磁化还原焙砂硫酸浸出探索

合集下载

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。

某黄金冶炼渣还原焙烧磁选工艺研究

某黄金冶炼渣还原焙烧磁选工艺研究柳林;冯安生;王威【摘要】With coking coal as reducing agent ,the reduction roasting‐magnetic separation process was adopted to recycle iron from the smelting slag which was produced by a gold smelter in Henanprovince .The smelting slag ,total iron grade of which was 35 .91% ,had a high recycling value .But the particle size of the slag was very fine (-0 .025mm 73 .71% ) ,and the chemical composition wascomplex .According to this characteristic ,the effects of roasting temperature ,time ,amount of reducing agent ,grinding fineness and magnetic field intensity on ore dressing indexes were discussed .The test showed that ,the optimum conditions were as follows:the slag was roasted at 1150℃ for 60 minutes with coal consumption 13% ,and then ground it to - 0 .045mm accounted for 74 .55% ,with magnetic field intensity60kA/m .As the conditions ,roasting‐magnetic separation process obtained good indexes :the total iron grade of iron concentrate was 93 .21% and the total iron recovery was 82 .72% .%以焦煤为还原剂，采用还原焙烧‐磁选的工艺方法对河南某黄金冶炼厂产出的冶炼渣进行铁的回收利用研究。

锌焙砂浸出规律研究

杨金林，肖汉新，罗美秀，马少健，刘平
（１．广西大学资源与冶金学院，广西南宁５３０００４
２．桂林理工大学南宁分校，广西
南宁
５３０００１）
摘要：本文以广西某地冶炼厂锌焙砂为原料，以硫酸为浸出剂，研究了不同硫酸浓度、不同浸出温度条件下，浸出时间对锌焙砂硫酸浸出过程中锌、铁浸出效果的影响规律；采用ＸＲＤ分析方法，分析研究了锌焙砂及
２．１浸出时间对锌浸出的影响
不同硫酸浓度在不同浸出时间对锌浸出率的影
响见图１。
堑壁堡昌互堡壁
４９３９６
互墓壹
２２
笪
２
从图１可以看出，硫酸浓度从４０ｇ／Ｌ增大到３２０ｇ／Ｌ，锌的浸出率随着硫酸浓度的增大而增大；
・
７２・
矿产综合利用
２０１７拄
８０
７８
７６７４７２
丑
７０
嚣
６８６６。
。
。
６０
浸出时间／ａｉｒｎ
漫８出Ｏ时１问００１
。
。
。浸出时间ｆｍｉｎ
ａ硫酸浓度４０Ｌ
锌焙砂中的ＺｎＯ溶解速度快，在较短时间内就能全部溶解，后续锌浸出率的增大是由于ＺｎＳｉＯ和ｚｎＦｅＯ等含锌矿物的溶解。２．２浸出时间对铁浸出的影响不同硫酸浓度在不同浸出时间对铁浸出率的影

铜精矿焙烧浸出的探索试验

铜精矿焙烧浸出的探索试验陈光耀;李显华;邹魁【摘要】介绍了来宾华锡冶炼有限公司铜精矿焙烧浸出的探索试验,重点介绍焙烧脱硫砷和浸出除铁工艺.采用铜精矿焙烧法脱硫砷,铜精矿经低温和高温两段焙烧,铜焙砂中的残硫在1.09％～0.45％之间,含砷在1.08 ％～0.73％之间.脱硫率达到90 ％～95.65％,脱砷率在54.43 ％～69.19％之间.而升高温度对铜浸出有利；浸出终酸越高对铜的浸出越有利.通过试验,提高了铜浸出率、减少铁砷浸出的可行性,为下一步硫渣提铜工序技术改造提供技术支持.【期刊名称】《有色金属科学与工程》【年(卷),期】2011(002)005【总页数】4页(P45-48)【关键词】铜精矿;焙烧;浸出;焙烧脱硫砷;浸出除铁【作者】陈光耀;李显华;邹魁【作者单位】广西来宾华锡冶炼有限公司,广西来宾546115;广西来宾华锡冶炼有限公司,广西来宾546115;广西来宾华锡冶炼有限公司,广西来宾546115【正文语种】中文【中图分类】TF811广西来宾华锡冶炼有限公司（以下简称来冶）锡系统硫渣提铜，采用“硫渣浮选产出铜精矿，铜精矿经焙烧产出铜焙砂，焙砂经硫酸浸出生产电解铜”的生产工艺[1-8].该工艺在2009年竣工投产，在试生产中，硫渣浮选工艺基本达到设计要求.产出的铜精矿含铜在20%～30%，但由于硫渣含Fe、As杂质较高，产出的铜精矿含Fe：15%～24%.生产过程出现了铜的浸出率低，大量的Fe、As杂质也被浸出的现象.王军等[9]对含Zn、Pb、Sb的复杂铜精矿沸腾焙烧扩大试验进行总结，确定了试验方法，进行了烟气量及烟气浓度的计算，并且确定了沸腾焙烧扩大试验的试验参数.为了进一步提高铜浸出率，探索减少铁砷浸出的工艺，来冶冶金室于2011年3月开展了铜精矿焙烧浸出小型试验.通过本次小型工艺试验，找出提高铜浸出率、探索减少铁砷浸出的可行性.为来治硫渣提铜工序的技术改造提供了技术支持.工艺流程图如图1所示.本次试验的铜精矿为来冶2011年产出的铜精矿，其化学成分如表1所示.根据华锡设计院对铜精矿的物相分析，铜90%以硫化亚铜和硫化铜存在；锡80%以金属态存在.由于金属锡的熔点较低，铜精矿焙烧，首先要在较低的温度下将金属态锡氧化成为氧化锡，提高物料的熔点，防止焙烧过程结料；然后提高温度，进一步氧化焙烧脱除硫砷杂质.铜精矿焙烧的主要化学反应如下：坩埚温控电阻炉一台，型号：SG2-12-13；额定温度1300℃.低温氧化焙烧：温度：600～700 ℃；时间：2 h.高温氧化焙烧：温度：800～900 ℃；时间：2 h.每次先将50 g（干量）铜精矿放入直径为165 mm的瓷碗中，物料厚度约3～4 mm，当温控电阻炉升至所需温度时将铜精矿放入炉内.保持所需温度不变，每隔30 min打开炉门翻动铜精矿1次.2 h低温氧化焙烧作业结束取样后，继续升温至所需温度，保持温度不变每隔30 min打开炉门翻动物料一次，2 h作业结束，取样化验焙砂成分.（1）低温氧化焙烧数据.表2为低温氧化焙烧试验结果.从低温焙烧数据分析：铜精矿在600～700℃低温焙烧2 h.铜精矿含硫在6.59%～7.51%之间；含砷在1.95%～2.18%之间.虽然硫砷的脱除率不高，但低温焙烧的目的达到了，将金属态锡氧化为氧化锡，提高物料的熔点，防止了焙烧过程粘结. （2）铜精矿两段氧化焙烧数据.表3为铜精矿两段焙烧试验数据.从表3中可以看出：铜精矿经600～700℃低温焙烧2 h和800～900℃高温焙烧2 h后，铜焙砂含S在1.09%～0.45%之间，含As在 1.08%～0.73%之间，脱硫率达到90%～95.65%，脱砷率在54.43%～69.19%之间.脱砷效果比脱硫效果差. 铜焙砂中的CuO、Fe2O3与硫酸反应生成相应的硫酸铜和硫酸铁，其主要化学反应如下：表4为本次试验的铜焙砂（两段焙烧）其化学成分.本次条件试验，根据铜焙砂浸出的实际情况，主要考查浸出温度、浸出酸度2个因素对铜铁浸出率的影响.（1）浸出温度对铜铁浸出率的影响.本次试验固定条件为：每次投入铜焙砂200 g，始酸80 g/L，溶液1L.浸出时间：2 h.温度梯度：常温、50 ℃、70 ℃、90 ℃4个梯度，考察不同温度梯度下，铜浸出率、铁浸出率的变化情况.试验结果如表5所示.从表5中可以看出，随着浸出温度的增加，铜焙砂中的铜、铁的浸出率也随之增加.加温浸出对铜的浸出是有利的.（2）浸出终酸对铜浸出率的影响.本次试验固定条件为：每次投入铜焙砂 200 g；温度：90 ℃，浸出时间：2 h；溶液量1L，缓慢加入硫酸，控制浸出终点pH梯度为：0.5、1.0、2.0、3.04个梯度，考察不同终酸梯度下，铜浸出率、铁浸出率的变化情况.试验结果如表6、表7.从不同终酸（pH）梯度下，铜焙砂的浸出数据可以看出，随着浸出终点pH的增加，铜焙砂中的铜、铁的浸出率随之减少，即浸出终酸越高对铜的浸出越有利.同时，由于铜焙砂中的铁同步浸出，即使浸出终点pH为3.0时，铜浸出率为82.32%，浸出渣含铜4.97%，但铁的浸出率高达80.57%，浸出液中的铁也有27 g/L.因此，在浸出终点pH值在0.5～3.0的范围内，希望通过控制终点pH来控制铜焙砂中的铁的浸出是困难的.铜精矿经低温（600～700 ℃）、高温（800～900 ℃）两段焙烧，铜焙砂残S在1.09%～0.45%之间；含As在1.08%～0.73%之间.脱硫率达到90%～95.65%，脱砷率在54.43%～69.19%之间.同时，升高温度对铜浸出有利；浸出终酸越高对铜的浸出越有利.由于铜焙砂中的铁同步浸出，希望铜既有较高的浸出率的同时，铁不浸出或少浸出是困难的.【相关文献】[1]黄位森.锡[M].北京:冶金工业出版社，2001.[2]傅崇说.有色冶金原理[M].北京：冶金工业出版社，1993.[3]张宝,张佳峰,蒋光佑.浮选法处理锡系统硫渣工艺实践[J].有色金属，2010，(4):102-104.[4]李旺昌,卫于道.锡精矿沸腾焙烧工艺研究[J].有色金属,1996,(1)：26-28.[5]俞小花.复杂铜、铅、锌、银多金属硫化精矿综合回收利用研究[D].昆明：昆明理工大学,2008.[6]杨奕旗,邬清平.锡冶炼炉渣铜锡浮选分离工艺研究[J].有色金属：选矿部分,2006,(2)：65-68.[7]刘智先,陈璟.提高浸渣浮铜回收率的探索与实践[J].冶金丛刊,2003,(1)：36-39.[8]宾智勇.复杂多金属物料综合回收铜铅锌锡试验研究[J].湖南有色金属,2004,(6)：53-55.[9]王军,王成彦,王忠.杂铜精矿沸腾焙烧扩大试验研究[J].有色矿冶,2011，(1)：54-56.。

镍精矿的浸出用硫酸硫酸亚铁还原工艺研究

镍精矿的浸出用硫酸硫酸亚铁还原工艺研究镍精矿是一种重要的镍矿石，通常需要通过浸出工艺来提取出镍的金属。

在浸出过程中，硫酸硫酸亚铁是一种常用的还原剂，可以有效地将镍精矿中的镍氧化物还原为可溶性的镍盐，从而实现镍的提取和回收。

硫酸硫酸亚铁（FeSO4）是一种重要的还原剂，它具有较强的还原性，可以将氧化物还原为可溶性的金属离子。

在镍精矿的浸出过程中，硫酸硫酸亚铁起到了关键的作用，它与镍矿石中的氧化镍反应，将氧化镍还原为可溶性的镍离子，从而实现了对镍的提取。

研究表明，硫酸硫酸亚铁还原工艺对镍精矿的浸出具有很高的效率和选择性，尤其适用于镍氧化物含量较高的镍精矿。

在硫酸硫酸亚铁还原工艺中，一般会选择在一定的温度下进行浸出过程，并控制还原剂的添加量和浸出时间，以实现最佳的还原效果。

在浸出过程中，硫酸硫酸亚铁与镍氧化物发生反应，生成可溶性的镍离子，并伴随着硫酸铁的生成。

这些反应在一定温度下加速进行，从而促进镍精矿中的镍离子的释放和溶解。

同时，硫酸铁的生成也可以在一定程度上抑制镍的还原速度，从而提高浸出的选择性，减少对其他金属元素的影响。

值得注意的是，硫酸硫酸亚铁还原工艺中需要避免过量添加还原剂，否则会导致过度还原，使得镍精矿中的其他有价金属元素也被还原为可溶性离子。

此外，还原过程中可能会产生一定程度的副产物，如含铬的溶液，需要进行后续处理以减少环境污染。

在实际应用中，硫酸硫酸亚铁还原工艺常常与其他工艺相结合，以提高浸出效率和产出纯度。

例如，可以采用浸出-还原-晶化工艺，将浸出得到的含镍溶液经过还原和晶化过程，得到纯度较高的镍盐产品。

另外，还可以通过电解方法将含镍溶液电解得到纯度更高的镍金属。

总的来说，硫酸硫酸亚铁还原工艺是一种有效的浸出方法，对于镍精矿的提取和回收具有重要意义。

通过控制还原工艺的条件和参数，可以实现高效、选择性的镍浸出，并最终得到高纯度的镍产品。

然而，在实际应用中仍需要进一步的研究和优化，以提高工艺的经济性和环境友好性。

锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究

ａｃｉｄｌｃａｃｈｉｎｇｗａｓｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｄ．ＺｉｎｃｆｅｒｒｉｔｅｉｎｚｉｎｃｃａｌｃｉｎｅｗａｓｓｅｌｅｃｔｉｖｅｌｙｔｒａｎｓｆｏｒｍｅｄｔｏｚｉｎｃｏｘｉｄｅａｎｄｍａｇｎｅｔｉｔｅｕｎｄｅｒＣＯａｎｄＣＯ，ａｔｍｏｓｐｈｅｒｅ．Ｔｈｅｒｅｄｕｃｅｄｚｉｎｃｃａｌｃｉｎｅｗａｓｔｈｅｎｌｅａｃｈｅｄｗｉｔｈｓｕｌｆｕｒｉｃａｃｉｄｆｉｎｃｒｅｃｏｖｅｒｙｆｒｏｍｚｉｎｃｃａｌｃｉｎｅｃｏｎｔａｉｎｉｎｇｈｉｇｈｃｏｎｔｅｎｔｏｆｉｒｏｎｂｙｓｅｌｅｃｔｉｖｅｒｅｄｕｃｔｉｏｎｒｏａｓｔｉｎｇａｎｄ
烧评价指标，得出最佳焙烧条件为：焙烧温度７５０℃ ，焙烧时间６０ａｉｒｎ，ＣＯ浓度８％，ＣＯ／（ＣＯ＋ＣＯ２）
气氛比例２０％，此条件下可溶锌率由原焙砂中的７９．６４％提高到９１．７５％；以铁锌浸出率为考察指标，得出最佳浸出条件为：常温浸出，浸出时间３０ｍｉｎ，浸出酸度９０ｇ／Ｅ，液固比１０：１，此条件下锌铁浸
出率分别为９１．８％和７．１７％．

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践李明亮;王宪忠;张绍辉;赵亚峰;贾佳林;吕超飞;董文龙;纪国强【摘要】为了提高硫酸化焙砂中金和铜的浸出率,降低尾渣金品位,减少铜对氰化浸出过程的影响,考察了焙砂粒度、硫酸浓度、温度对硫酸脱铜率和脱铜渣氰化浸金率的影响.结果表明,焙砂(矿粉粒度-0.045 mm粒级占90.16％)在酸度25 g/L、液固比1.5:1、80℃下浸出2 h,硫酸脱铜率达93.62％.脱铜渣在NH4 HCO3用量10 kg/t、液固比1.5:1、NaCN浓度0.10％条件下浸出60 h,金浸出率高达98.04％.根据研究结果,通过提高硫酸脱铜温度、硫酸浓度和氰化浸出过程增加旋流器和浸出槽数,采用两段浸出-两段洗涤措施,对现有生产流程进行了优化,铜和金回收率得到了明显提高,获得较好的经济效益.【期刊名称】《矿冶工程》【年(卷),期】2018(038)004【总页数】5页(P106-110)【关键词】硫酸化焙烧;焙砂;酸浸;氰化浸金;浸出率;铜;金;工艺改造【作者】李明亮;王宪忠;张绍辉;赵亚峰;贾佳林;吕超飞;董文龙;纪国强【作者单位】潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;中国黄金集团有限公司,北京100011;西北有色金属研究院,陕西西安710016;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714399【正文语种】中文【中图分类】TF811;TF831随着易处理金矿资源开采殆尽,难处理金矿成了世界各国提金的重要原料［1-3］。

难处理金矿在地壳中所占金总量的比例高达60%,因此,从难处理金矿中提取金的工艺技术研究已经引起世界各国的重视,成为研究热点［4］。

在难处理含硫、砷微细浸染型金矿、含有机碳质复杂金矿和复杂多金属硫化矿型金矿中,金除与常见的黄铁矿和砷黄铁矿共生之外,大约10%的自然金与黄铜矿和次生铜矿连生,铜的存在致使氰化钠耗量大、金的氰化浸出率低［5-7］。

直接还原焙烧—弱磁选回收河南某金冶炼渣中铁

直接还原焙烧—弱磁选回收河南某金冶炼渣中铁王威;柳林;冯安生;刘红召;高照国【摘要】河南某黄金冶炼渣铁品位为27.24％,铁主要以赤铁矿的形式存在.为回收该渣中铁,采用直接还原焙烧—弱磁选工艺进行试验.结果表明:在还原剂焦煤加入量为15％、氧化钙加入量为5％、焙烧温度为1 150℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨细至-0.045 mm占75％、弱磁选磁场强度为60 kA/m时,可以获得铁品位为91.4％、回收率为79.5％的铁精矿,实现了该黄金冶炼渣中铁的高效回收.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2015(000)012【总页数】4页(P169-172)【关键词】黄金冶炼渣;直接还原焙烧;弱磁选;氧化钙【作者】王威;柳林;冯安生;刘红召;高照国【作者单位】中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006;中国地质科学院研究生院,北京100037;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州450006;河南省黄金资源综合利用重点实验室,河南郑州450006【正文语种】中文【中图分类】TD925.72014 年，我国黄金产量超过450 t，连续8 a 成为世界第一产金大国。

随着黄金产量的增加，黄金冶炼渣(金精粉经酸化焙烧、焙砂酸浸、酸浸渣氰化浸出金银后得到的尾渣)量也急剧增加［1］。

由于黄金冶炼渣具有矿物嵌布粒度极细、泥化现象严重、矿物组成复杂等特点，处理成本较高，因而大多因未能有效回收利用而直接堆存。

1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性，平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
3、如文档侵犯您的权益，请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间：9:00-18:30)。

ｓｕｌｆｕｒｉｃａｃｉｄｌｅａｃｈｉｎｇｉｎｒｅｄｕｃｉｎｇｚｉｎｃｆｒｏｍｃａｌｃｉｎｅｓ．Ｂｙａｄｏｐｔｉｎｇｓｉｎｇｌｅ — ｆａｃｔｏｒｃｏｎｄｉｔｉｏｎａｌｔｅｓｔｉｎｇ，ｔｈｉｓｐａｐｅｒｔｈｏｒｏｕｇｈｌｙｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｓｖａｒｉｏｕｓｆａｃｔｏｒｓｔｈａｔａｆｆｅｃｔｔｈｅｓｕｌｆｕｒｉｃａｃｉｄｌｅａｃｈｉｎｇｉｎｃｌｕｄｉｎｇｔｈｅｉｎｉｔｉａｌａｃｉｄｉｔｙ，ｌｉｑｕｉｄ — ｓｏｌｉｄｒａｔｉｏ，ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅａｎｄｄｕｒａｔｉｏｎ．Ｔｈｅｏｐｔｉｍｉｚｅｄｔｅｓｔｉｎｇｓｈｏｗｓｔｈａｔｕｎｄｅｒｔｈｅｏｐｔｉｍｉｚｅｄｃｏｎｄｉｔｉｏｎｗｉｔｈｔｈｅ
ｒｅｄｕｃｔｉｏｎｗｈｉｃｈｃａｕｓｅｓｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌｐｏｌｌｕｔｉｏｎ，ｔｈｉｓｐａｐｅｒｃｏｎｄｕｃｔｓａｓｙｓｔｅｍａｔｉｃｒｅｓｅａｒｃｈｉｎｔｏｔｈｅｐｒｏｃｅｓｓｏｆ
ｉｎｉｔｉａｌａｃｉｄｉｔｙｏｆ１２０ｇ／Ｌ，ａｔｌｉｑｕｉｄ — ｓｏｌｉｄｒａｔｉｏｏｆ７：１，ａｔａｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅｏｆ６０℃ ａｎｄｉｎ２ｈｏｕｒｓｔｈｅｚｉｎｃｌｅａｃｈｉｎｇ
第２６卷第１期２０１５年３月
苏州市职业大学学报
ＪｏｕｒｎａｌｏｆＳｕｚｈｏｕＶｏｃａｔｉｏｎａｌＵｎｉｖｅｒｓｉａｒ．，２０１５
磁化还原焙砂硫酸浸出探索
ＣＡＯＺｉ－ｙｕ，ＣＥＮＧｙ０一ｍｉｎｇ（ＤｅｐａｒｔｍｅｎｔｏｆＤｉｌｕｔｅＭｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌＲｅｓｅａｒｃｈ，ＢｅＯｉｎｇＧｅｎｅｒａｌＩｎｓｔｉｔｕｔｅｏｆＮｏｎｆｅｒｒｏｕｓＭｅｔａｌｓ，Ｂｅｉｊｉｎｇ１０００８１，Ｃｈｉｎａ）Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｉｎｏｒｄｅｒｔｏａｄｄｒｅｓｓｔｈｅｐｒｏｂｌｅｍｏｆｉｒｏｎｆｌｏｗｉｎｇｉｎｔｏｓｏｌｕｔｉｏｎｉｎｐｒｏｆｕｓｉｏｎｉｎｔｈｅｐｒｏｃｅｓｓｏｆｚｉｎｃ
原过还原了．
关键词：湿法炼锌；硫酸浸出；锌铁分离
中图分类号：ＴＦ８１３
文献标志码：Ａ
文章编号：１００８ — ５４７５（２０１５）０１ — ０００７ — ０６
ＯｎＳｕｌｆｕｒｉｃＡｃｉｄＬｅａｃｈｉｎｇｉｎＭａｇｎｅｔｉｚｅｄＲｅｄｕｃｔｉｏｎｏｆＺｉｎｃｆｒｏｍＣａｌｃｎｅｉｓ
ｒａｔｅｒｅａｃｈｅｓ８８．５％．ｔｈｅｉｒｏｎｌｅａｃｈｉｎｇｒａｔｅ１０．６％ａｎｄｔｈｅｌｅａｃｈｅｄｉｒｏｎｉｓａｌｍｏｓｔｔｏｔａｌｌｙｆｅｒｒｏｕｓｉｒｏｎ．Ｔｈｅｒｅｓｕｌｔ
曹子宇，陈永明
（北京有色金属研究总院稀台研究所，北京１０００８１）
摘要：针对锌浸出过程中铁大量进入溶液，由此带来的环境污染问题，本研究对锌还原焙砂的硫酸浸出过程进行系统研究．采用单因素条件试验法，详细考察硫酸初始酸度、液固比、
温度和时间对还原焙砂浸出过程的影响，并在最佳工艺条件下进行综合扩大试验．结果表明，
在硫酸初始酸度１２０ｇ／Ｌ、液固此７：１、温度６０℃、时间２ｈ的优化条件下，锌的浸出率达到了８８．５％，铁的浸出率为１０．６％．浸出液中铁几乎全部为二价铁离子，表明对锌焙砂的磁化还