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。
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%。
金的浸出率与浸出速度和浸出时间的关系
2019-02-18 15:19:33
在整个浸出过程中,跟着浸出时刻的添加,金的浸出率不断提高,可是浸出速度却在不断下降,而且浸出率逐步趋近于某一极限值。 跟着时刻的延伸,金的浸出速度逐步下降的原因如下: 1. 在浸出过程中,因为金不断溶解,金粒的体积和数目在不断削减。 2. 跟着金的浸出,使化药剂、溶解氧和金的归纳物的扩散距离越来越大。 3. 在金溶解的一起,矿浆中的杂质元素不断添加和堆集,有些杂质还会在金粒的表面成有害的薄膜。
锰矿的浸出
2019-01-08 09:52:46
电解金属锰过程 是阴极上析出Mn产品。由于锰电势很负(-1.18V),且Mn2+水解pHӨ25为7.655,pHӨ70为6.65,为了提高其水解pH值与提高电流效率电解液必须维持高的(NH4)2SO4含量,其作用是:①生成锰馆配离子,提高Mn2+水解pH值,使Mn2+不易水解,见下图;②起缓冲作用;③增加溶液导电性能。不加(NH4)2SO4不能维持正常电解作业。 (NH4)2SO4含量的要求与电解使用抗氧剂品种有关,如用SeO2作抗氧剂,(NH4)2SO4含量为100~120g/L,如用SO2作抗氧剂,(NH4)2SO4含量需130~140g/L. MnCO3矿浸出主要反应式为 MnCO3+H2SO4===MnSO4+H2O+CO2↑ Fe3O4+4H2SO4===FeSO4+Fe2(SO4)3+4H2O FeO+H2SO4===FeSO4+H2O CuO+H2SO4===CuSO4+H2O CoO+H2SO4===CoSO4+H2O NiO+H2SO4===NiSO4+H2O MgO+H2SO4===MgSO4+H2O 以浸出液要求含Mn40kg/m3计算,碳酸锰矿粉加入量的计算公式为 一般MnCO3矿粉浸出的矿酸比(质量比)为1:0.55~0.6。MnCO3矿浸出的主要技术条件: 温度:①不外加热,利用H2SO4反应热可使矿浆升温至55~65℃。②外加热至80℃ 液固比:8~10:1 浸出始酸:70~80g/L 浸出终点pH:1.5 浸出时间:2~3h
锰矿的浸出与浸出液的净化
2019-03-04 16:12:50
浸出是湿法冶金的度要进程之一,其实质在于运用恰当的溶剂使矿精矿或半产品中的有价成分优先溶出,得以与脉石别离。 为了使矿藏从矿石中单体别离出来以利于浸出,矿石需经破碎和磨矿再进行浸出,一般能够选用机械拌和浸出也能够选用空气拌和浸出。 一、浸出进程的热力学 原猜中各种物质在浸出进程中,什么组分优先溶解、各组分的安稳规模、反响的平衡条件以及条件改变时平衡移动的方向和极限怎么,属热力学领域,是浸出进程需求研讨的问题。 各种金属离子在水溶液中的安稳性与溶液中金属离子的电势、pH值、离子活度、温度和压力等有关,故现代湿法广泛运用电势-pH图来分析浸出进程的热力学条件。电势-pH图是将水溶液中根本反响的电势与pH值、离子活度的函数联系,在指定的温度、压力下将电势和pH值的改变联系标明在图上。 从电势-pH图上不只能够看出各种反响的平衡条件和各组分的安稳规模,还可判别条件改变时平衡移动的方向和极限。下面扼要阐明常温(25℃)下,浸出时固液相间多相反响的吉布斯自在能改变和平衡式,及φ-pH图的制作与使用。 一切湿法冶金的化学反响都可用下列通式标明: aA+nH++Ze-===bB+cH2O 反响具有如下三种类型: Ⅰ.有电子(e)千移而无H+参加反响的氧化-复原反响其反响的自在能改变为 aA+ze-===bB 其反响的自在能改变为 式中 φ——电极电势; φӨ——标准电极电势(温度为25℃,aMen+=1时的φ); z——电子搬迁数; aA,aB——金属离子的活度。[next] φӨ值可查表得到,也可由反响标准自在能改变ΔGӨ求出,即: 当aB=aA=1时 ΔGӨ=-1.987·298·2.303npHӨ=-1364npHӨ 式中pHӨ称为标准pH值,pHӨ数值为 式中 n——H+=数; Ksp——Me(OH)n的溶度积; Kw——水的离子积。 Ⅲ.有电子搬迁,φ与pH有关的氧化-复原反响, aA+nH++ze-===bB+cH2O 反响的电极电势为 a=1,n=z时,电势-pH方程式为 φ=φӨ-0.0591pH (7) 众所周知,水仅仅是在必定电势和pH条件下才是安稳的,水安稳的上限是分出氧,其安稳程度由下式断定。 O2+4H++4e-===2H2O φO2/H2O=1.229-0.0591pH(Po2=101kPa时) (8) 水安稳的下限是分出氢,其安稳程度由下式断定。 2H++2e-===H2 φH+/H2=0.0591pH(PH2=101kPa时) (9)[next] 由表1所列有关反响的φ3Ө,φ1Ө,pH2Ө值,并假定金属离子活度等于1,令温度等于298K,依据(Ⅰ)、(Ⅱ)、(Ⅲ)类反响化学方程式便可作出Me-H2O系的φ-pH图,见图1。
表1 有关Me-H2O系φ3Ө, φ1Ө,pH2Ө数值Men+-MeMe(OH)nφ3Ө/Vφ1Ө/VpH2ӨAg+-Ag
Cu2+-Cu
BiO+-Bi
AsO+-As
SbO+-SbAg2O
Cu(OH)2
Bi2O3
As2O3
Sb2O31.73
0.609
0.370
0.234
0.1520.7991
0.337
0.320
0.254
0.2126.32
4.60
2.57
-1.02
-3.05Tl+-Tl
Pb2+-Pb
Ni2+-Ni
Co2+-Co
Cd2+-CdTl(OH)
Pb(OH)2
Ni(OH)2
Co(OH)2
Cd(OH)20.483
0.242
0.11
0.095
0.022-0.336
-0.126
-0.241
-0.277
-0.4113.90
6.23
6.09
6.30
7.20Fe2+-Fe
Sn2+-Sn
In3+-In
Zn2+-Zn
Cr2+-Cr
Mn2+-MnFe(OH)2
Sn(OH)2
In(OH)3
Zn(OH)2
CrO
Mn(OH)2-0.047
-0.091
-0.173
-0.417
-0.588
-0.727-0.44
-0.136
-0.342
-0.763
-0.913
-1.1806.64
0.75
3.00
5.85
5.5
7.65 从图1能够看出,简略Mn-H2O系划分为Mn2+和Mn(OH)2及Mn三个区域也就构成了湿法炼锰的浸出、水解净化和电积进程所要求的安稳区域。 浸出进程就是要创造条件使原猜中的锰及其他有价金属跳过Ⅰ线而进入Mn2+区。水解净化便是创造条件使Mn2+停留在Mn2+区域,一起使杂质再超越Ⅱ线进入Me(OH)n区。电积便是创造条件在阴极上施加电势,使Mn2+进入金属Mn区。 由图1可知,在锰浸出终了时,操控浸出结尾pH=6.5,一些金属能够呈氢氧化物沉积被除掉。[next] 二、浸出进程的动力学 浸出进程决定于溶剂向反响区的搬迁速度和相界上的化学反响速度。 溶剂向矿藏单位表面的分散速度,依据菲克规则,可标明如下: 在矿藏表面上,发作浸出进程的化学反响,其速度依据质量效果规则可标明如下: 式中 υk——单位时刻溶剂因为在矿藏单位表面上发作化学反响而引起的浓度下降,即化学反响速度; Kk——吸咐-化学改变动力学阶段的速度常数; n——反响级数。 经过一段时刻之后,安稳状况便建立起来。在此情况下,各按部就班环节的速度就持平。也就是说,进程微观速度 因而,依据方程(10)和(11)得到 KD(C-Cs)=KkCns 关于大多数浸了进程来说,反响速度都遵守一级反响方程,即n=1.因而,由上式求得:
[next]
现在来评论由下列两个阶段(溶剂向相界面的分散及相界面上的化学反响)所组成的浸出进程的各种情况。 ①进程为化学反响所约束,或Kk《KD。在此情况下,依据方程(12)得到: υ=KkC 对动力学区域来说,最慢的环节是化学反响,所以进程的速度遵守化学反响所固有的各种规则。 ②进程为物质搬迁(分散)所约束,或Kk》KD。在此情况下,依据方程(12)得到 υ=KDC 这阐明进程的速度决定于最慢的分散环节。因而,在分散区域内,进程的速度遵守分散(传质)所物有的各种规则。 ③在上述两区域之间有过渡区存在,其间KD和Kk可相比较。在过渡区域中,进程的微观速度决定于动力学和分散的各种规则。 从以上所可知,各种下降反响速度常数和增大分散速度常数的要素,都将促进进程移入动力学区;反之,亦然。 添加或下降反响速度常数的一个重要要素是温度。 在动力学区域内,浸出速度与温度的联系可用下式标明: 式中 Ko——常数,适当于活化能E等于零时的反响速度常数; R——气体常数; E——反响活化能。 对大多数的反响来说,活化能在2.09×104J~8.37×104J规模内。温度对反响速度的影响也常用反响速度的温度系数来标明。如温度升高10℃,反响速度增大到2~4倍,也就是说反响速度的温度系数等于2~4。 在分散区域内,浸出速度与温度的联系可用下式标明: 式中 KO′——常数; E′——分散活化能。 分散进程也需求活化能,因为分散质点在其运动时不断地落入和跳出溶剂质点力场的规模。分散进程是在没有彻底开裂和构成化学键的情况下发作,故进行时需求较小的活化能,4.18×103J~12.55×103J,这个数值较小的活化能,一般可用来作为判别进程在分散区进行的标志。 三、锰矿的浸出 锰矿的浸出首要选用两大类锰矿,即碳酸锰矿(MnCO3)直接用H2SO4与废电解液浸出或软锰矿(MnO2)与复原剂(硫铁矿、硫酸亚铁、SO2等)加H2SO4与废电解液一起浸出,或许MnO2经复原焙烧后得MnO再浸出,均可制得硫酸锰浸出液。[next] 1.碳酸锰矿粉(MnCO3)的浸出 我国出产电解二氧化锰首要是选用碳酸锰矿浸出工艺流程。碳酸锰矿浸出的热力学分析见图2Mn-H2O系φ-pH图。 Mn-H2O系电势-pH图中有关的反响式如下: Mn2++2e-===Mn (1) φ25=-1.181+0.02958lgaMn2+ φ50=-1.184+0.03206lgaMn2+ MnO+2H+===Mn2+H2O (2) pH25=8.938-0.5lgaMn2+ pH50=8.119-0.5lgaMn2+ MnO+2H++2e-===Mn+H2O (3) φ25=-0.6524-0.05916pH φ50=-0.6638-0.06412pH Mn3O4+2H++2e-===3MnO+H2O (4) φ25=0.2232-0.05916pH φ50=0.2185-0.06412pH Mn3O4+8H++2e-===3Mn2++4H2O (5) φ25=1.810-0.2366pH-0.08874lgaMn2+ φ50=1.780-0.2565pH-0.09618lgaMn2+[next] Mn2O3+6H++2e-===2Mn2++3H2O (6) φ25=1.48-0.1775pH-0.05916lgaMn2+ φ50=1.461-0.1924pH-0.06411lgaMn2+ MnO2+4H++2e-===Mn2++H2O (7) φ25=1.229-0.1183pH-0.02958lgaMn2+ φ50=1.213-0.1282pH-0.03206lgaMn2+ 3Mn2O3+2H++2e-===2Mn3O4+H2O (8) φ25=0.8318-0.05916pH φ50=0.8215-0.06412pH 2MnO2+2H++2e-===Mn2O3+H2O (9) φ25=0.9734-0.05916pH φ50=0.9662-0.06412pH MnO4-+4H++3e-===MnO2+2H2O (10) φ25=1.704-0.07888pH+0.019721gaMnO4- φ50=1.6851-0.08549pH+0.021371gaMnO4- MnO42-+4H++2e-===MnO2+2H2O (11) φ25=2.2746-0.1183pH-0.029581gaMnO42- φ50=2.2763-0.1282pH-0.032061gaMnO42- MnO4-+e-MnO42- (12) φ25=0.5549+0.059161gaMnO4--0.059161gaMnO42- φ50=0.5026+0.064121gaMnO4--0.064121gaMnO42- MnO3++e-===MnO2- (13) φ25=1.5127+0.059161gaMnO3+-0.059161gaMnO42- φ50=1.5460+0.064121gaMnO3+-0.064121gaMnO42- MnO2+4H++e-Mn3++2H2O (14) φ25=0.9444-0.2366pH-0.059161gaMn3+ φ50=0.8810-0.2565pH-0.064121gaMn3+ MnO4-+8H++4e-===Mn3++4H2O (15) φ25=1.5122-0.1184pH-0.014801gaMn3++0.014801gaMnO4- φ50=1.4840-0.1284pH-0.016031gaMn3++0.016031gaMnO4- 2H++2e-===H2 (a) φ25=-0.05916pH φ50=-0.06412pH
φ25=1.2292-0.05916pH φ50=1.2081-0.06412pH [next] 由图2可知锰矿浸出各种反响的平衡条件和各组分的安稳规模,可选取优化技能条件有利于MnCO3矿粉的浸出。 浸出时碳酸锰粉的参加量核算公式如下(设以浸出液要求含锰50kg/m3核算): 硫酸参加量(kg)=锰粉参加量(kg)×矿酸比-废电解液用量(m3)×废液含量(kg/m3) 一般碳酸锰粉浸出的矿酸比为:1:0.55~0.6. 净化:在碳酸锰粉浸出进程中,除主体金属锰进入溶液外,铁与重金属等杂质也相应进入溶液中。工业出产中均选用浸出后加石灰中和水解法除铁,加BaS或Na2S硫化法除重金属,理论上与电解金属锰相相似。 工业出产中把碳酸锰粉的浸出与除铁一般称为化合工序,其首要技能条件为:浸出温度≥90℃,浸出时刻4~6h,浸出结尾pH3~5,中和结尾pH6~7,一般选用氧化钙中和,中和时刻0.5h.净化除重金属一般称为硫化工序,常用的硫化剂有:硫化、、硫化铵、福美钠[又称二甲胺基磺酸钠,简称S.D.D,分子式为(CH3)2NCS2Na)]及多硫化钙等。硫化净化的首要技能条件为:温度60~80℃,拌和时刻30~40min,硫化槽陈化时刻24~48h. 2.软锰矿粉(MnO2)的浸出 MnO2是一种氧化剂,有必要有复原剂的条件下,或许经过复原焙烧后得MnO,才干溶解于硫酸。锰矿石复原焙烧得MnO,复原剂能够用二氧化硫、、铁屑、硫酸亚铁等。这些复原剂存在一些缺陷,如二氧化硫法浸出速度快,但存在副反响,生成连二硫酸锰;法需配套的H2S气体发作设备,工艺杂乱,环境污染严峻;铁粉或硫酸亚铁法试剂耗费大,液固别离较困难,除铁工作量大。 下面介绍两种浸出MnO2较好的复原剂: 1)硫铁矿(FeS2)与MnO2浸出 钟竹前、梅光贵、蒋训雄等具体研讨了硫铁矿与软锰矿浸出的热力学、动力学,并与刘峰等进行了工业性实验,取得了杰出成果,于1987年申请了专利,专利申请号为87102046。[next] (1)FeS2与MnO2浸出进程的热力学 为了从理论上阐明硫铁矿复原浸出软锰矿的可行性,咱们选用有关公式对Fe-S-H2O系和Mn-H2O系进行热力学核算,制作了Fe-S-H2O系和Mn-H2O系的φ-pH图(见图3)。 由图3可得出如下定论: ①元素硫安稳区随温度升高而缩小,即温度升高有利于FeS2中的硫转化成SO42-或HSO-4,下降酸耗。 ②Fe2+的安稳区亦随温度升高而缩小,相反赤铁矿(Fe2O3)的安稳区则扩在,因而高温下进行FeS2溶出有利于其间的铁以赤铁矿(Fe2O3)方式留在渣中而下降铁的含量。 ③无论是常温或高温条件下,理论上硫铁矿复原浸出软锰矿都是可行的。选用较高温度浸出首要是出于动力学的需求,一起利于硫铁矿中的硫和铁别离转变为SO42-或H2SO4和Fe2O3,然后到达浸出速度快、酸耗低、铁溶出率低的效果。 ④不同的酸条件下,硫铁矿可别离按下列反响氧化溶出: FeS2+MnO2+4H+=Fe2++Mn2++2H2O+2S° (1) FeS2+7MnO2+14H+=Fe2++7Mn2++6H2O+2HSO-4 (2) FeS2+7MnO2+12H+=Fe2++7Mn2++6H2O+2SO4 2- (3) 2FeS2+15MnO2+28H+=2Fe2++15Mn2++14H2O+2SO42- (4) 温度较高时,如100℃以上,反响(3)不发作,而以如下反响进行: 2FeS2+15MnO2+26H+===Fe2O3+15Mn2++11H2O+4HSO-4 (5) ⑤反响(1)产出的元素S°可进一步氧化生成HSO42-或SO42-,然后下降酸耗。[next] (2)FeS2与MnO2浸出进程的动力学 ①实验质料与设备 质料:软锰矿与硫铁矿(成分见表2)。
表2 质料成分质料含量/%成分MnFeCoNiCuSCaOMgO软锰矿40.018.500.110.120.016 <1<1硫铁矿 39.57 43.41 硫酸:化学纯 实验设备与设备(见图4)。 实验在容积为1L的三口瓶中进行,恒温水浴保持温度,三口瓶上装有回流冷凝管避免溶液蒸腾。拌和器由沟通稳压电流供电,确保拌和速度安稳。 ②实验计划 往三口瓶中参加所需量的水和硫酸,开端拌和,待升温到指定温度后,将软锰矿和硫铁矿混匀后敏捷参加瓶中并计时,每隔必定时刻,取5mL矿浆分析溶液中锰,得出锰的浸出率随时刻的改变。 ③实验条件、成果与分析 a.温度实验 实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.5:0.7,液固比10:1;拌和速度500r·min-1;实验温度70℃,80℃,90℃,95。 实验成果(见图5)阐明,温度对浸出速度的影响明显,在较高温度下(95℃)浸出,仅42min即可达90%的浸出率,而温度较低时(70℃),要到达90%浸出率则需100min.[next] 以1-(1-a)1/3对t作图(图6),可见1-(1-a)1/3与时刻t成线性联系,契合Habashi表面化学反响操控的缩短核反响模型。 对1-(1-a)1/3~t联系曲线进行线性回归,求得各温度下的实验速度常数K(表3)。
表3 各温度下的反响速度常数温度T/K343353363368K×1035.3887.3509.80011.850lgk-2.269-2.131-2.008-1.926 以lgk对1/T作图,可见lgk与1/T呈线性联系(见图7)。据图7和Arrhenius方程求得反响活化能为 E=32.26KJ/mol b.拌和速度实验 实验条件m(软锰矿):m(硫铁矿):=1:0.5:0.525,液固比10:1;温度95℃。调查拌和速度为350,500,910(r·min-1)时对浸出率的影响。 实验成果如图8所示,在所调查的拌和速度规模内(350~910r·min-1),拌和强度对浸出无影响,用缩短核反响模型处理,可得1-(1-a)1/3与时刻t成线性联系,且不同拌和强度下的1-(1-a)1/3~t联系曲线重合(图9),即拌和强度对反响速度无影响。 温度和拌和速度实验的成果证明:浸出进程受颗粒表面化学反响操控。[next] (3)浸出条件实验及进程优化 动力学实验成果证明硫铁矿复原浸出软锰矿受颗粒表面化学反响操控,进步温度和浸出剂浓度等有利于加速浸出速度。为寻觅最佳浸出工艺条件,进行了单要素实验。 研讨了硫铁矿用量,硫酸用量,温度,液固等到浸出时刻等要素对锰浸出率的影响。 ①液固比的影响 实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.5:0.65,温度90℃,浸出时刻4h. 实验成果(见图10)标明,液固比对锰浸出率影响很小,但液固比太小,矿浆粘度增大,液固别离困难;液固比太大,浸出液锰浓度低,蒸汽耗费添加,主张液固比为2:1~5:1. ②硫铁矿用量的影响 实验条件:m(软锰矿):m(硫酸)=1:0.75,温度90℃;液固比5:1;浸出时刻4h. 实验成果(见图11)标明,硫铁矿用量对锰浸出率的影响较大,其用量为软锰矿量的0.4倍为佳,用量过大,因为很多铁被浸出,既耗费酸,又给下步净化进程形成困难。
[next]
③硫酸用量的影响 实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿)=1:0.5; 温度90℃,液固比5:1,浸出时刻4h. 实验成果(见图12)标明,硫酸用量是影响锰浸出率的重要要素之一,随硫酸用量添加,锰浸出率敏捷进步,当硫酸用量为软锰矿量的0.65倍以上时,锰浸出率改变很小。 依据上述热力学分析,在不同pH条件下,硫铁矿可别离按本节的反响式(1)~(5)式进行,其间以反响(1)耗酸最大,反响(4)最少。 设浸出进程仅按(1)式进行,即硫铁矿中的硫以元素(S°)方式产出,则求得理论配料比(质量比)为 m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:1.002:1.391 设浸出的反响仅按(4)式进行,即硫铁矿中的硫以SO42-方式产出,则求得理论配料比(质量比)为 m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.184:0..826 而实践配料比(质量比)为 m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.4:0.65 即实践配料比中硫铁矿和硫酸用量较反响(1)的理论值低,而较反响(4)的理论值高,阐明浸出进程中有适当部分以SO42-或HSO-4方式产出,下降了酸耗。 ④温度的影响 实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.5:0.81,液固比5:1,浸出时刻4h. 实验成果(见图13)标明,温度升高,锰浸出率添加,浸出温度为90℃左右为宜。 ⑤浸出时刻的影响 实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.5:0.65;温度90℃;液固比5:1. 实验成果如图14所示,浸出时刻以2h为宜。 ⑥归纳条件实验 依据单要素实验成果,选定三组条件进行归纳条件实验,实验成果如表4。
表4 归纳条件实验成果序号实验条件实验成果m(软S锰矿):
m(硫铁矿):m(硫酸)温度/℃干渣率/%渣成分(%)浸出率/%MnFeMnFe11:0.5:0.659062.630.7721.3898.227.321:0.5:0.89552.80.1520.199.112.331:0.45:0.7510053.91.3116.797.119.25[next]
2)Mn与MnO2的浸出 (1)浸出进程的热力学分析 从Fe-S-H2O系与Mn-H2O系φ-pH图(图3)可知,MnO2与FeS2,FeS在硫酸介质中反响可得,Mn2+,Fe2+,Fe3+,HSO-4,SO42-和S。同理,MnO2与MnS反响可得相似成果。 MnO2与MnS可能发作如下三个首要反响: MnO2+MnS+4H+===2Mn2++S+2H2O (1) ΔGӨ25=-227.999KJ,ΔGӨ100=-217.979KJ φӨ25=1.182V φӨ100=1.130V mMnO2(Mn):mMnS(Mn):m(2H2SO4):m(2Mn2+)=0.5:0.5:1.78:1 4MnO2+MnS+9H+===5Mn2++HSO-4+4H2O (2) ΔGӨ25=-765.187KJ,ΔGӨ100=-746.907KJ φӨ25=0.991V φӨ100=0.968V mMnO2(4Mn):mMnS(Mn):m(4.5H2SO4):m(5Mn2+)=0.8:0.2:1.6:1 4MnO2+MnS+8H+===5Mn2++SO42-+4H2O (3) ΔGӨ25=-752.886KJ,ΔGӨ100=-740.200KJ φӨ25=0.976V φӨ100=0.959V mMnO2(4Mn):mMnS(Mn):m(4H2SO4):m(5Mn2+)=0.8:0.2:1.425:1 上列(1)、(2)、(3)三式ΔGӨ均为较大负值,矿从热力学分析,其反趋势大。 (2)浸出条件实验 ①反, 应温度对浸出率的影响见(, 图15). 实验条件:m(硫锰矿):m(软锰矿):m(H2SO4)=1:0.45:0.55,时刻5h.[next] ②反响时刻对浸出率影响见(图16)。 实验条件:m(硫锰矿):m(软锰矿):m(H2SO4)=1:0.45:0.55,温度90℃. ③反响始酸浓度对浸出率的影响(见图17)。 实验条件:温度90℃,时刻5h。 m(硫锰矿):m(软锰矿)=1:0.45. 跟着始酸度增大,浸出率进步,但始酸浓度遭到终酸浓度不能太高的约束,不然中和耗量大,不经济,一起有必要考虑硫酸铵浓度的平衡问题。 ④矿比(配料比)对浸出率的影响见(图18)。 实验条件:温度90℃,时刻5h,始酸65g/L. 图18标明硫锰矿与软锰矿质量比在1:0.25以上,锰浸出逐步下降,下降软锰矿则浸出液中有Fe2+存在,为了使Fe2+悉数氧化为Fe3+,有利于除Fe,挑选最佳矿比为硫锰矿与软锰矿之比为1:0.45. 铁离子在MnO2与MnS反响进程中起促进剂效果。 2Fe2++MnO2+4H+===2Fe3++Mn2++4H2O 2Fe2++MnS===2Fe2++Mn2++S ΔGӨ25=-158.168KJ,ΔGӨ100=-221.719KJ 经过170屡次浸出条件实验,得出浸出最佳条件为:m(硫锰矿):m(软锰矿):m(H2SO4)=1:0.45:0.65,温度90℃,时刻5h,锰浸出率75%~80%。 四、浸出液的净化 锰浸出液的除铁与除重金属与电解金属锰相似。
常规硫脲浸出法
2019-02-28 11:46:07
此法是向硫酸酸性(pH1.5~2.5)矿浆中鼓风拌和进行金、银浸出的惯例疗法。矿浆中的已溶金一般选用过滤和屡次洗刷,并从滤液和洗液顶用置换、吸附或电解法收回金。它与化法的CCD工艺类似。但由于矿浆是强酸性介质,铜、铅、锌、铁等贱金属会和金、银一道溶解生成络离子,它不光使矿浆中的离子浓度过高,也会耗费很多。特别是用来处理硫精矿时,硫进入溶液会生成H2S、S0、SO42-、HSO4等硫化物。它们的彼此转化又可使矿浆中H2S(液)的平衡浓度约达0.1M,它会使金属离子很多生成硫化物沉积。其间尤以金、银被硫化而沉积于矿浆中,或许S0粘附于矿粒表面而发生钝化,都会下降金、银的浸出率,并使浸出作业结尾过早呈现,浸渣中含金过高而形成丢失。但由于对银的浸出率比化法高得多,故1982年以来墨西哥科罗拉多金银矿山就选用法替代化法从含银尾矿中浸出银,获得了很好的作用。
一、从辉锑矿精矿中浸出暴露金
澳大利亚新南威尔士的希尔格罗夫(Hillgrove)锑矿是一个前期挖掘的矿床,现存锑矿带均匀宽只300~400mm。1969年,新东澳大利亚矿业公司(NEAM)又在这儿运营一个小矿山和选厂。
该矿为石英脉型含金辉锑矿床,首要共生矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、白钨矿和绿泥石等,矿石含Sb~4.5%、Au~9g∕t。采出的矿石经磨矿、重选和浮选,产出锑精矿售给冶炼厂。精矿中含金30~40g∕t、冶炼厂不交给任何酬劳。为了提取其间的金,选厂曾用化法实验,作用欠好。后在实验其他溶剂时,发现能快速地浸出精矿中的暴露金。而于1982年3月树立一座1t∕h的小型分批作业浸出车间。
该车间处理锑精矿仅仅收回其间的单体解离金,并不希求更高的金收回率。故选用较高的和Fe3+浓度,并将浸液与精矿预先混合制浆,可使每批精矿的纯浸出时刻缩短至不超越15min。浸出贵液中的金用活性炭吸附,产出含金6~8kg∕t的载金炭直接出售。吸附金后的液加H2O2调整氧化复原电位后回来浸出进程循环运用。
选用浸出的开始几个月,曾呈现已溶金沉积丢失,经查明,它是吸附在精矿中的绿泥石上形成的。故又在浮选时添加空气按捺剂633以按捺绿泥石,并在浸出前向矿浆中参加少数柴油。采纳这些办法后,暴露金得以浸出,精矿中金收回率达50%~80%,耗费一般在2kg∕t以下。
该公司还发现,浮选尾矿中的毒砂含有很多金,故又添加了毒砂浮选回路,产出的砷精矿含As15%~20%、Sb5%、Au150~200g∕t,尾矿中金的收回率~70%。为此,又于1983年建成一座600t∕d的前期尾矿再处理工厂,可从每吨尾矿中收回金1~2.5g。
二、含银质料制取纯银
为了探究用含银质料制取纯银的新工艺,张箭等进行了含银质料的浸出、络合物结晶和灼烧结晶体制取纯银的新工艺研讨。实验成果,银的直收率91%以上,产品银纯度达99.84%。
实验所用质料组分为(%):Ag 0.9l、AgCl 0.29、SiO2 61.00、CaO 15.76、MgO 0.78、Fe2O3 1.81、Al2O3 1.75、K2O 1.16、Na2O 0.47、H2O 3.30、挥发物11.05、其他1.72。
小型实验将质料磨细至-2mm,称样100g置于500mL烧杯中,参加二次蒸馏水和试剂纯药剂制造的浸出液300mL进行各条件单因子实验,并依据单因子实验成果进行归纳条件实验,选定的最佳条件为:SCN2H4 0.52mol∕L、H2SO4 1.18mol/L、Fe2(SO4)3 0.004mol∕L、温度60℃、拌和速度700r/min、浸出时刻2.5h,经过滤、洗刷、洗液和滤液兼并,渣弃去。银的浸出率为98.50%。
扩展实验在上述条件下,改用自来水和工业纯药剂进行扩展10倍的实验,成果,银的浸出率分别为97.23%~98.91%,重现了运用二次蒸馏水和试剂纯药剂小试的成果。
硫脉浸出液中银呈Ag(SCN2H4)3-络离子状况。络合物的结晶经单因子实验成果显现:温度由15℃降至2℃,结晶率由70%上升至95%以上;pH0.5~3之间,结晶率都在80%以上,pH的上升结晶率只略有添加。当pH>3.5时刚呈现黑色沉积。溶液含银浓度0.6~3.6g∕L时,结晶率都略高于80%。跟着银浓度的升高,结晶率略有下降趋势,但无显着影响。在此基础上选定的结晶条件为温度2℃、pH=3、原液含银0.78g∕L,银的结晶率达93%。在三要素中、经方差分析标明,影响结晶率的首要要素是温度。
产出的结晶于100℃左右枯燥后,升温至1100℃灼烧产出99.84%的纯银。若将母液中别离的结晶用低温水洗刷除掉可溶杂质,产品纯度还可进步。别离结晶后的母液,可回来再用于浸出银。
本实验虽为0.1~1.0kg规划小型探究性实验,但生产流程短、工艺简略、设备出资少、产品纯度高,且可用来处理不纯金属银、氯化银、硫化银、辉银矿、角银矿及其混合原科,具有工业使用远景。
金矿的化学浸出
2019-02-22 10:21:22
1金矿堆浸
堆浸技能在我国的使用,开始于1980年,但在其时的投入使用中,受技能设备生产工艺、生产规模等多个方面的影响,导致黄金浸出率低,在严峻糟蹋黄金资源的一起,还给环境造成了严峻的污染。但跟着低档次金矿堆浸工业研讨的不断深入,在很大程度上推动了我国黄金选冶技能的开展,使我国低档次金矿堆浸水平上了一个新阶段。
跟着金矿档次越来越低,惯例重选-化流程或浮选-化流程提金收回率以不能满意充沛使用资源的要求。堆浸技能,特别是全泥化浸出技能,对处理低档次金矿有很有优越性。金矿的堆浸,就是将低档次金矿石破碎到必定粒度,然后将矿石筑堆,使用化浸出液喷淋矿石的办法,使与矿石中有用组分充沛触摸反响,使金以溶液方式进入含金贵液,再收回金的办法。
2金矿拌和浸出
金矿拌和浸出与金矿堆浸,在原理上类似,不同在于拌和浸出可使矿藏更好的与触摸,进步浸出率与金的收回率。拌和浸出要求矿藏磨碎到指定粒度,使包裹金露出出来,更易浸出,一般磨矿费用在选矿工艺流程中占很大份额。拌和浸出用于充沛收回金矿资源和含金量高的富矿。
进步浸出率的办法有加压浸出、加温浸出和强化拌和。
氯化浸出法回收金
2019-02-12 10:07:54
锑阳极泥成分:Au3.37%,Cu9.66%,Ni4.40%,Pb26.72%,Sb33.40%,As0.70%。
实验是先将试料置于介质中,等速参加次进行贱金属浸出,过滤别离后,再将浸渣进行选择性溶解并用钠沉金,取得产品金。滤液进入贱金属收回和废液排放处理工序。准则流程如图1所示。
一、浸出图1 锑阳极泥提金新工艺流程
实验成果表明:电位在430~450mV,有98%以上的贱金属转入溶液,金则较少溶解。浸出条件是:操控液固比10∶1,温度80℃,酸度6mol/LHCl、NaCl量80g/l。取得的浸出成果列于表1。
表1 浸出实验成果浸出物电位/mV渣率/%成 分/%AuCuNiSbPb浸渣1
浸出率400~420
5.268
0.551.6
98.80.35
99.14.26
99.30.44
99.5浸渣2
浸出率450~470
5.170
0.701.3
99.80.34
99.54.57
97.40.50
99.0
二、金复原
按金:复原剂=1∶2用量,在80℃,在不同酸度及不同复原剂的复原实验,成果见表2,从 果能够得知:用钠作复原剂,金复原彻底。酸度控 控在2.4mol/LHCl以下,复原率99.9%;用硫酸亚铁作复原剂金沉积不彻底;草酸和作复原剂会使贱金属共沉,影响金纯度。故钠作复原剂比较抱负。
表2 不同复原剂沉金成果
复原剂操控酸度残液含金/(g·L-1)金的收回率/%钠
草 酸硫酸亚铁1.5mol/L
pH2
pH1
1.4mol/L
pH10.001
0.005
0.005
-
->99.9
>99.9
>99.9
67.2
84.5
三、溶液处理
(一)氢氧化钙中和别离锑
锑阳极泥浸出液一般酸度4mol/LHCl左右,先用Ca(OH)2中和至pH=1.5~2.0,则97%~99%锑沉积分出,过滤后,溶液再加氢氧化钙至pH=7,则铜、镍、铅淀淀分出。
(二)硫酸浸出别离铅
含铜、镍、铅的沉渣用10%硫酸浸出,则铜、镍溶解,铅在渣中经过过滤别离。稀酸用量由调查沉积物的产色来判别,当沉积物色彩由果绿转入白色时,证明铜、镍浸出彻底。
(三)氢氧化钙中和沉出铜、镍
含铜、镍溶液经氢氧化钙中和至pH=7,过滤,则铜、镍留于渣中。
(四)溶液净化排放
因为沉铜、镍、铅的滤液含铜,铅量达不到排放标准,所以采碳酸钠调整溶液pH值到8,使铅进一步沉出,再用5%的Na2S沉积铜,则排放合格。沉铜、镍滤液为酸性溶液,铅排放合格,铜挨近合格。
可见操控电位选择性氯化浸出工艺,能将98%以上的贱金属有效地浸出别离。金留于渣中。此渣用操控电位630~650mV,酸度2mol/LHCl加NaCl80g/L,温度80℃,固液比1∶10,加次量为浸渣料的40%~50%,溶解1h至溶液呈黄色,金浸出率达98.38%。
昆明贵金属研究所曾对成分分为:Au0.81%,Cu2.35%,Ni0.36%,Pb14.10%,Sb71.73%的高锑阳极泥进行实验,选用的流程与此类似,定论也附近。
钴渣的还原浸出
2019-01-24 09:37:04
镍电解系统净化产出的钴渣,主要元素组成列于表1。
表1 钴渣的主要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中主要以氧氧化物形式存在,在液固比为(3~4)∶1及机械或鼓风搅拌条件下,用硫酸调pH=1.5~1.7,通入SO2还原溶解。但在初期未通入SO2之前,因Cl-被氧化而放出氧气,还原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液,在鼓空气搅拌浸出时部分Fe氧化成三价。主要化学反应可表示为:在鼓空气搅拌情况下,可发生亚铁离子的部分氧化,如:还原浸出液的成分列于表2。
表2 钴渣还原浸出液主要成分
金矿无毒浸出技术试验
2019-02-26 16:24:38
不管是运用浸出金矿仍是选用新式的无毒浸出药剂进行浸出金矿出产,都必须进行或具体或简略的浸出选矿实验。进行浸出金矿实验的意图是:具体查清该金矿石的矿石性质,为选矿归纳收回供给科学依据。供给该矿石的最佳选矿工艺流程及计划,为节省工艺流程改造出资、合理操控选矿出产成本、进步经济效益等,供给最佳平衡点工艺计划,供给金最佳浸出目标,为选矿厂工艺改造及新建选矿厂供给科学的规划依据。
(一)原矿矿石性质研讨
对该矿石进行岩矿判定,具体了解矿藏的组成、结构、结构、嵌布粒度及矿藏与脉石及有害元素之间的联系。了解该矿的矿藏特征,及有用矿藏、脉石矿藏的品种及相对含量。了解该矿的有用矿藏的粒度特性,包含矿藏的嵌布粒度巨细和粒度散布特征。了解该矿的有用矿藏和脉石矿藏结构特征和结构特征,包含矿藏的嵌布粒度巨细和粒度散布特征。了解该矿的有用矿藏和脉石矿藏的嵌布特性和镶嵌联系及有用矿藏和首要脉石矿藏的粒度组成。
(1)原矿光谱分析
(2)原矿多元素分析,断定一切可收回使用的元素及有害元素。
(3)对金进行物相分析,辅导选矿工艺及选矿目标的断定。
(4)对原矿进行真密度及假密度测定。
(5)对原矿进行硬度测定。
(6)对原矿进行x衍射分析测定。
(7)对原矿进行可磨度测定。
(8)磨矿细度曲线测定。
(9)对原矿进行不同粒度筛析,断定矿石中不同粒度的组成份额,为规划改造供给依据。
(二)选矿工艺具体条件实验
进行具体的磨矿细度实验,依据出产成本、选矿出资、选矿目标等要素,断定最佳的磨矿细度,找出磨矿细度对浸出的影响规则。
(1)进行具体的用量实验,断定的最佳用量。
(2)进行具体的石灰量实验,断定的最佳石灰用量。
(3)进行具体的浸出时刻浸出时刻实验,断定最佳的浸出时刻,找出浸出时刻和浸出率的影响规则。
(4)进行具体的无浸出实验,断定无药剂浸出替代化浸出的可行性。
(5)进行具体的无毒浸金药剂用量实验,断定无毒浸金药剂的最佳用量。
(6)关于含碳含砷等难浸出矿石进行具体助浸剂用量实验,断定的最佳助浸剂用量。
(7)进行具体的无毒浸出时刻实验,断定最佳的浸出时刻,找出浸出时刻和浸出率的影响规则。
(8)进行具体的浸出浓度实验,断定的最佳浸出浓度。
(三)对尾矿进行性质分析
尾矿多元素分析 ,尾矿中的金的物相分析。经过对尾矿性质的研讨,查明尾矿的成份,研讨分析尾矿中的金是否还有使用可收回价值。若具有收回价值,持续对尾矿进行加以收回使用实验,到达最佳的收回效益。
选矿实验对现场出产建设有着极其重要的效果,经过简略的选矿实验断定合理的无毒浸金药剂,使经济效益最大化。