其产品》在2001年经过江苏省科技厅安排专家判定，并被南京市经委认定为高新技术产品。国内近年稀有家单位都在研讨类似工艺，咱们现在的水平在同行中处于先进水平。
法超细氧化锌新工艺，克服了硫酸法工艺环保问题难以处理的缺陷，它以氧化锌焙砂为质料，经脱硫、洗刷、浸出，除铜、铅、铁、锰；深度静化、水解、蒸、枯燥、煅烧，制得超细活性氧化锌产品。
与现有的各种氧化锌出产工艺比较，法超细氧化锌新工艺的优势：
1、出产成本低。直接法氧化锌与直接法氧化锌因为所用质料不同。所以出产成本也不一样。前者出产成本显着低于后者。直接法中法和酸法出产成本附近，法在质猜中能够调配运用低度氧化锌、锌灰、菱锌矿、锌烟尘，使出产成本更低。
2、产品活性高。氧化锌出产原理不同，制品的晶型也不一样，因而化学活性不同很大，法工艺出产的超细氧化锌，具有粒度细、比表面积大、晶型出现多孔的结构。因而，具有化学活性高的特色。
3、产品纯度高。因为法在出产中应用了多种净化办法，使得杂质金属含量降到最低。一起，也避免了酸法工艺的产品中硫酸根的残留问题。
4、产品种类多。直接法受工艺的约束，只要一种产品——直接氧化锌。而法经过微调工艺可出产出不同功能的氧化锌和锌盐产品。以满意用户不同的需求。习惯商场的广泛需求。
5、质料来历广。法工艺质料习惯性最广。锌焙砂、低度氧化锌、锌灰、菱锌矿等都能够作为法工艺的出产质料。在矿产资源越来越匮乏的今日，这是一个很大的优势。
6、环保有保证。法工艺的规划思维就是水、闭路循环。没有一般湿法出产水的污染问题。
别的，咱们经过调整某些工艺参数、流程工序，能够出产出粒径40～60nm的氧化锌。
柳州锰矿
