铁矾渣和锌精矿混合浸出试验研究

合集下载

湿法炼锌除铁工艺研究

湿法炼锌除铁工艺研究

收稿日期 :2019-09-17 作者简介 :刘自亮(1991-),男,江西萍乡人,硕士,工程师,主要从事重金属冶金设计及研究工作。E-mail:345543090@
51
Total 162
总第 162 期
渣中,实现了锌与铁的分离。常规法采用回转窑挥 发法处理弱酸浸出渣,得到的 ZnO 粉再用废电解 液浸出。窑渣含锌约 1%,含铁约 35%。 2.2 热酸浸出工艺
Keywords: iron removal; conventional process; hot acid leaching; oxygen pressure leaching; hematite process
1 引言
锌是重要的有色金属,具有良好的压延性、耐 磨性和抗腐蚀性,在镀锌、合金、压铸锌、氧化锌、 干电池等领域应用广泛。2019 年 1-5 月,我国锌 产量为 227 万 t,其产量在有色金属中位列第四, 仅次于铝、铜、铅[1]。目前,锌总产量的 80% 来 自湿法工艺,通过不断创新,冶炼技术有了长足的 进步,其中以氧压浸出工艺为代表的绿色环保冶炼 技术成为新建项目的主要选择。铁是锌精矿中不可 避免带入的元素,按化学成分,锌精矿分为四个级 别,最高级别的一级品要求 Fe ≤ 6%,最低级别 的四级品要求 Fe ≤ 14%,其中四级品的铁闪锌精
关键词 :除铁 ;常规法 ;热酸浸出 ;氧压浸出 ;赤铁矿法
中图分类号 :TF813 文章编号 :1009-3842(2020)02-0051-04
文献标识码 :A 开放科学(资源服务)标识码(OSID):
Research on Iron Removal Process in Zinc Hydrometallurgical
ZnO·Fe2O3+4H2SO4=ZnSO4+Fe2(SO4)3+4H2O (1) 2.2.1 黄钾铁矾法 热酸浸出液预中和至 pH~1.5,控制除铁温度 约 90 ℃, 向 含 铁 液 中 加 入 碱 离 子, 如 K+、Na+、 NH4+ 等。同时不断加入中和剂,维持溶液 pH,使 铁以黄钾铁矾的形式沉淀,铁渣含铁约 25%,除 铁后液含铁 1~3g/L。该工艺黄钾铁矾沉淀为晶体, 容易澄清液固分离,铁矾带走部分硫酸根,有利于 工厂酸平衡,但铁矾渣量大。黄钾铁矾除铁化学方 程式如下 : 3Fe2(SO4)3+2A(OH)+10H2O=2AFe3(SO4)2(OH)6+ 5H2SO4 (2) 式中 A 为 K+、Na+、NH4+ 等碱离子。 2.2.2 针铁矿法 针铁矿法除铁工艺首先向热酸浸出液中加入 ZnS 精矿,使 Fe3+ 还原为 Fe2+,还原后 Fe3+<1g/L。 然后加入中和剂中和至 pH 3~5,控制除铁温度约 90℃,再缓慢连续加入富氧空气、纯氧或压缩空气 等氧化剂及中和剂,维持溶液 pH,使 Fe2+ 缓慢氧 化并以针铁矿的形式析出,铁渣含铁约 36%,除 铁后液 Fe2+<2 g/L。针铁矿法除铁化学方程式如下 : Fe2(SO4)3+ZnS= ZnSO4+2FeSO4+S ( 3) 4FeSO4+6H2O+O2=4FeOOH+4H2SO4 ( 4) 为了缩短工艺流程,热酸浸出与 ZnS 还原可在 一个过程完成,即在浸出铁酸锌的同时,加入过量 的 ZnS 精矿,把溶液中的 Fe3+ 还原成 Fe2+,液固分 离后再进行针铁矿法除铁。化学方程式如下 :

从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法烟灰中回收锌镉及其净化除杂

从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法烟灰中回收锌镉及其净化除杂

从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法烟灰中回收锌镉及其净化除杂张佳桦;崔雅茹;王国华;王正民;桂海平;李邓;李安鑫
【期刊名称】《湿法冶金》
【年(卷),期】2024(43)2
【摘要】研究了采用酸性浸出—硫化除杂法从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法产出的烟灰中回收锌、镉,并选择性除去浸出液中的铜,产物用以制备镉掺杂硫化锌;在热力学分析基础上,探明了硫酸体系下锌浸出率影响因素及其浸出动力学;通过正交试验明确了各参数对硫化钠选择性除杂的影响。

结果表明:烟灰中锌主要以氧化锌形式存在,其浸出过程符合混合控制,表观活化能为73.70 kJ/mol;在最佳条件下,锌浸出率达98.99%。

以Na_(2)S用量为理论添加量的3.2倍,控制体系pH=2.0,铜去除率可达95.97%,同时有效保留锌、镉,实现了铜与锌、镉的选择性分离。

【总页数】8页(P121-128)
【作者】张佳桦;崔雅茹;王国华;王正民;桂海平;李邓;李安鑫
【作者单位】西安建筑科技大学冶金工程学院;汉中锌业有限责任公司
【正文语种】中文
【中图分类】TF813;TF803.21;TF803.25
【相关文献】
1.造锍熔炼法从黄钠铁矾渣中回收铜、镍工艺技术研究
2.镉熔炼含氯烧碱渣在黄钾铁矾法炼锌中的再利用
3.侧吹炉加锌精矿化矿-烟化炉挥发法处理锌浸出渣工艺探
索4.铁矾渣侧吹熔炼渣型调控5.锌浸出渣富氧侧吹熔炼-烟化工艺综合回收试验研究
因版权原因,仅展示原文概要,查看原文内容请购买。

湿法炼锌浸出沉铁探讨

湿法炼锌浸出沉铁探讨
# —1% 3 ;! —1/ 3 ;% —$! 3
的是溶液的酸度, 析出时的温度, 一价阳离子种类浓 度和是否加入晶种等。现分别讨论如下。 %& !& # 酸 度 黄钾铁矾的离解反应如下式: ’()% * +," - ! * ,. - / 6 ’ 0 0 %()% 0 0 !+,"! 5 0 /,. 5 溶度积 ’ 6 7 ’ 0 8 ・ 7 ()% 0 8 % ・ 7 +,"! 5 8 ! ・ 7 ,. 5 8 / 从以上的关系式中可知, ,. 5 离子浓度具有最 高的方次式为 /, 所以溶液酸度的变化能够强烈地改 变铁离子的平衡浓度。当 9. 值高时, ()% 0 离子浓度 减少较多, 所以为了尽可能地降低溶液的铁含量, 必 须使黄钾铁矾的析出过程在较低酸度下进行,工业 生产流程在热酸浸出之后,专门设置了一个预中和 %& !& %
!
常规浸出法沉铁
高铁离子半径为 %. /01, 其离子电位很高, 极化
能力强,能和溶液中的 23 + 结合,形成难溶的 (4 ( 23)",析出的 (4( 23)" 一般成胶体存在,给液固 分离造成困难,在工业生产中需加入助凝剂。虽然 但 (4( (4( 23) 23) 67、 84 " 胶体难以凝聚, " 能和 *5、 的水解产物形成其沉淀,能有效地降低中上清 *5、 67、84 含量,所以在这几种浸出法中都有中浸这一 段,我们可以降低酸性上清含铁来抑制系统铁的循 环, 减少中浸胶体的形成。 在浸出条件下, 焙砂中的铁可进入溶液, 溶液中 含 (4 等杂质浓度太高不符合电解工艺的要求, 因此 必须在浸出后期将它们除去。 从 (4 + 3! 2 的电位 93 图 ( 图 $)中可以看出, 而 (4 可 (4 只有在较高的 93 值下才会发生水解, 以在较低的 93 值下水解沉淀入渣分离出去, (4" : 水

降低浸出渣含锌实践

降低浸出渣含锌实践
测 , 下端 面变形 量 在 5mm 以 内 , 径 方 向变形 在 上 直 8mm 以内 , 整个 扇形 齿 轮 变形 量 较 小 , 全 满 足 后 完 续 精加 工 的要 求 。
[ ] 中国机械工程学会热处理专 业分会 《 2 热处理手册 编委会 > 热 .
处理手册 [ . 3版 ( 2卷 ) 北 京 : M] 第 第 . 机械 工 业 出版 社 ,
10m 的耐高温高酸 的浸 出槽 , 5 做为酸浸首槽 , 这 样酸 浸槽 由原 来 的 6台 增加 为 7台 , 出 时 间 由原 浸
来 的 14h延 长到 2h 同 时在新 建 高温 高酸 槽 内增 . , 加一 根 8 0蒸 汽 管 , 加 一 根 d18废 液 管 ( 图 增  ̄0 见 2 , 后槽 内 温 度 平 均 达 9 )改 2℃ 以上 。这 一 举 措 使 浸 出效率 大大 提 高 , 而 降低 了浸 出渣 含锌 。 从
2 01 0
5 结

( )扇形 齿 轮开 齿调 质工 艺 , 齿 顶 、 面 和齿 1 使 齿
T eDe eo me to e c iga d Hih T mp r tr h v lp n f Qu n hn n g e eau e
Te p rng Te hn l g o co a m e i c o o y f r Se t r Ge r
Absr c : sa tce d s rb s a tc n l g to n t e t rg a u nc i g a d hih t mp r t e t mp rn t a t Thi ril e c e e h o o y meh d o he s co e r q e h n n g e e aur e e g i i at rb c me miln h e r t a o t e a t d f r to o ln x u e i r e o r d c he q e h n fe e a li g t e g a .I d p s a n w n i— eo main to i g f t r n o d rt e u e t u nc i g i

铁矾渣还原焙烧制备磁铁矿的研究

铁矾渣还原焙烧制备磁铁矿的研究

铁矾渣还原焙烧制备磁铁矿的研究路殿坤;金哲男;谢峰;王萌【摘要】对某锌冶炼厂的铁矾渣进行了粉煤还原焙烧-磁选试验研究,考查了焙烧过程中Zn、Fe、S等主要元素的行为.研究结果表明,在900℃时还原焙烧可以产出磁性很强的磁铁矿,Zn转化为铁酸锌.超过900℃时会有有碱性硫化物生成.粉煤还原焙烧铁矾的最佳条件是:温度900℃,粉煤用量为45g/kg,焙烧时间75min.此时烧渣含S3.07%,含Fe55.94%,烧渣水浸后含S降低到1.47%.在最佳条件下进行焙烧—磁选,精矿含Fe在58.99%~ 58.72%之间,精矿中Zn含量均比尾矿高约1%,烧渣中大部分S与磁性产物在一起,磁选精矿含S在2.5%~3%之间.【期刊名称】《铜业工程》【年(卷),期】2013(000)001【总页数】6页(P6-11)【关键词】铁矾渣;还原焙烧,磁选;烧渣;磁铁矿【作者】路殿坤;金哲男;谢峰;王萌【作者单位】东北大学材料与冶金学院,辽宁沈阳110819【正文语种】中文【中图分类】TF046.21 引言我国锌产量连续多年位居世界第一,2011年锌产量达到 537.5 万 t,约占全球产量的 45%[1-2],其中湿法锌占总产量的70%以上[3]。

湿法炼锌最主要脱除的杂质是铁,最常用的除铁技术是黄钾铁矾沉铁,产出的铁矾中除了铁之外,还含有一定量的Zn、In、Ag、Cu、Cd 等有价金属。

目前全国堆存铁矾渣量超过3000万t,而且仍以每年超过100万t的速度增长[4]。

铁矾渣属于半稳定渣,随着环境条件的变化,其中所含的重金属会给环境带来危害,因此,铁矾渣的资源化利用研究日益受到关注。

目前对铁矾渣中有价元素的综合利用主要集中在In、Zn、Ag等有色金属的回收;而Fe的回收在工业上鲜有应用,Fe的综合利用研究也多集中在制备铁系化工产品方面。

这些方法在实际应用过程中存在两个主要问题。

首先是市场容量和铁矾渣产量不匹配的问题。

例如,铁系颜料和化工产品年消耗量在数十万吨[5-6],而现存的铁矾渣已在3000万t以上,而且每年还在以百万吨的速度增加;其次是铁矾中杂质较多,成分复杂,制备化工产品存在流程长、工序复杂、成本高等缺点,因此难于推广应用。

湿法炼锌除铁工艺研究进展

湿法炼锌除铁工艺研究进展

(碱、铵试剂)也 导 致 持 续 运 营 成 本 较 高。 目 前 芬
兰、澳大利亚等国 家 已 有 多 家 电 解 厂 对 传 统 黄 钾
铁矾法工艺进行了改进,通过使用转化法、预中和
中铁作为黄钾铁 矾 的 主 要 成 分 之 一,以 沉 淀 形 式
等手 段,有 效 缩 短 工 艺 流 程,降 低 黄 钾 铁 矾 渣 的
物,通 常 与 多 种 精 矿 伴 生 [11-12]。 其 中,锌 精 矿 中
通常铁品位为 3%~18% ,主 要 以 黄 铁 矿(
FeS2 )、
磁 黄 铁 矿 (Fe1-x S,x = 0 ~ 0
.17)、黄 铜 矿
[ ]
(
CuFeS2)和闪锌矿((
Zn,
Fe)
S)形式存在 13 。
铁是冶锌工业 中 的 主 要 杂 质 之 一,须 在 电 解
金等行业,在目前的有色金属消费中居于第三位,
工艺的优缺点。
仅次于铜和铝
。随着我国经济的稳步发展,对
[
1
2]
锌的需求量越来 越 大,近 年 来 国 内 已 有 大 量 大 型
冶锌项目正 在 建 设 中 或 已 建 成 投 产 [3]。 目 前,国
内外冶锌企业大 多 采 用 湿 法 工 艺,其 锌 产 量 高 达
第 42 卷第 5 期
雷伟岩,等:湿法炼锌除铁工艺研究进展
还原循环会大大降低电解效率,同时增加能耗,因
此,在电积的前置工序(选矿和焙烧、浸出)中将铁
· 459 ·
能耗等优势,仍 是 现 代 选 矿 的 重 要 方 法 之 一 [20]。
目前常见的重选设备包括摇床、水力旋流器、悬振
锥面选矿机、螺 旋 溜 槽 [21]等,根 据 锌 精 矿 和 铁 矿

锌湿法冶炼渣处理工艺研究

锌湿法冶炼渣处理工艺研究摘要:有色金属冶炼的环境保护和资源高效利用已成为制约行业可持续发展的关键因素,湿法炼锌生产的浸出渣开路问题是企业面临的难题之一。

本文针对我国湿法炼锌采用的主流工艺,基于生产过程的产生的各种浸出渣、净化渣、烟尘、污泥等含锌物料的来源、组成和污染物进行分析,较系统地总结了目前各类锌冶炼渣的综合利用及无害化处理技术。

关键词:湿法炼锌;锌冶炼渣;处理工艺1冶炼渣的来源与组成1.1常规浸出冶炼渣常规浸出过程为中性浸出和酸性浸出两段。

中性浸出液的净化采用置换或化学沉淀,一般加入锌粉去除铜镉,然后将溶液升温加锌粉和活化剂锑盐或砷盐去除钴镍,最后加锌粉去除复溶镉,分别得到铜镉渣和镍钴渣,也可采用黄药除钴生成黄酸钴渣。

添加铜渣或石灰乳去除氟、氯,分别得到氯化亚铜和氟化钙沉淀。

通过控制酸性浸出液的pH值,Fe2+被氧化成Fe3+后水解去除,酸性浸出渣含锌约20%,Fe约25%,铅约5%,烟尘中含有少量的氧化锌尘和SO2。

常规浸出冶炼渣为有害渣,含有价金属多,回收利用技术相对成熟。

1.2热酸浸出冶炼渣热酸浸出与常规浸出不同的是中性浸出渣采用二段高温高酸浸出,使渣中难溶于稀硫酸的铁酸锌溶解进入酸性浸出液。

富集于热酸浸出渣中的铅、银等称为铅银渣,其中锌主要以ZnS和ZnFe2O4形式存在,铁主要以Fe2O3和FeO形式存在,铅主要以PbS和PbSO4形式存在,银主要以Ag2S和AgCl形式存在。

热酸浸出液除铁后返回中性浸出流程,除铁工艺主要有:黄钾铁矾法、针铁矿法、赤铁矿法,使浸出液中的Fe以黄钾铁矾、针铁矿、赤铁矿的形式与溶液分离。

1.3高压氧浸浸出渣氧压浸出是在高压釜内直接高温氧压浸出硫化锌精矿,可避免副产硫酸,浸出液的处理过程与常规流程一致。

此工艺反应速度快,提高了原料中镓、锗、铟等稀散金属的回收率和铜、镉的浸出率和回收率,利于铅、银等贵金属的富集。

氧压浸出废渣含20%~25%的水份和12%~15%的元素硫,根据精矿原料的不同及后续渣处理工艺的差异,氧压浸出渣分为高银渣和低银渣,高银渣又分成高铁渣和低铁渣。

湿法炼锌中锌铁分离方法与运用探讨莫德杨

湿法炼锌中锌铁分离方法与运用探讨莫德杨发布时间:2022-03-02T11:43:50.460Z 来源:《探索科学》2021年10月下20期作者:莫德杨[导读] 渣挥发法、黄钾铁矾法、针铁矿法均能实现较好的锌铁分离效果。

广西誉升锗业高新技术有限公司莫德杨广西河池市 547000摘要:当前锌冶炼厂85%以上采用湿法炼锌工艺,其工艺过程主要包括常规浸出—渣挥发法、热酸浸出—黄钾铁矾法、热酸浸出/氧压浸出—针铁矿法、还原浸出—赤铁矿法,其关键核心技术为锌铁分离,因此,高铁锌精矿湿法炼锌过程中在锌铁高效分离、铁渣资源化利用、清洁绿色生产方面面临新的挑战。

关键词:碳热还原法;挥发法;黄钾铁矾法;针铁矿法;赤铁矿法;喷淋法引言锌铁的湿法分离在湿法炼锌、钢铁冶金含锌尘泥的资源化利用、镀锌行业废液治理等过程中有重要的作用,高效的分离方法不仅能提高产品质量,还能提高金属资源的利用率并解决废渣废液造成的环境污染问题。

溶液中的锌铁分离主要有化学沉淀法、离子交换法和溶剂萃取法等。

由于共沉淀的存在,除非多次沉淀,否则化学沉淀分离效果难以令人满意。

离子交换法分离程度较好,但受制于交换容量,该法难以满足工业上处理量大、金属含量高的需要。

溶剂萃取法由于具有金属回收率高、处理能力大、分离效果好、设备简单和易于自动化操作等优点,最具工业应用前景。

1原料中铁的赋存形式对国内某厂高铁锌精矿与锌浸出渣进行XRD分析,高铁锌精矿中主要矿物为闪锌矿和铁闪锌矿。

对国内某厂高铁锌精矿与锌浸出渣中铁在各物相中的分布进行了分析,在高铁锌精矿中,铁主要以硫化物形态存在,占总铁量的94%;在锌浸出渣中,铁主要以赤铁矿和磁铁矿形态存在,分别占总铁量的82%和7%左右。

2湿法炼锌中锌铁分离方法2.1黄钾铁矾法热酸浸出液预中和至pH~1.5,控制除铁温度约90℃,向含铁液中加入碱离子,如K+、Na+、NH4+等。

同时不断加入中和剂,维持溶液pH,使铁以黄钾铁矾的形式沉淀,铁渣含铁约25%,除铁后液含铁1~3g/L。

用绿矾从氧化锌中氧压浸出锌并同步分离铁

第41卷第3期(总第183期)2022年6月湿法冶金H y d r o m e t a l l u r g y ofC h i n a V o l .41N o .3(S u m.183)J u n e 2022用绿矾从氧化锌中氧压浸出锌并同步分离铁张 爽1,李 杨1,冯 好1,冯伟光2,张 华1,倪红卫1(1.武汉科技大学材料与冶金学院,湖北武汉 430081;2.青岛睿海兴业管理咨询服务有限公司,山东青岛 266041)摘要:研究了以绿矾(F e S O 4㊃7H 2O )为浸出剂,采用氧压浸出法从氧化锌矿物中选择性浸出锌,考察了绿矾用量㊁温度㊁氧压和反应时间对锌浸出率和溶液中铁沉淀率的影响㊂结果表明:绿矾用量增加㊁温度升高㊁氧压加大和浸出时间延长均有利于锌浸出率提高;在n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )=1.1/1㊁温度150ħ㊁氧压1.5M P a ㊁反应时间3h 条件下进行浸出,锌浸出率达98.75%,铁沉淀率为99.79%;相同条件下浸出异极矿,锌浸出率达96%,铁和硅沉淀率分别为99.28%和79.10%㊂用此工艺处理氧化锌矿物,可实现锌的高效浸出和脉石元素的同步分离,有效减少后续除杂工序,也避免废酸对环境的污染㊂关键词:氧化锌;绿矾;氧压浸出;锌;铁;分离中图分类号:T F 803.21;T F 813 文献标识码:A 文章编号:1009-2617(2022)03-0185-06D O I :10.13355/j .c n k i .s f y j.2022.03.002收稿日期:2022-01-17基金项目:国家重点研发计划项目(2018Y F C 1900602-1);钢铁冶金与资源利用教育部重点实验室开放基金资助项目(F M R U l a b -20-2)㊂第一作者简介:张爽(1997 ),男,硕士研究生,主要研究方向为冶金固废绿色综合利用㊂通信作者简介:李杨(1986 )男,博士,副教授,主要研究方向为冶金固废绿色综合利用㊂E -m a i l :l i y a n g 2468@w u s t .e d u .c n ㊂引用格式:张爽,李杨,冯好,等.用绿矾从氧化锌中氧压浸出锌并同步分离铁[J ].湿法冶金,2022,41(3):185-190.随高品位闪锌矿资源的减少,异极矿及其他低品位氧化锌矿物的开发利用成为了研究热点㊂氧化锌矿物的传统处理方法主要是用硫酸浸出,得到含有Z n 2+㊁F e 3+等离子的浸出液,然后再通过黄钾铁矾法去除F e3+,最后通过电积得到单质锌㊂该工艺具有锌浸出率较高的优点,但浸出选择性较差,后期除杂较为困难[1-2]㊂而采用碱性浸出或配位浸出法虽可选择性浸出锌[3-4],但矿石中的硅也进入溶液,也会造成后期除杂困难[5-8],且氨性配位浸出液易产生二次污染㊂F e 3+经过水解㊁干燥后可形成不溶于水的F e 2O 3沉淀[9-11],减少溶液中的铁离子;F e S O 4来源广泛,成本低廉:所以,用F e S O 4作浸出剂,可在浸出锌的同时实现锌㊁铁同步分离,且铁盐水解产生的H +全部与矿石中的酸性氧化物反应,不会产生大量酸性废水,能有效降低浸出成本[12-14]㊂试验研究了以绿矾(F e S O 4㊃7H 2O )为浸出剂,采用加压氧化法从氧化锌矿物中浸出锌,并探讨了氧压浸出过程中锌㊁铁的分布走向,以期为其他氧化锌矿物的无酸氧压浸出提供参考㊂1 试验部分1.1 试验原料与设备异极矿:取自云南兰坪,为精选后的异极矿精矿,主要化学成分和物相结构分别见表1和图1㊂表1 异极矿精矿的主要化学成分%Z n OS i O 2M gO A l 2O 3F e 2O 3C a OK 2O其他47.6528.826.426.25.392.041.272.21图1 异极矿精矿的X R D 图谱湿法冶金2022年6月由图1看出:异极矿的主要成分为Z n4S i2O7(O H)2㊂精矿中的脉石矿物主要为石英(S i O2)和堇青石(M g2A l4S i5O18)㊂绿矾㊁氧化锌:化学纯,上海国药试剂集团有限公司㊂试验仪器:快开250m L高压反应釜,广州霍桐仪器有限公司㊂1.2试验原理与方法浸出过程中发生的化学反应见式(1)~ (4)[14-15]㊂首先,氧气溶解(式(1)),水合硫酸亚铁溶解并电离出F e2+(式(2));在一定温度及搅拌条件下,F e2+发生氧化㊁水解(式(3));同时,随F e2+氧化水解产生大量H+,并与Z n O发生反应(式(4))㊂由式(4)可知,浸出渣的主要组分为F e2O3,浸出液主要成分为Z n S O4,过滤后,即可实现锌㊁铁有效分离㊂O2(g) O2(a q);(1) F e S O4㊃7H2O F e2++S O2-4+7H2O,Δr GΘm=26.425k J/m o l;(2) 4F e2++O2(a q)+4H+ 4F e3++2H2O,Δr GΘm=0.25944T-401.301k J/m o l;(3) 4F e2++O2+4Z n O 2F e2O3+4Z n2+,Δr GΘm=0.23211T-382.11944k J/m o l㊂(4)根据浸出总反应(4)的热力学计算可知,在25~200ħ条件下,式(4)的Δr GΘm在-389.026~ -351.344k J/m o l之间,表明此反应在热力学上是可行的㊂由图2所示的F e-S-H2O系电位-p H图可知:在强酸性条件下,F e主要以F e S O4㊃H2O形式沉淀出来;而在中性氧化条件下,溶液中的F e 更易以F e2O3形式稳定存在㊂值得注意的是, F e S O4在反应过程中涉及F e2+氧化㊁F e3+水解和F e S O4溶解㊁结晶等系列非均相反应过程[16-18]㊂根据文献[17],[H+]对F e3+水解产物的类型影响显著:低酸度下,水解产物是F e2O3(式(4));中高酸度下,水解产物是碱式硫酸铁(式(5)),并且升温或适当延长反应时间有利于亚稳态碱式硫酸铁向赤铁矿转化㊂对比式(4)和式(5),不同的水解产物影响产生H+的量,进而影响浸出液酸度,因此,控制合适的反应温度和时间对锌的浸出十分重要㊂F e2(S O4)3+2H2O 2F e(O H)S O4(s)+H2S O4㊂(5)图2150ħ条件下F e-S-H2O系电位-p H关系鉴于氧化锌矿物中Z n O的反应活性较好,所以试验先以分析纯Z n O和F e S O4㊃7H2O为原料,采用加压氧化法从纯Z n O中浸出锌,确定适宜浸出条件,然后根据优化的浸出条件对异极矿进行氧压浸出,验证绿矾直接氧压浸出锌同步分离铁的可行性㊂试验方法:取一定质量F e S O4㊃7H2O与4g Z n O(或异极矿)混合均匀后放入反应釜内胆中,加入100m L去离子水,密闭反应釜并开启搅拌,控制搅拌速度300r/m i n;然后,加热反应釜,待温度升至设定温度后通入氧气并开始计时,保温至预设时间后停止加热并停止通氧;温度降至室温时,打开反应釜,取出矿浆并过滤;最后,对滤渣进行干燥,对滤液定容,分别分析其成分含量㊂1.3分析方法采用X射线衍射仪(X R D,B R U K E R D8 A D V A N C E D)分析滤渣的主要物相结构,采用电感耦合等离子体发射光谱仪(I C P-O E S,E X P E C-6500)测定滤液中F e3+和硅的质量浓度,采用E D T A快速滴定法[15]测定滤液中Z n2+质量浓度㊂Z n浸出率计算公式为r B=ρB V m w Bˑ100%;F e㊁S i沉淀率计算公式为y B=1-ρB V m w Bˑ100%㊂式中:r B 元素B浸出率,%;y B 元素B沉淀㊃681㊃第41卷第3期张爽,等:用绿矾从氧化锌中氧压浸出锌并同步分离铁率,%;B Z n ,F e 或S i 元素;m 加入试剂质量,g;w B 物料中元素B 质量分数,%;V 浸出液体积,m L ;ρB 浸出液中元素B 质量浓度,g /m L ㊂2 试验结果与讨论2.1 n (F e S O 4㊃7H 2O)/n (Z n O )对Z n 浸出率和F e 沉淀率的影响温度150ħ,氧分压1.0M P a,反应时间2h ,n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )对Z n 浸出率㊁F e 沉淀率的影响试验结果如图3所示,浸出渣的X R D 图谱如图4所示㊂图3 n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )对Z n 浸出率㊁F e沉淀率的影响图4 不同n (F e S O 4㊃7H 2O)/n (Z n O )条件下所得浸出渣的X R D 图谱由图3看出:随n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )增大,Z n 浸出率逐渐提高;n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )=1.2/1时,Z n 浸出率达98.24%㊂F e S O 4㊃7H 2O 用量增加可促进水解反应正向进行,使溶液中产生更多的H +,进而促进Z n O 溶解反应进行㊂根据反应式(2),Z n O 完全溶解所对应的n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )=1/1㊂试验中,此条件下,Z n 浸出率为90%㊂F e S O 4㊃7H 2O 氧化水解产生的H +不足以完全溶解Z n O ,会导致Z n 浸出率有所下降㊂由图4看出:渣中的主要物相为F e 2O 3,且随n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )增大,F e 2O 3衍射峰增强,说明F e 2+浓度增大有利于水解反应进行,有利于产生更多F e 2O 3㊂值得注意的是,n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )<1/1时,谱图中2θ=30ʎ附近存在少量Z n F e 2O 4衍射峰,这是未完全反应的Z n O 和生成的F e 2O 3在高温高压条件下反应生成的Z n F e 2O 4;而当n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )>1/1时,Z n O 浸出率达92.58%,近于完全溶解,不再有多余的Z n O 与F e 2O 3反应生成Z n F e 2O 4,因此,Z n F e O 4的衍射峰随之消失㊂此外,滤液中F e 沉淀率变化不大,始终维持在较高水平(99.68%~99.82%),说明F e S O 4㊃7H 2O 中的F e 2+可以完全水解形成F e 2O 3进入浸出渣中,从而实现Z n ㊁F e 同步分离㊂2.2 温度对Z n 浸出率和F e 沉淀率的影响n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )=1.1/1,氧分压1.0M P a ,反应时间2h ,温度对Z n 浸出率和F e沉淀率的影响试验结果如图5所示,浸出渣的X R D 图谱如图6所示㊂图5 温度对Z n 浸出率和F e沉淀率的影响图6 不同温度条件下所得浸出渣的X R D 图谱由图5看出:温度在120~150ħ范围内,随温度升高,Z n 浸出率逐渐提高㊂温度升高有利于水解反应(4)进行,产生更多H +,促使Z n 浸出反应正向进行;但温度超过150ħ后,Z n 浸出率出㊃781㊃湿法冶金 2022年6月现浮动,先降低至83.32%,然后上升至96.69%㊂一方面,随温度升高,F e S O 4㊃7H 2O 发生结晶[16,19-20],一定程度上抑制了F e2+氧化水解,使溶液中H +浓度发生波动;另一方面,在165ħ附近,F e 2+水解过程会发生副反应(式(5))生成碱式硫酸铁[21],导致F e 3+和F e2+浓度下降,使得溶液中H +浓度发生波动,从而导致Z n 浸出率下降㊂F e 在浸出液中的沉淀率随温度升高一直呈上升趋势,说明温度升高有利于溶液中更多的F e 离子转化为F e 2O 3而进入浸出渣中㊂由图6看出:温度高于120ħ后,浸出渣中的主要物相为F e 2O 3,未出现Z n O 衍射峰;但在2θ=30ʎ处有微弱的Z n F e 2O 4衍射峰,说明少量未反应的Z n O 与水解生成的F e 2O 3反应生成了Z n F e 2O 4;但随温度升高,Z n F e 2O 4衍射峰强度逐渐降低,直至温度升到180ħ时完全消失,说明此温度下Z n O 完全溶解;同时,F e 2O 3衍射峰强度随温度升高逐渐增强,说明升温有利于F e 离子水解形成F e 2O 3,这也与溶液中F e 在浸出液中的沉淀率变化规律相吻合㊂2.3 氧分压对Z n 浸出率和F e 沉淀率的影响n (F e S O 4㊃7H 2O)/n (Z n O )=1/1,温度150ħ(饱和蒸气压ʈ0.5M P a ),反应时间2h ,氧分压对Z n 浸出率和F e 沉淀率的影响试验结果如图7所示,浸出渣的X R D 图谱如图8所示㊂图7 氧分压对Z n 浸出率和F e 沉淀率的影响由图7看出:随氧分压升高,Z n 浸出率大幅升高;氧分压升至0.8M P a 时,Z n 浸出率达最大98.24%㊂反应釜内氧分压升高,有利于F e2+氧化水解反应进行,使溶液中H +浓度增大,进而有利于Z n O 浸出;但氧分压升至1.5M P a 后,会加速F e S O 4㊃7H 2O 结晶[22],导致溶液中F e 2+浓度降低,H +浓度亦随之下降,最终Z n O 浸出率降低㊂氧分压的变化对浸出液中F e 沉淀率影响不大㊂图8 不同氧分压条件下所得浸出渣的X R D 图谱由图8看出:浸出渣的主要物相为F e 2O 3,未出现Z n O 衍射峰;氧分压为0.3M P a 和1.5M P a 时,Z n O 浸出率相对较低,未浸出的少量Z n O 与F e 2O 3反应生成少量Z n F e 2O 4,因而该条件下存在微弱的Z n F e 2O 4衍射峰㊂2.4 反应时间对Z n 浸出率和F e 沉淀率的影响n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )=1/1,温度150ħ,氧分压1.0M P a ,反应时间对Z n 浸出率和F e 沉淀率的影响试验结果如图9所示,浸出渣的X R D图谱如图10所示㊂图9 反应时间对Z n 浸出率和F e沉淀率的影响图10 不同反应时间条件下所得浸出渣的X R D 图谱由图9看出:随反应时间延长,锌浸出率逐渐升高;反应3h ,Z n 浸出率达最大,为98.75%,之后略有下降㊂F e 沉淀率随反应进行略有下降,反㊃881㊃第41卷第3期张爽,等:用绿矾从氧化锌中氧压浸出锌并同步分离铁应3h 时保持在0.2%左右㊂随反应进行,亚稳态铁盐(如碱式硫酸铁㊁铁矾等)会转化为更加稳定的F e 2O 3,从而使F e 沉淀率降低[18]㊂由图10看出:浸出渣的成分几乎全部为F e 2O 3;反应3h ,Z n O 几乎完全溶解,浸出渣中未有Z n F e 2O 4出现㊂2.5 异极矿中硅锌氧化物的浸出基于上述试验结果,以绿矾(F e S O 4㊃7H 2O )为浸出剂,从异极矿精矿中浸出锌同步沉淀铁,验证无酸氧压浸出工艺处理异极矿精矿的可行性㊂控制绿矾与异极矿精矿质量比(F e S O 4㊃7H 2O 质量7g ,异极矿精矿质量2.13g ),F e 与Z n 的物质的量比为1.1/1,温度150ħ,氧分压1.0M P a,反应时间3h ,异极矿精矿和浸出渣的主要化学成分见表2,X R D 图谱如图11所示㊂表2 异极矿精矿和浸出渣的主要化学成分%项目Z n O S i O 2M gO A l 2O 3F e 2O 3C a O K 2O 其他异极矿精矿47.6528.826.426.205.392.041.272.21浸出渣3.0117.201.4072.081.360.434.52图11 异极矿和浸出渣的X R D 图谱由图11看出:浸出渣中Z n 4S i 2O 7(O H )2和堇青石(M g 2A l 4S i 5O 18)衍射峰全部消失,仅剩下S i O 2和F e 2O 3衍射峰,说明异极矿完全溶解,脉石矿物堇青石也分解进入滤液;同时,有明显的F e 2O 3衍射峰出现,且S i O 2衍射峰强度显著增强,说明绿矾中的F e 和异极矿中的S i 也几乎完全转化为F e 2O 3和S i O 2进入浸出渣中㊂浸出液中,Z n ㊁F e ㊁S i 质量浓度分别为31.27㊁0.12㊁0.31g /L ,锌浸出率达96%,而F e ㊁S i 沉淀率也达99.28%和89.10%㊂浸出渣中,F e 2O 3㊁S i O 2质量分数分别为72.08%㊁17.20%,有少量A l ㊁C a 氧化物杂质,未发现含锌氧化物,这与浸出渣的X R D 分析结果一致㊂ 异极矿精矿和浸出渣的S E M 分析结果如图12所示㊂可以看出:异极矿精矿的微观形貌主要为不规则粒状结构,主要元素为Z n ㊁F e ㊁S i ㊁O 等;浸出渣主要为球状团聚体,可能是水解产生的F e 2O 3颗粒[23];浸出渣的主要成分为F e ㊁O ㊁S i 等,几乎看不到Z n 的能谱峰,说明锌全部进入浸出液中,得到有效浸出,并与硅㊁铁同步分离㊂图12 异极矿精矿和浸出渣的S E M (a ㊁c)和E D S (b ㊁d)分析结果3 结论用绿矾(F e S O 4㊃7H 2O )作浸出剂,采用氧压浸出工艺,在无强酸条件下可以实现Z n 的高效浸出并沉淀分离F e ,Z n 浸出率达98.75%,F e 沉淀率在98%以上㊂用此工艺处理异极矿精矿,Z n 浸出率也高达96%,F e ㊁S i 沉淀率在92%以上及90%左右,锌可与铁㊁硅同步分离㊂参考文献:[1] 魏志聪,刘洋,张文彬.我国氧化锌矿直接浸出提锌技术研究现状及进展[J ].矿业研究与开发,2011,31(1):40-42.[2] 凡杰,谢刚,田林,等.闪锌矿加压酸浸工艺及动力学试验研究[J ].湿法冶金,2020,39(6):483-489.[3] A T I A T A ,S P O O R E N J .M i c r o w a v e a s s i s t e d a l k a l i n er o a s t i n g -w a t e rl e a c h i n g f o r t h e v a l o r i s a t i o n o f g o e t h i t e s l u d g ef r o m z i n cr e f i n i n g p r o c e s s [J ].H y d r o m e t a l l u r g y ,2020,191.D O I :10.1016/j .h y d r o m e t .2019.105235.[4] 袁杰,熊顺龙,吴兴敏,等.用碱从低品位氧化锌矿石中浸出锌[J ].湿法冶金,2021,40(2):102-105.[5] 刘三军,欧乐明,冯其明,等.低品位氧化锌矿石的碱法浸㊃981㊃湿法冶金 2022年6月出[J ].湿法冶金,2005,24(1):23-25.[6] 贺山明,王吉坤.氧化锌矿冶金处理的研究现状[J ].矿冶,2010,19(3):58-65.[7] 李存兄,魏昶,樊刚,等.高硅氧化锌矿加压酸浸处理[J ].中国有色金属学报,2009,19(9):1678-1683.[8] WA N G R X ,T A N G M T ,Y A N G S H ,e ta l .L e a c h i n gk i n e t i c so f l o w g r a d ez i n co x i d eo r ei n N H 3-N H 4C l -H 2O s y s t e m [J ].J o u r n a lo fC e n t r a lS o u t h U n i v e r s i t y ,2008,15(5):679-683.[9] T I A NL ,G O N G A ,WU X G ,e ta l .O x y ge n p r e s s u r ea c i d l e a c h i n g of a r t i f i c i a l s p h a l e r i t e c a t a l y z e db y F e 3+/F e 2+s e l f -p r e c i p i t a t i o n [J ].J o u r n a l o f C e n t r a l S o u t hU n i v e r s i t y,2020,27(6):1703-1713.[10] S A N T O SS ,MA C H A D O R M ,C O R R E I A M ,e t a l .F e r r i cs u l p h a t e /c h l o r i d e l e a c h i n g o f z i n c a n dm i n o r e l e m e n t s f r o m as p h a l e r i t ec o n c e n t r a t e [J ].M i n e r a l sE n g i n e e r i n g,2010,23(8):606-615.[11] F A T E M E H N ,MUH AMM E T K ,F A N G X.F e r r i cm e t h -a n e s u l f o n a t e a sa ne f f e c t i v ea n de n v i r o n m e n t a l l y s u s t a i n -a b l e l i x i v i a n t f o rZ ne x t r a c t i o n f r o ms ph a l e r i t e (Z n S )[J ].J o u r n a l o f I n d u s t r i a l a n dE n g i n e e r i n g C h e m i s t r y,2021,96:226-235.[12] W A N G K ,Z H A N GQ ,H EX ,e t a l .M e c h a n o c h e m i c a l l e a c h i n go f Z n f r o ml o w -g r a d es m i t h s o n i t eu s i n g F e 2(S O 4)3s o l u t i o n [J ].H y d r o m e t a l l u r g y ,2020,198.D O I :10.1016/j .h yd r o me t .2020.105497.[13] 王益昭,李存兄,魏昶,等.湿法炼锌过程中赤铁矿生成及硫的吸附转化[J ].中国有色金属学报,2017,27(10):2145-2153.[14] 易烁文,李存兄,魏昶,等.F e 2(S O 4)3-Z n S O 4-H 2O 体系中F e 3+水热水解赤铁矿[J ].过程工程学报,2018,18(2):361-368.[15] 张燕娟,黎铉海,李华生,等.E D T A 连续滴定法分析铁酸锌中锌和铁[J ].冶金分析,2010,30(3):53-56.[16] 刘慧杨,邓志敢,魏昶,等.硫酸亚铁在高温水溶液中的结晶行为[J ].中国有色金属学报,2019,29(11):2645-2652.[17] X I N G YB ,L I U H Y ,D E N GZG ,e t a l .D i s s o l u t i o n b e h a v -i o r o f f e r r o u ss u l f a t e i nt h eh e m a t i t e p r o c e s s [J ].H y d r o -m e t a l l u r g y ,2021,200.D O I :10.1016/j .h yd r o me t .2021.105561.[18] 李存兄,夏力,熊甲成,等.湿法炼锌赤铁矿法沉铁过程机理分析[J ].中国有色冶金,2020,49(5):16-21.[19] C H E N G C M.P r o d u c t i o no fh e m a t i t ei na c i d i cz i n cs u l -p h a t em e d i a [D ].C a n a d a :M c G i l lU n i v e r s i t y,2002.[20] V R A C ㊅A R RZ ㊅,C E R O V I C K.K i n e t i c s o f o x i d a t i o n o fF e (Ⅱ)i o n s b yg a s e o u s o x y g e n a t h i g h t e m pe r a t u r e s i n a n a u t o c l a v e [J ].H y d r o m e t a l l u r g y,1997,44(1/2):113-124.[21] 杨源.湿法炼锌赤铁矿法沉铁渣制备氧化铁红的研究[D ].昆明:昆明理工大学,2021.[22] D E N GZ ,Y A N GF ,W E I C ,e t a l .T r a n s f o r m a t i o nb e h a v i o ro f f e r r o u ss u l f a t ed u r i n g h e m a t i t e p r e c i p i t a t i o nf o ri r o n r e m o v a l [J ].T r a n s a c t i o n so fN o n f e r r o u sM e t a l sS o c i e t y of C h i n a ,2020,30(2):492-500.[23] L ICX ,W E IC ,Y I S W ,e t a l .F o r m a t i o no f i r o nh y d r o x y-s u l p h a t e p h a s e s i nt h eh e m a t i t e p r o c e s sb y h y d r o l ys i so f f e r r i c s u l p h a t e [J ].H y d r o m e t a l l u r g y ,2019,189.D O I :10.1016/j .h yd r o me t .2019.105112.O x y g e nP r e s s u r eL e a c h i n g o fZ nF r o mZ i n cO x i d eO r eU s i n gF e S O 4㊃7H 2Oa n dS y n c h r o n o u s S e pa r a t i o no f F e Z H A N GS h u a n g 1,L IY a n g 1,F E N G H a o 1,F E N G W e i g u a n g 2,Z H A N G H u a 1,N IH o n gw e i 1(1.C o l l e g e o f S c i e n c e a n dM e t a l l u r g i c a lE n g i n e e r i n g ,W u h a nU n i v e r s i t y o f S c i e n c e a n dT e c h n o l o g y ,W u h a n 430081,C h i n a ;2.R u i h a iX i n g y eM a n a g e m e n tC o n s u l t i n g S e r v i c eC o .,L t d .,Q i n gd a o 266041,C h i n a )A b s t r a c t :O x y ge n p r e s s u r e l e a c h i n g of Z n f r o mz i n co x i d eo r e su s i ng F e S O 4㊃7H 2Oa s l e a c h i n g a g e n t a n ds y n c h r o n o u s s e p a r a t i o n o f F e w a s s t u d i e d .T h e e f f e c t s o f F e S O 4㊃7H 2O d o s a g e ,r e a c t i o n t e m p e r a t u r e ,r e a c t i o n p r e s s u r e a n d r e a c t i o n t i m e o n l e a c h i n g r a t eo f z i n c a n d p r e c i pi t a t i o nr a t eo f i r o n w e r e e x a m i n e d .T h e r e s u l t ss h o wt h a t i n c r e a s i n g n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O ),l e a c h i n g t e m p e r a t u r e ,p r e s s u r ea n dl e a c h i n g t i m ea r e b e n e f i c i a lt oi m p r o v el e a c h i n g r a t e o fz i n c .U n d e rt h e o pt i m i z e d c o n d i t i o n s o f n (F e S O 4㊃7H 2O )/n (Z n O )=1.1/1,r e a c t i o n t e m p e r a t u r eo f 150ħ,r e a c t i o n p r e s s u r eo f 1.5M P a ,a n dr e a c t i o nt i m eo f3h ,t h e m a x i m u m l e a c h i n g r a t eo fZ nf r o m Z n O r e a g e n tr e a c h e s 98.75%,w h i l e t h ed e p o s i t i o nr a t eo fF e i s99.79%.W h e nt h eh e m i m o r ph i t ec o n c e n t r a t e i st r e a t e d u n d e r t h es a m ec o n d i t i o n s ,t h el e a c h i n g r a t eo fZ ni s96%,a n dt h ed e p o s i t i o nr a t eo fF ea n dS i i s 99.28%a n d 79.10%,r e s p e c t i v e l y .T h i s m e t h o d c a n b e u s e dt ol e a c h z i n ca n d s e p a r a t e g a n gu e e l e m e n t s s y n c h r o n o u s f r o mz i n co x i d e m i n e r a l s ,r e d u c et h es u b s e q u e n t i m p u r i t y r e m o v a l a n da v o i d a c i d p o l l u t i o n t o e n v i r o n m e n t .K e y wo r d s :Z n O ;F e S O 4㊃7H 2O ;o x y g e n p r e s s u r e l e a c h i n g ;z i n c ;i r o n ;s e p a r a t i o n ㊃091㊃。

黄钾铁矾法2

黄钾铁矾法黄钾铁矾法(jarosite process)使锌浸出液中的铁形成黄铁矾类晶体沉淀而被除去的锌热酸浸液除铁方法。

在锌焙砂进行高温高酸浸出时,随着锌焙砂中的锌较彻底溶出的同时,也有大量铁(5~20g/L)进入溶液。

黄钾铁矾法是一种从锌热酸浸出液中除铁的有效方法,它与锌焙砂热酸浸出组成完整的锌焙砂浸出系统。

1853年在西班牙首次发现一种含水的碱性硫酸铁复盐矿物,被命名为黄铁矾(jarosite)。

1960年澳大利亚电解锌公司(Electrolytic Zinc Co of Australia Ltd.)在里斯登(Risdon)的锌精炼厂发展并应用了一种称为黄钾铁矾法(jarosite process)的从溶液除铁的新方法,用于除去锌热酸浸出液中的铁。

与此同时,挪威锌公司(Det Norske Zinc一Kompani A.S.)的埃特雷姆(Eitrheim)电锌厂和西班牙阿斯土列安公司(Asturiana de Zinc S.A.)也成功地开发了这种方法。

这三家公司均获得了这种方法的发明专利权,并在世界范围内推广应用。

随后在黄钾铁矾法的基础上又发展了转化法和低污染铁矾法。

黄钾铁矾法黄铁矾的分子式为MeFe3(SO4)2(OH)6,式中Me代表一价离子,如K+、Na+、Rb+、Cs+、Tl+、Li+、Ag+、NH4+、H3O+等。

锌热酸浸出液中的硫酸铁在碱金属或铵离子存在下,溶液接近沸腾温度时,便转变成黄铁矾晶体析出:3Fe2(SO4)3+Me2SO4+12H2O=2MeFe3(SO4)2(OH)6+6H2SO4 析出的晶体经沉淀、过滤除去。

工艺条件在相同条件下,黄铁矾形成的难易程度和其一价离子半径大小有关,离子半径接近或大于100pm者比较容易生成矾的结晶。

如r k+=133pm,r Na+=98pm,r NH4+=143pm等,它们常被用作除铁沉淀剂。

影响黄铁矾生成的最主要因素是锌热酸浸出液的酸度、析出温度、一价阳离子种类和浓度、是否加入晶种等。

  1. 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. 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. 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)。

Vo1.30,No.9 2012年9月 中国资源综合利用 

China Resources Comprehensive Utilization o试验研究 

铁矾渣和锌精矿混合浸出试验研究 李相良,刘三平,闰 丽,王海北 (北京矿冶研究总院,北京 100160) 摘要:对铁矾渣、锌精矿的混合浸出进行了试验研究。试验结果表明,在180℃,铁矾渣和锌精矿配比为 2:1的条件下,加压浸出4h,锌的浸出率为91.o4%,铁的沉淀率为81.33%。基本实现了锌精矿浸出、除 铁和铁矾渣处理三重目标。 关键字:铁矾渣;锌精矿;加压浸出;综合利用 中图分类号:X75 文献标识码:A 文章编号:1008—9500(2012)09—0025—03 

Study on the Leaching Process of Jarosite and Zinc Concentrate Li Xiangliang,Liu Sanping,Yah Li,Wang Haibei (Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy,Beijing 100044,China) Abstract:This paper studied on the leaching process of jarosite and zinc concentrate.The experiment results showed that the zinc leaching rate was 9 1.04%and the iron precipitation rate was 8 1.33%after pressure leaching for 4 hours at 180 oC(the proportioning of jarosite and zinc is 2:1),which means the goals of zinc concentrate leaching,deironing and disposition of jarosite were basically realized. Keywords:jarosite;zinc eoncentrate;pressure leaching;comprehensive utilization 

我国锌产量的85%是通过湿法炼锌产出的.在 湿法炼锌中.有45%的产量是通过热酸浸出一铁矾 除铁生产的。热酸浸出一铁矾除铁工艺产出的铁矾 渣量大、污染大,目前全国堆存铁矾渣量超过3 000 万t,而且每年将以100万t的速度增长,对环境产 生巨大的潜在污染。同时金属损失大,如果铁矾渣 按平均含锌5%计算.积存锌金属量超过150万t, 利用价值很高。基于以上两点,对铁矾渣深入研究, 变废为宝.具有重大意义O对于铁矾渣的处理,关键 是实现无渣工艺和防止处理过程中产生二次污染。 本研究拟采用加压浸出替代铁矾除铁,将热酸浸出 液与锌精矿、铁矾渣一起送人加压釜内浸出,利用 热酸浸出液中铁和铁矾渣中铁水解生成赤铁矿产 出的酸.以及热酸浸出液本身具有的残酸浸出锌精 矿,实现锌精矿浸出、除铁和铁矾渣处理三重目标。 1 试验 1.1试验原理 浸出过程中的主要反应如下。 铁矾渣变成赤铁矿: 2AFe3(so4)2(OH)6=3Fe2O3+A2SO4+3H2S04+3H20(1) 锌精矿氧压浸出: ZnS+H2S04+02=ZnSO4+S+H2O (2) 热酸浸出液中的Fe 变成赤铁矿: 2Fe3++3H2O=Fe2O3+6H (3) 由以上反应可以看出,铁矾渣及热酸浸出液中 的Fes+变成赤铁矿时,均会有酸产出。而锌精矿的 浸出过程为耗酸过程,因此控制合适的铁矾渣和锌 精矿的比例、反应温度、反应时间等影响因素,可以 实现锌精矿浸出、除铁和铁矾渣处理三重目标。 1.2原料性质 本研究采用国内某厂的锌精矿、铁矾渣和浸出 液。锌精矿原矿的粒度较大,300目以下仅为 74.6%,为满足试验要求,对其湿式球磨0.5 h。球磨 后的粒度筛析结果见表1。 由表l看出,300目以下颗粒已占99%,说明 该矿容易破碎。 铁矾渣为除铁过程中生成的,其粒度比较小, 300目以下占98.3%。满足试验要求,不需再球磨。 锌精矿及铁矾渣的主要元素分析结果见表2。 

收稿日期:2012—07—11 作者简介:李相良(1984一),男,山东德州人,硕士研究生,研究方向:湿法冶金。 

一25— 。试验研究 中国资源综合利用 第9期 表1锌精矿湿式球磨0.5h后的筛析结果 % 

表2锌精矿及铁矾渣主要元素含量 % 铁矾渣中铁的物相分析结果见表3。 表3铁矾渣中铁的物相分析 % 

铁矾渣中的铁主要是以铁矾的形式存在.其占 总铁的94.54%。其次是硫酸铁中的铁.占总铁的 3.22%。 浸出液采用锌冶炼过程中的中性浸出液。其主 要成分见表4。 表4浸出液主要元素分析结果 g/L 2结果与讨论 2.1反应温度的影响 锌精矿和铁矾渣的比例为1:1,各取50 g,加人 中性浸出液900 mL,使液固比为9:1。分别在反应 温度为150、160、170、180和200 oC条件下.反应2 h。初始氧压为0.6 Mpa。 反映温度对试验的影响分别见表5、图1。 表5反应温度对试验的影响 -26- 褂 、_, 祷 田 150 16O 170 180 190 200 温度(℃) 图1反应温度对试验的影响 由表5和图1可以看出,温度是影响反应进行 的重要因素。随反应温度的升高,锌的浸出率由 59.29%升高至97.30%。这主要是因为升高温度利 于铁矾渣向赤铁矿转化反应的进行,从而提高了反 应溶液中的酸度。促进了锌精矿的浸出。但溶液中 酸度的升高,抑制了Fes+的水解沉淀,使溶液中的 Fe 含量升高,不利于除铁。因此,控制溶液中合适 的终点酸度是试验的关键。当反应温度为200 oC 时,浸出液中铁的含量达到了6.1 g/L,铁的沉淀率 仅为0.54%,浸出液终酸浓度为37.61 g,L。显然此 酸度偏高。致使铁以离子的形式存在于溶液中。为 便于控制。设180℃为最佳的反应温度。 2.2铁矾渣和锌精矿配比的影响 在液固比为9:1,反应温度180 oC,反应时间4h, 初始氧压为0.6 Mpa的条件下,进行了铁矾渣和锌 精矿的配比试验。试验结果见表6。 表6铁矾渣和锌精矿的配比对试验的影响 

由表6看出,改变锌精矿和铁矾渣两者的配比 对浸出液终酸的影响不明显,从而使锌的浸出率和 铁的沉淀率变化不大。当只加入铁矾渣时,铁矾渣 中的锌有97.38%被浸出,这主要是由于铁矾渣中 的锌主要为可溶性的锌.较易浸出。在锌精矿和铁 矾渣加入量为1:2时,锌的浸出率为91.04%.渣含 锌较低为1.9%,溶液中的铁含量<2 g,L。综合考虑 

∞ 舳 ∞ ∞ 加 O 第9期 李相良:铁矾渣和锌精矿混合浸出试验研究 。试验研究 锌的浸出率和铁的沉淀率.当锌精矿和铁矾渣的配 比为1:2时,结果最优。 2-3反应时间的影响 锌精矿和铁矾渣的加入量为33.3 g和66.6 g, 液固比为9:l,初始氧压为0.6 Mpa.在180 ̄C的条件 下,考察反应时间为1、2、3、4和5 h,试验的影响结 果分别见表7、图2。 表7反应时间对试验的影响 

由表7和图2看出。随反应时间的延长,锌的 浸出率会提高,铁的沉淀率降低。这主要是由于延 长反应时间利于铁矾渣向赤铁矿转化反应的进行, 进而放出更多的酸。当反应时间为4 h时,锌的浸 出率达到91.04%,铁的沉淀率为81.33%。继续延 长反应时间至5 h,锌的浸出率提高到91.35%。铁 的沉淀率为80.92%,变化不明显。综合考虑,反应 时间为4 h较为适宜。 

3结论 通过对反应温度,铁矾渣、锌精矿的配比及反 

。广而告之 

料 蟮 、-一 褂 

羽 赂 

2 3 4 5 反应时l司(h) 图2反应时间对试验的影响 应时间等因素影响的研究.得出了铁矾渣和锌精矿 混合浸出的最佳工艺条件。当反应温度为180℃,铁 矾渣、锌精矿的配比为2:1,浸出4 h,锌的浸出率可 达到91.o4%,铁的沉淀率为81.33%。对锌冶炼过 程中产生的铁矾渣的综合利用具有指导意义。 

参考文 献 1梅光贵,王德润,周敬元,等.湿法炼锌学[M].长沙:中南大 学出版社,2001. 2陈家镛,杨守志.湿法冶金的研究与发展[M] E京:冶金工 业出版社.1998. (责任编辑/陈 军) 

《现代铸铁》杂志征订启事 《现代铸铁》杂志(双月刊)创刊于1981年,由 中国机械工程学会与无锡一汽铸造有限公司联合 主办,国内外公开发行。主要内容为黑色金属的材 料研究、工艺试验、车间技术改造、计算机技术应 用、国内外情况介绍,以及设备、仪器、环保、检测、 管理等信息报导,并侧重报道国内外铸铁领域的先 进科技成果、应用技术、生产及管理经验和信息动 态。适合铸造、冶金、热处理等热加工专业的管理干 部、技术人员,以及大专院校师生阅读。 《现代铸铁》全年6期,双月末25日发行,每本 定价12元.全年定价72元。读者可在全国各地邮 局直接订阅。邮发代号:28—178;错过邮局订阅时间 者也可向编辑部订阅。 地址:江苏省无锡市惠山经济开发区北惠路55号 邮编:214174 联系人:诸文峰 电话:051O一81881788—8675 传真:05 10—85435332 E-mail:laowuxi2010@gmail.tom 

一27一 

相关文档
最新文档