WO2014047759A1 - 一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法 - Google Patents

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WO2014047759A1
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zinc
acid leaching
zinc oxide
liquid
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陈尚全
李时春
李晓红
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四川巨宏科技有限公司
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    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B82NANOTECHNOLOGY
    • B82YSPECIFIC USES OR APPLICATIONS OF NANOSTRUCTURES; MEASUREMENT OR ANALYSIS OF NANOSTRUCTURES; MANUFACTURE OR TREATMENT OF NANOSTRUCTURES
    • B82Y40/00Manufacture or treatment of nanostructures
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G9/00Compounds of zinc
    • C01G9/02Oxides; Hydroxides
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01PINDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
    • C01P2006/00Physical properties of inorganic compounds
    • C01P2006/80Compositional purity

Definitions

  • the present invention relates to a method for producing zinc oxide, and more particularly to a method for producing high-purity nano zinc oxide.
  • the wet zinc smelting mainly adopts the roasting-leaching-electrolysis production process, and the zinc content in the discharged electrolytic zinc acid leaching slag is generally 6-9% by mass ratio, and some can reach 20%, and the acid leaching residue is made.
  • the phase analysis and X-ray diffraction analysis show that the zinc in the leaching slag mainly exists in the form of ZnFe 2 0 4 and zinc silicate.
  • the mass content of sulfur is 6-12%, and the mass content of sulfate is 15-30%.
  • the content of calcium and magnesium in different minerals is different, and also contains Cu 2+ , Pb 2+ , Cd 2+ , Ni 2+ , Hg 2+ , As 3+ plasma , and its approximate mass content is about : copper 1% , lead 0 8%, iron 4%, silicon 3%, arsenic 0.3%, silver 0. 003%, calcium 12%, magnesium 3%.
  • the fire method is a rotary kiln volatilization method (Wellz method) and a fumigating furnace volatilization method, such as the Chinese patent application published as CN101886180.
  • the wet method has hot acid leaching or high temperature pressure leaching.
  • the most ideal method is to carry out selective leaching of zinc to allow zinc to enter the solution, and zinc is valuable for recycling.
  • High-purity zinc oxide generally refers to zinc oxide products with a mass fraction of zinc oxide of 99.7% or more.
  • High-purity zinc oxide is an indispensable high-tech raw material for modern industry. It is widely used in glass, feed and ceramics. Dozens of industries, such as dyes, paints, paper, rubber, pesticides, oil refining, galvanizing, special steel, alloys, defense technology, etc., whether it is glass, paper, rubber, oil refining, etc., have a large demand for zinc oxide. And the purity requirements are very high.
  • Nano-ZnO is a new type of high-performance fine inorganic product with a particle size between 1-100 nm and facing the 21st century. It exhibits many special properties such as non-migration, fluorescence, and piezoelectricity. Absorb And the ability to scatter ultraviolet light, etc., using its wonderful properties in light, electricity, magnetism, sensitivity, etc., can manufacture gas sensors, phosphors, varistors, ultraviolet shielding materials, image recording materials, piezoelectric materials, varistors, high-efficiency catalysts. , magnetic materials and plastic films.
  • methods for producing nano zinc oxide include chemical precipitation method, sol-gel method, microemulsion method, and hydrothermal synthesis method.
  • the raw materials used are zinc calcine or pure zinc salts containing more than 50% zinc.
  • the ammonia method is a common method for preparing zinc oxide.
  • the general steps of the ammonia method include: ammonia-carbon ammonium as a leachate, leaching of zinc-containing materials, zinc-ammonium
  • the liquid is purified, crystallized by ammonia, dried and calcined to obtain a zinc oxide product.
  • the conventional ammonia method for preparing zinc oxide has not been applied to the treatment of electrolytic zinc acid leaching residue, mainly because:
  • the electrolytic zinc acid leaching residue contains 15-30% of sulfate, and a large amount of ammonia is converted into ammonium sulfate, and the ammonia consumption is high.
  • ammonia leaching method for producing nano zinc oxide technology is a low temperature hydrolysis method such as:
  • Chinese Patent Application No. 92103230. 7 discloses an improved technique for the production of zinc oxide by conventional ammonia complexation.
  • the purified zinc-ammonium complex solution is diluted with water to hydrolyze part of the zinc-ammonium complex solution to obtain basic zinc carbonate. (The ratio of zinc hydroxide to zinc carbonate is 2:1), and then heating is continued until the decomposition of the zinc-ammonium complex liquid is completed, and high-temperature calcination is carried out to obtain 30-100 nn of nano zinc oxide.
  • the undissociated zinc-ammonium complex solution will continue to grow on the surface of the original nucleus during the thermal decomposition process, which will promote the growth of the original hydrolyzed crystal, which will easily cause the size of the basic zinc carbonate crystal. Uneven, making the final product particle size difficult to control.
  • Chinese Patent Application No. 200610130477. 7 discloses an improved technique for the production of zinc oxide by conventional ammonia complexation.
  • the zinc-ammonium complex solution is continuously mixed with 1: 2-20 hot water or hot mother liquor, and the mother liquor is heated. After the heat preservation, it is circulated for the hydrolysis of the zinc-ammonium complex liquid to obtain 10-50 nn of nano zinc oxide.
  • the crystal has a high decomposition temperature of basic zinc carbonate (the initial temperature of zinc hydroxide is about 125 ° C, and the zinc carbonate is about 300 ° C). In order to obtain a high-purity product, it must be sufficiently high.
  • the decomposition temperature generally controlled temperature above 50CTC, can complete the decomposition of basic zinc carbonate.
  • the Chinese patent application with the application number 200610130477. 7 has a calcination temperature of up to 550 °C. High temperature calcination seriously affects the specific surface area and activity of zinc oxide, which in turn affects its application.
  • One of the objects of the present invention is to provide a method for efficiently recovering zinc in electrolytic zinc acid leaching residue and preparing high-purity nano zinc oxide in view of the above problems.
  • a method for producing high-purity nano zinc oxide by electrolytic zinc acid leaching ammonia method comprising the following steps:
  • the refining treatment is carried out by adding ammonium phosphate and a surfactant into the liquid after the decontamination treatment, and adding 1 to 3 kg of ammonium phosphate per 10 m of the liquid after purification and impurity removal treatment, 10 to 50 g of surface Active agent
  • the invention firstly applies the existing ammonia method for preparing zinc oxide to the treatment of electrolytic zinc acid leaching slag, and at the same time, on the basis of the existing ammonia method, before the ammonia leaching step, the pretreatment is added, that is, The step of adding slaked lime to the electrolytic zinc acid leaching residue is carried out, and at the same time, an appropriate amount of sodium fluorosilicate is added to the leaching solution, and after the purification and impurity removal, the step of refining treatment is added.
  • the electrolytic zinc acid leaching residue contains a large amount of calcium sulfate (15-30%), ultrafine particles such as calcium sulfate isolate the leaching agent, so that the acid environment cannot be leached, so the present invention uses ammonia leaching, in ammonia-carbon Under the action of ammonium combined solution, calcium sulfate is converted into calcium carbonate and calcium hydroxide.
  • the addition of an appropriate amount of slaked lime can neutralize the residual sulfuric acid in the acid leach residue on the one hand; on the other hand, it can increase the 0H in the leaching environment, and increase the activation degree of ammonia and The leaching rate of zinc; on the other hand, 0H- can convert the crystallized product from zinc carbonate to zinc hydroxide in the subsequent step.
  • the chemical reaction equation for the leaching step is:
  • Y represents: Cu 2+ , Pb 2+ , Cd 2+ , Ni 2+ plasma
  • the surfactant reduces the surface energy and cooperates with sodium fluorosilicate to break the coating effect of the ultrafine particles to improve the leaching agent penetration ability and further improve the zinc recovery rate.
  • dicyandiamide is further added per cubic meter of ammonia-carbon ammonium solution.
  • dicyandiamide can reduce the evaporation of ammonia during the leaching process, improve the leaching working environment and reduce the loss of ammonia.
  • the leaching is activated by wet ball milling while leaching the electrolytic zinc acid leaching residue to be treated.
  • wet ball milling the original lattice structure can be destroyed and leached while being activated, thereby improving the leaching efficiency.
  • the pre-steaming is carried out: the leaching liquid is heated to 90-98 ° C, and the ammonia concentration is 2. 5-3. 5mol / L; Cubic rice leachate is added to 2_4kg ammonium persulfate to form a preliminary purification by stirring and agitation; when the ammonia is crystallized, the temperature is controlled within 105 °C, and the stirring speed in the ammonia distillation equipment is 300-500 rpm.
  • the zinc concentration of the solution in the ammoniated container is detected at any time.
  • the zinc content is 1-1.5%
  • the sodium hydroxide solution is added to the container, and the amount of the solution is added per cubic meter of the solution.
  • 30% sodium hydroxide solution 3-5 liters when the zinc content in the solution is less than 0.3%, the end of the ammonia distillation (the end of the ammonia distillation, because the solution contains a large amount of sulfate, forming a stable ammonium salt, continue Steaming ammonia has no meaning, but And will produce zinc sulfate ammonium double salt precipitation, affecting the quality of nano zinc oxide products).
  • the ammoniated solution is added to a solidified sodium 5% solution of sodium stearate 3 to 5 L per cubic meter.
  • Sodium stearate is added during the ammonia distillation process, so that the resulting nanocrystals are encapsulated and no longer grow.
  • sodium sulfide is added to the crystal residue to carry out zinc immersion, and the zinc sulfide filter cake is separated.
  • the filtrate is further added with slaked lime, and the mixture is stirred and heated to convert ammonia, the temperature is not higher than 105 ° C, the stirring speed is 300-500 rpm, the escaping ammonia is recovered by cooling, and the ammonium sulfate is converted into calcium sulfate.
  • the crystals are then rinsed and dried to obtain calcium sulfate powder. Turn waste into treasure, realize water treatment and recycling.
  • a second object of the present invention is to provide a high-purity and high-activity nano zinc oxide, which employs a technique in which the temperature of dry calcination is 150-300 °C.
  • the ammonia method is applied to the treatment of electrolytic acid leaching slag, and the existing ammonia method is technically improved, the activation step is added before leaching and fluorine silicon is added during leaching.
  • Sodium, surfactant and dicyandiamide on the one hand, electrolytic zinc acid leaching slag achieves high-efficiency leaching, subsequent steps increase pre-steamed ammonia and add a resisting agent in the process of ammonia evaporation to inhibit crystal growth, resulting in small particle size And a nano-zinc oxide precursor having a uniform particle size;
  • the present invention preferably uses a lower calcination temperature to obtain a high-purity nano-zinc oxide having a large specific surface area (purity can reach 99.7%), which is high The practical value and economic value; in addition, the treatment method of the invention has low energy consumption and high efficiency.
  • Valuable and harmful heavy metals in electrolytic zinc acid leaching slag are leached and washed, and washed with water.
  • the final leaching residue is changed from electrolytic zinc leaching residue as high-risk waste to general solid waste, which achieves economical environmental protection and rational utilization of renewable resources.
  • the innovations of the invention mainly include: ⁇ increases the pre-steamed ammonia treatment, first drives away too much free ammonia, in the ammonia distillation When the process of rapid crystallization is achieved; (2) In the process of steaming ammonia, when the ammonia concentration in the zinc-ammonium complex solution is low, the ra value of the liquid is increased by adding sodium hydroxide to achieve the purpose of rapid ammonia precipitation; The addition of a surfactant (such as SDS), ammonium phosphate in the complexing solution, and the combination of ammonium sulfate in the solution can effectively control the growth of the nano zinc oxide crystal nucleus; (4) using steam power to achieve high-speed stirring, controlling nano-oxidation DETAILED DESCRIPTION OF THE PREFERRED EMBODIMENTS
  • Embodiment 1 A method for producing high-purity nano zinc oxide
  • the activation time is 36 hours;
  • the ashing of the sulphuric acid is stopped at a rate of 0.5% per minute. Then filtering to obtain a zinc hydroxide filter cake and a filtrate;
  • Pre-steamed ammonia The leachate is heated to 90 ° C, 2 kg of persulfate per cubic meter of leachate is added, then ammonia is evaporated, and the ammonia concentration in the liquid is 3. 5 mol / L;
  • Ammonia distillation The purified zinc-ammonium complex solution is filtered and heated to vaporize ammonia.
  • the agitation speed of the ammonia evaporator is 900 rpm, and the temperature is controlled at 105 ° C.
  • the mass of zinc oxide in the liquid is 0.
  • the ammonia is stopped; then filtered to obtain a zinc hydroxide cake and a filtrate;
  • Embodiment 3 A method for producing high-purity nano zinc oxide by electrolytic zinc leaching slag ammonia method, which comprises the following steps in sequence:
  • the sodium fluorosilicate is further added with 0.03 kg of surfactant SDS per cubic meter of ammonia-carbon ammonium solution; 1 kg of dicyandiamide is added to each cubic meter of ammonia-carbon ammonium solution; 5 ⁇ , After the solid-liquid separation, the obtained zinc-ammonium complex is obtained by adding the activated zinc leaching solution to the above-mentioned ammonia immersion liquid for three-stage leaching, while leaching and ball-milling, each leaching time is 2. 5 hours, after solid-liquid separation, the obtained zinc-ammonia complex 0 ⁇ In the solution of zinc in the liquid 124.2 g (zinc recovery rate of 92.0%), zinc sulfate complex solution in the sulfate: 16.5 grams;
  • the ammonia concentration of the liquid is 3. 0mol / L ; the ammonia concentration of the liquid is 3. 0mol / L ;
  • Ammonia distillation The purified zinc-ammonia complex solution is filtered and heated to vaporize ammonia.
  • the agitation speed of the ammonia evaporator is 800 rpm, and the temperature is controlled at 105 ° C.
  • the mass of zinc oxide in the liquid is 0.
  • the ammonia is stopped; then filtered to obtain a zinc hydroxide cake and a filtrate;
  • the average particle diameter of the prepared nano zinc oxide is 10. 8 nm (XRD line width method), the mass percentage is 99.80%, and the specific surface area is 118 m7 g.
  • the raw material is 120 tons, which is derived from the acid leaching slag accumulated in the old smelting smelting plant of the company. 6%, cadmium 0. 03%.
  • Zinc-ammonium complex solution 12.23 tons of zinc (zinc recovery rate 91.0%), 13.7 tons of sulfate in zinc-ammonium complex solution; leaching residue passed the authority of Yunnan Environmental Protection Bureau “Environmental Monitoring of Yunnan province”
  • the central station "takes on-site sampling and leaching tests, and the waste slag meets the Class I general solid waste standards in the "General Industrial Solid Waste Storage and Disposal Site Pollution Control Standards") (GB18599-2001);
  • the ammonia concentration of the liquid is 3. 2mol / L ; the ammonia concentration of the liquid is 3. 2mol / L ;
  • Dry calcination Dry calcination: The filter cake after filtration is added to the ion-exchanged water in a liquid-solid ratio of 5:1 for three times, and the first washing process is added with 1.25 g/m3 of sulfhydryl sulfate. 5 ⁇ ; After the washing, the zinc hydroxide filter was washed in a muffle furnace for 180 hours;
  • the average particle size of the prepared nano zinc oxide is 12.6 nm (XRD line width method), the mass percentage is 99.78%, and the specific surface area is 116 m7go.

Abstract

一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法,在浸取步骤之前加入电解锌酸浸渣质量的1-5%的熟石灰进行活化,然后采用氨水一碳铵液进行浸取并在每立方米的氨水一碳铵液中添加0.3-0.5kg氟硅酸钠,在净化除杂后,进行精制处理;本发明电解锌酸浸渣达到了高效浸出,可以得到99.7%以上的高纯纳米氧化锌;电解锌酸浸渣中有价和有害重金属都被浸出利用,得到终浸渣,由作为高危废弃物的电解锌酸浸渣变为一般固废弃物,环保并将资源进行合理利用。

Description

说明书:
一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法 技术领域
本发明涉及一种氧化锌的生产方法,特别涉及一种高纯纳米氧化锌的生产方 法。
背景技术
目前湿法炼锌主要采用焙烧 -浸出 -电解的生产工艺, 排放的电解锌酸浸渣 中锌含量按质量比计一般为 6-9%, 有的能达 20%, 对酸浸渣所做的物相分析与 X 衍射分析表明, 浸出渣中锌主要以 ZnFe204、硅酸锌形式存在, 同时, 硫的质量含 量 6-12%, 其中硫酸根的质量含量为 15-30%, 各地矿钙、 镁盐含量不同, 同时还 含有 Cu2+、 Pb2+ 、 Cd2+ 、 Ni2+、 Hg2+、 As3+等离子, 其大致质量含量约为: 铜 1%、 铅 0. 8%、 铁 4%、 硅 3%、 砷 0. 3%、 银 0. 003%、 钙 12%、 镁 3%。 为了回收这些锌, 目前的处理方法目前有火法和湿法两种, 火法为回转窑挥发法(威尔兹法)和烟 化炉挥发法, 如公开号为 CN101886180的中国专利申请。湿法有热酸浸出或高温 加压浸出。 火法处理工艺流程长, 设备维修量大, 投资高, 工作环境较差, 需要 消耗大量的燃煤或冶金焦煤, 效益低, 环境污染大。 因此通常用热酸浸出或高压 浸出, 这些方法仍然存在缺点是: ①消耗大量的酸, ②除铁的压力大, 需消耗较 多的试剂, ③高温高压设备腐蚀严重, 设备复杂投资较大; ④运行成本高, 经济 效益差。 ⑤最后排出的渣是酸性渣, 给环境带来新的污染, 只好采取固化填埋, 不但污染环境, 而且也浪费资源。
最理想的方法是进行锌的选择性浸出,使锌进入溶液中, 锌得到有价值的回 收利用
高纯氧化锌一般是指氧化锌的质量分数在 99. 7%以上的氧化锌产品, 高纯氧 化锌是现代工业不可缺少的一种高科技原料, 用途广泛, 主要用于玻璃、 饲料、 陶瓷、 染料、 油漆、 造纸、 橡胶、 农药、 炼油、 镀锌、 特种钢材、 合金、 国防科 技等数十种行业企业, 无论是玻璃、 造纸, 还是橡胶、 炼油等都对氧化锌需求量 很大, 并且纯度要求非常高。
纳米氧化锌 (ZnO)是一种粒径介于 1-100 nm之间、面向 21世纪的新型高功 能精细无机产品, 表现出许多特殊的性质, 如非迁移性、 荧光性、 压电性、 吸收 和散射紫外线能力等, 利用其在光、 电、 磁、 敏感等方面的奇妙性能, 可制造气 体传感器、 荧光体、 变阻器、 紫外线遮蔽材料、 图像记录材料、 压电材料、 压敏 电阻、 高效催化剂、 磁性材料和塑料薄膜等。
目前生产纳米氧化锌的方法, 主要有化学沉淀法、 溶胶-凝胶法、 微乳液法 以及水热合成法等。但是所采用的原料都是含锌量在 50%以上的锌焙砂或纯锌盐 等。
氨法是制备氧化锌的一种常用方法, 目前氨法 (氨 -碳铵联合浸出法生产氧 化锌) 的一般步骤包括: 氨-碳铵为浸出液, 对含锌物料进行浸取, 锌氨络合液 体经净化、 蒸氨结晶、 干燥煅烧制得氧化锌产品。
这种传统的氨法制备氧化锌一直没有应用于电解锌酸浸渣的处理,主要原因 在于:
1 ) 电解锌酸浸渣中有大量硫酸钙包裹而使得其中的锌浸出困难, 回收率低
2 )电解锌酸浸渣中含有 15-30%的硫酸根,大量的氨转化为硫酸铵,氨耗高。
3 ) 常规法将浸取后的锌氨络合液直接净化, 最后一般用锌粉置换法除去重 金属, 由于溶液中存在大量的游离氨, 杂质络合力强, 容易产生回溶现象, 影 响净化效果, 最终影响氧化锌产品的纯度
4)由于液体中存在大量的硫酸铵, 在蒸氨过程中将析出部分硫酸锌铵复盐, 最终影响氧化锌纯度。
目前已公开的氨浸法生产纳米氧化锌技术, 都是低温水解法如:
中国专利申请号 92103230. 7公布了一种针对传统氨络合法生产氧化锌的改 进技术, 将净化后的锌氨络合液加水稀释, 使部分锌氨络合液水解, 得到碱式碳 酸锌 (氢氧化锌与碳酸锌之比为 2 : 1 ), 然后继续加热直至锌氨络合液分解完毕, 经高温煅烧得到 30-lOOnn的纳米氧化锌。
该技术专利以下问题需要解决:
水解后, 未离解的锌氨络合液在加热分解过程中, 新产生的碱式碳酸锌会在 原有晶核表面继续生长,促使原水解的晶体长大, 容易造成碱式碳酸锌结晶体粒 径不均匀, 使最终产品粒径不易控制。
增加 4-10倍的水量, 降低了制取过程中的效率, 增加能耗, 增加后端水处 理成本。 中国专利申请号 200610130477. 7公布了一种针对传统氨络合法生产氧化锌 的改进技术, 将锌氨络合液, 连续与 1 : 2-20的热水或热的母液混合, 母液经加 热保温后循环用于锌氨络合液的水解, 制得 10-50nn的纳米氧化锌。
该技术专利以下问题需要解决:
母液水解后氨不能完全分离出去, 重复叠加达不到水解的效果, 最终将是锌 氨络合液与锌氨络合液的混合。
以上两种专利实质上都是设法在低温下, 利用水的大量稀释使溶液的 PH值 发生轻微改变而水解结晶获得部分纳米结晶体, 实际上仅仅依靠 pH值轻微的改 变只能获得在锌浓度较高时情况下极少一部分水解(从氧化锌在氨水溶解度曲线 图中可以查到)。 其实高浓度的锌氨液析出的效率高、 能耗低, 低浓度的锌氨液 析出的效率低、能耗高,人为加大水的比例量生产纳米氧化锌在技术上是可行的, 但在经济效益方面未必可行。
另外, 目前氨浸法生产氧化锌, 结晶体为碱式碳酸锌分解温度高(氢氧化锌 分解初使温度约 125 °C, 碳酸锌约 300°C ), 为得到高纯度产品, 必须保证足够高 的分解温度, 一般控制温度 50CTC以上, 才能使碱式碳酸锌分解完全。 如申请号 为 200610130477. 7的中国专利申请, 煅烧温度高达 550°C。 高温煅烧严重影响 氧化锌的比表面积及其活性, 继而影响到其应用领域。
综上所述,对于电解锌酸浸渣的处理, 如何在低含量锌的物料中有效浸出其 中的锌, 并得到高纯纳米级的氧化锌, 同时需克服传统的火法和湿法的缺点,成 为本行业亟待解决的技术难题。 发明内容
本发明的发明目的之一在于: 针对上述存在的问题, 提供一种有效回收电解 锌酸浸渣中的锌并制备高纯纳米氧化锌的方法。
本发明采用的技术方案是这样的: 一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳 米氧化锌的方法, 包括以下步骤:
浸取待处理的电解锌酸浸渣、 净化除杂、 蒸氨结晶和干燥煅烧, 在浸取待处理的电解锌酸浸渣步骤之前, 向待处理的电解锌酸浸渣中加入 熟石灰进行混合活化, 所加入的熟石灰的量, 按重量比计, 为待处理电解锌酸浸 渣的 1-5%; 将活化后的电解锌酸浸渣用氨水 -碳铵液进行浸取; 其中, NH3的摩尔浓度 c (NH3) = 5-6mol/L, CO/—的摩尔浓度 c (CO/— ) =0. 9-1. 2 mol/L, 在每立方米的氨水 -碳铵液中添加 0. 3-0. 5kg氟硅酸钠;
在净化除杂后, 进行精制处理, 方法为: 净化除杂处理后的液体中, 加入 磷酸铵和表面活性剂, 加入量为每立方米净化除杂处理后的液体中 l_3kg磷酸 铵、 10_50g表面活性剂;
净化除杂、蒸氨结晶和干燥煅烧步骤均采用目前普通氨法制备氧化锌的工艺 参数。
本发明首先将现有的氨法制备氧化锌的技术应用于对电解锌酸浸渣的处理, 同时, 在现有的氨法的工艺基础上, 在氨浸步骤之前, 增加了预处理, 即电解锌 酸浸渣中加入熟石灰进行活化的步骤, 同时在浸取液中, 加入适量的氟硅酸钠, 另外, 在净化除杂后, 增加了精制处理的步骤。
首先, 要得到高纯度的氧化锌, 首先需要保证电解锌酸浸渣中的锌能尽可能 地浸出, 这样一方面可以提高锌的回收率, 另一方面, 在浸出液中锌浓度越大, 杂质浓度相对比例就越小, 能保证在同等工艺条件下制得更高纯度的氧化锌。
由于电解锌酸浸渣中含有大量的硫酸钙 (15-30%), 硫酸钙等超细微粒对浸 出剂起隔离作用, 致使酸环境无法浸出, 所以本发明采用氨法浸出, 在氨 -碳铵 联合液作用下, 硫酸钙转化为碳酸钙与氢氧化钙, 在转化过程中, 形成空隙从 而加速浸出剂的渗透和溶出; 但是氢氧化钙对浸出也有一定的封闭作用, 为了 解决这个问题, 本申请的发明人通过大量实验得出: 适量的氟硅酸纳能破除超 细微粒对含锌颗粒包裹, 实现超细微粒分层上浮。
同时, 本申请的发明人通过大量实验得出: 适量熟石灰的加入, 一方面可以 中和酸浸渣中残余的硫酸; 另一方面可以增加浸取环境中的 0H―, 提高氨的活化 度和锌的浸出速率; 再一方面, 0H—可以使后续步骤中结晶生成物由碳酸锌转化 为氢氧化锌。
其次, 要得到纳米级的氧化锌, 需要抑制晶体颗粒的长大, 现有氨法生产得 到的纳米氧化锌之所以粒径大小和粒径分布范围不尽人意,最重要的原因是在处 理过程中晶体的不断长大, 尤其对于电解锌酸浸渣这种低锌含量的原料处理。为 了解决上述问题, 本申请的发明人通过大量实验, 在净化除杂后, 增加精制处理 的步骤, 在净化除杂处理后的溶液中, 加入适量的磷酸铵和表面活性剂, 结合高 速搅拌下能有效抑制结晶体的生长。
其中:
活化过程中的化学反应为:
Ca (0H) 2+C03 2—→CaC03 ί +20Η—
2ΝΗ3. Η20 + CaS04→ Ca (OH) 2 I + (NH4) 2S04
NH4HC03+ NH3. H20+ CaS04→ CaC03 i + (NH4) 2S04+H20
Fe3+ +30H— →Fe (OH) 3 ί
Fe2+ +20H— →Fe (OH) 2 ί;
浸取步骤的化学反应方程式为:
ΖηΟ+ηΝΗ320→ [Ζη (ΝΗ3) η] 2++20Η—
ZnFe204 +nNH3+4H20→ [ Zn (NH3) n ] 2++2Fe (OH) 3 i +20W
ZnFe204 +nNH3+H20→ [Zn (NH3) n ] 2++Fe203 i +20W
ZnSi03+ nNH3 +2NH4HC03→ [Zn (NH3) n] C03+ Si02 · H20+ (NH4) 2C03
Zn (OH) 2 +nNH3 → [Zn (NH3) n ] 2++20H—
Zn+nNH3 +2H20→ [Zn (NH3) n ] 2++ ¾+ 20W
ZnS04+nNH3→ [Zn (NH3) n] 2++S04 2
其中 n=l〜4;
净化除杂过程中发生的反应:
S208 2— + Mn2++ 2NH3 · H20 + H20→ Mn 0 ( OH) 2 i + 2NH4++2S04 2— + 2H+ SA 2— +2Fe2+ +6H20 →2S04 2— + 2Fe (OH) 3 ί + 6H+
As04 3— + Fe3— → FeAs04 I
As03 3— + S208 2— + H20 → 2S04 2— + As04 3— + 2H+
2H3As03 + 8Fe (0H) 3 → (Fe203) 4As203 - 5H20 I +10H20
M2+ + S2→ MS I M代表 Cu2+、 Pb2+ 、 Cd2+ 、 Ni2+ Hg 2+等离子
As3+ + S 2—→As2S3 ί
Y2+ + Zn→Zn2+ + Y其中 Y代表 : Cu2+、 Pb2+ 、 Cd2+ 、 Ni2+等离子; 精制处理的反应式:
3 [Zn (NH3) n ] 2++ 2 (NH4) 3P04+ 60H—→ [Zn (NH3) n] 3 (P04) 2+ 6NH3 · H20 蒸氨步骤的反应方程式:
[Zn (M3) 2++20H— = Zn (OH) 2 i + iNH3† i =1〜4
溶液中少量的 CO/—会发生如下水解反应:
[Zn (NH3) 4] C03+H20→ZnC03 · 2Zn (OH) 2 · H20 i +16NH3个;
干燥煅烧的化学反应方程式:
Zn (0H) 2→Zn0 + ¾0个
ZnC03 · 2Zn (OH) 2 · H20 → 3Zn0 +3H20† +C02
作为优选: 浸取待处理的电解锌酸浸渣时, 在每立方米的氨水 -碳铵液中还 添加有 0. 03-0. 05kg的表面活性剂。
表面活性剂降低表面能 , 与氟硅酸钠配合作用, 可以破除超细微粒的包覆 作用提高浸出剂渗透能力, 进一步提高锌的回收率。
作为优选: 在每立方米的氨水 -碳铵液中还添加有 0. 5-lkg的二氰二胺。 二氰二胺作为氨稳定剂,可以减少浸取过程中氨的挥发,改善浸取工作环境, 减少氨的损耗。
作为优选: 在浸取待处理的电解锌酸浸渣时, 采用湿法球磨, 活化浸取。 利用湿法球磨浸取, 可以破坏原来晶格结构进行边活化边浸出, 从而提高浸 出效率。
作为优选: 在净化除杂步骤之前, 进行预蒸氨: 将浸取液加热至 90-98 °C进 行蒸氨, 蒸至液体中氨浓度为 2. 5-3. 5mol/L; 然后按每立方米浸取液加入 2_4kg 过硫酸铵搅拌氧化达到初步净化; 蒸氨结晶时, 温度控制在 105 °C内, 蒸氨设 备内搅拌的速度每分钟 300-500转。
增加预蒸氨步骤, 一方面去除过多的游离氨, 降低杂质的络合能力, 使杂质 离子易于除去, 减少净化药品用量, 提高净化质量; 另一方面可以去除溶液中大 量的碳酸根离子,使络合液脱氨水解时有利于得到氢氧化锌晶核沉淀, 减少碳酸 锌的组成;
作为优选: 蒸氨结晶过程中, 随时检测蒸氨容器内溶液锌浓度, 当锌含量在 1-1. 5%时, 容器内加入氢氧化纳溶液, 加入量为每立方米溶液加入质量分数为 30%的氢氧化钠溶液 3-5升, 溶液中锌含量低于 0. 3%时, 结束蒸氨 (此时结束蒸 氨, 是由于溶液中含有大量硫酸根, 形成稳定的铵盐, 继续蒸氨没有意义 , 而 且会产生硫酸锌铵复盐沉淀 , 影响纳米氧化锌产品质量)。
在蒸氨后期, 当络合液中锌浓度较低时, 通过加入氢氧化纳提高液体的 PH 值, 可以使 NH4 +离子转为 NH3分子达到快速析氨、 快速结晶形成纳米氢氧化锌晶 核的效果。
作为优选: 蒸氨液每立方米加入质量百分数为 5%的硬酯酸钠溶液 3_5L。 在蒸氨过程中加入硬酯酸钠,使产生的纳米结晶体受到封闭包裹, 不再继续 长大。
作为优选: 在结晶残液中加入硫化钠进行沉锌, 分离得到硫化锌滤饼。 滤 液再加入熟石灰, 将混合液进行搅拌升温蒸氨转化, 温度为不高于 105°C, 搅 拌速度为 300-500转 /分钟,逸出的氨通过冷却回收利用, 同时硫酸铵转化为硫 酸钙结晶体, 然后进行漂洗、 干燥, 得到硫酸钙粉体。 变废为宝, 实现对水的 处理和循环回收利用。
本发明的目的之二, 是提供一种高纯度且高活性的纳米氧化锌, 所采用的 技术方案是干燥煅烧的温度采用 150-300°C。
由于本发明的技术方案, 在蒸氨结晶步骤后, 得到的主要是氢氧化锌, 氢氧 化锌的分解温度低于碱式碳酸锌, 采用 250-35CTC的温度进行煅烧, 即可得到纯 度在 99. 7%及其以上的氧化锌, 因为氢氧化锌的晶核小于碱式碳酸锌, 所以最终 可以得到分布均匀粒径为 10_30nm, 而且比表面积 100m7g以上的优质纳米氧 化锌粉体。
综上所述, 采用上述技术方案, 将氨法应用于对电解酸浸渣的处理, 并对现 有氨法进行了技术改进, 在浸取前增加了活化步骤并在浸取时加入氟硅酸钠、表 面活性剂和二氰二胺, 一方面电解锌酸浸渣达到了高效浸出, 后续工序 增加预 蒸氨以及在蒸氨过程中加入阻变剂以抑制晶体的生长,得到粒径小且粒径均匀的 纳米氧化锌前驱体; 另一方面, 本发优选采用较低的煅烧温度, 可以得到较大比 表面积的高纯纳米氧化锌 (纯度可以达到 99. 7%), 具有很高的实用价值和经济 价值; 另外, 本发明的处理方法能耗低、 效率高。 电解锌酸浸渣中有价和有害重 金属都被浸出利用、而且经水洗干净。得到终浸渣由作为高危废弃物的电解锌酸 浸渣变为一般固废弃物, 达到了经济环保以及再生资源的合理利用。
本发明的创新点主要有: ω增加预蒸氨处理, 先赶走过多游离氨, 在蒸氨 时达到快速结晶的目的; (2)蒸氨过程中, 当锌氨络合液中氨浓度较低时, 通过加 入氢氧化纳提高液体的 ra值, 达到快速析氨的目的; ( 在锌氨络合液中加入表 面活性剂 (如 SDS)、 磷酸铵, 结合溶液中自有的硫酸铵, 可以有效控制纳米氧 化锌晶核的增长; (4)利用蒸汽的动力实现高速搅拌, 控制纳米氧化锌结晶; 具体实施方式 下面对本发明作详细的说明。 为了使本发明的目的、 技术方案及优点更加清楚明白, 以下结合实施例,对 本发明进行进一步详细说明。应当理解, 此处所描述的具体实施例仅仅用以解释 本发明, 并不用于限定本发明。 实施例 1 一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯度纳米氧化锌的方法,依次包括以下步 骤:
( 1 )活化:取 500克电解锌酸浸渣(其中,以质量比计,含锌 8. 6%、铜 1. 03%、 硫酸钙 32%、 镉 0. 05%、 砷 0. 03%) , 加入 25克熟石灰进行活化, 活化时间为 36 小时;
( 2)浸取:制取 1500ml氨浸液,其中 NH3浓度为 6mol/L, CO/—浓度为 lmol/L, 在每立方米的氨水-碳铵液中添加 0. 3kg氟硅酸钠, 将活化后的电解锌酸浸渣加 入到上述氨浸液中进行三段浸取, 各段浸取时间均为 2小时, 固液分离后, 所得 锌氨络合液中锌 38. 9克 (锌回收率 90. 5%) , 锌氨络合液中硫酸根 41. 92克;
( 3) 净化除杂: 在锌氨络合液加入 0. 5克硫化钠, 搅拌 2小时后过滤, 加 入 0. 2克高锰酸钾, 搅拌 2小时后过滤;
(4) 精制: 在净化除杂处理后的液体中, 每立方米净化除杂处理后的液体 中加入 2kg磷酸铵、 30g表面活性剂 SDS;
( 5) 蒸氨结晶: 将精制处理后的锌氨络合液过滤后加热蒸氨, 蒸氨器搅拌 速度每分钟 600转, 待液体中氧化锌质量含量为 0. 5%时停止蒸氨; 然后过滤, 得到氢氧化锌滤饼和滤液;
(6) 干燥煅烧: 过滤后的氢氧化锌分别加入 200ml的去离子水进行三次洗 涤, 在第一次洗涤过程中加入 0. 05克十二垸基硫酸钠, 水洗后的氢氧化锌加入 150ml乙醇进行洗涤, 压滤后的氢氧化锌放入马弗炉内 250度煅烧 3小时。 所制纳米氧化锌平均粒径 12. 7nm (XRD线宽法), 质量百分含量为 99. 7%, 比表面积 106m7g。 实施例 2 一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯度纳米氧化锌的方法,依次包括以下步 骤:
( 1 )活化: 取 500克酸浸渣 (锌 7. 6%、 铜 0. 83%、 硫酸钙 28%、 镉 0. 045%、 砷 0. 02%) , 加入 5克熟石灰进行活化, 活化时间为 40小时;
( 2 ) 浸取: 制取 1500ml氨浸液, 其中 NH3浓度为 5mol/L, CO/—浓度为 1. 2mol/L, 在每立方米的氨水-碳铵液中添加 0. 5kg氟硅酸钠, 并在每立方米的 氨水 -碳铵液中还添加有 0. 04kg的表面活性剂 SDS; 在每立方米的氨水-碳铵液 中还添加有 0. 8kg的二氰二胺;将活化后的电解锌酸浸渣加入到上述氨浸液中进 行三段浸取, 浸取的同时球磨, 各段浸取时间均为 2. 5小时, , 固液分离后,所 得锌氨络合液中锌 34. 9克 (锌回收率 91. 8%) , 锌氨络合液中硫酸根 37. 7克;
( 3) 预蒸氨: 将浸取液加热至 90°C, 每立方米浸取液加入 2kg过硫酸氨, 然后进行蒸氨, 蒸至液体中氨浓度为 3. 5mol/L;
(4) 净化除杂: 在锌氨络合液加入 0. 6克硫化钠, 搅拌 2小时后过滤, 加 入 0. 2克高锰酸钾, 搅拌 2小时后过滤;
( 5) 精制: 在净化除杂处理后的液体中, 每立方米净化除杂处理后的液体 中加入 1kg磷酸铵、 10g表面活性剂 SDS;
(6) 蒸氨结晶: 将精制处理后的锌氨络合液过滤后加热蒸氨, 蒸氨器搅拌 速度每分钟 900转, 温度控制在 105°C内,待液体中氧化锌质量含量为 0. 5%时停 止蒸氨; 然后过滤, 得到氢氧化锌滤饼和滤液;
( 7) 在蒸氨结晶后的滤液中加入硫化钠进行反应, 反应后分离得到固体硫 化锌和液体部分; 在液体部分加入熟石灰, 并搅拌得到混合液, 在搅拌过程中加 入表面活性剂 SDS; 将混合液进行蒸氨结晶, 结晶温度为 100°C, 蒸氨过程中进 行搅拌, 搅拌速度为 300转 /分钟, 析出的氨通过冷却回收, 结晶后的硫酸钙进 行漂洗、 干燥, 得到硫酸钙粉体;
(8) 干燥煅烧: 过滤后的氢氧化锌滤饼分别加入 200ml的去离子水进行三 次洗涤, 在第一次洗涤过程中加入 0. 05克十二垸基硫酸钠, 水洗后的氢氧化锌 加入 150ml乙醇进行洗涤,压滤后的氢氧化锌放入马弗炉内 150度煅烧 3. 5小时。 所制纳米氧化锌平均粒径 11. 5nm (XRD线宽法), 质量百分含量为 99. 75%, 比表面积 110m7g。
实施例 3 一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯度纳米氧化锌的方法,依次包括以下步 骤:
( 1 )活化: 取 1500克酸浸渣(锌 9. 0%、铜 0. 80%、硫酸钙 30%、镉 0. 040%、 砷 0. 25%、 硅 3%、 砷 0. 3%、 银 0. 003%、 镁 3%) , 加入 45克熟石灰进行活化, 活化时间为 48小时;
( 2 ) 浸取: 制取 1500ml氨浸液, 其中 NH3浓度为 5. 5mol/L , CO/—浓度为 0. 9mol/L, 在每立方米的氨水-碳铵液中添加 0. 5kg氟硅酸钠, 并在每立方米的 氨水 -碳铵液中还添加有 0. 03kg的表面活性剂 SDS; 在每立方米的氨水-碳铵液 中还添加有 1kg的二氰二胺;将活化后的电解锌酸浸渣加入到上述氨浸液中进行 三段浸取, 浸取的同时球磨, 各段浸取时间均为 2. 5小时, 固液分离后, 所得锌 氨络合液中锌 124. 2克 (锌回收率 92. 0%) , 锌氨络合液中硫酸根 165. 0克;
( 3) 预蒸氨: 将浸取液加热至 98°C, 每立方米浸取液加入 lkg过硫酸氨, 然后进行蒸氨, 蒸至液体中氨浓度为 3. 0mol/L;
(4) 净化除杂: 在锌氨络合液加入 0. 6克硫化钠, 搅拌 2小时后过滤, 加 入 0. 2克高锰酸钾, 搅拌 2小时后过滤;
( 5) 精制: 在净化除杂处理后的液体中, 每立方米净化除杂处理后的液体 中加入 3kg磷酸铵、 50g表面活性剂 SDS;
(6) 蒸氨结晶: 将精制处理后的锌氨络合液过滤后加热蒸氨, 蒸氨器搅拌 速度每分钟 800转, 温度控制在 105°C内,待液体中氧化锌质量含量为 0. 5%时停 止蒸氨; 然后过滤, 得到氢氧化锌滤饼和滤液;
( 7) 在蒸氨结晶后的滤液中加入硫化钠进行反应, 反应后分离得到固体硫 化锌和液体部分; 在液体部分加入熟石灰, 并搅拌得到混合液, 在搅拌过程中加 入表面活性剂; 将混合液进行蒸氨结晶, 结晶温度为 102°C, 蒸氨过程中进行搅 拌, 搅拌速度为 500转 /分钟, 析出的氨通过冷却回收, 结晶后的硫酸钙进行漂 洗、 干燥, 得到硫酸钙粉体;
(8) 干燥煅烧: 过滤后的氢氧化锌滤饼分别加入 200ml的去离子水进行三 次洗涤, 在第一次洗涤过程中加入 0. 05克十二垸基硫酸钠, 水洗后的氢氧化锌 加入 150ml乙醇进行洗涤,压滤后的氢氧化锌放入马弗炉内 250度煅烧 1. 5小时。
所制纳米氧化锌平均粒径 10. 8nm (XRD线宽法), 质量百分含量为 99. 80%, 比表面积 118m7g。
实施例 4
原料 120吨,源于云南驰宏锌锗股份有限公司会泽冶炼老厂数十年积存的酸 浸渣, 原料中锌 11. 2%、 铜 0. 91%、 铅 1. 3%、 酸根 27. 6%、 镉 0. 03%。
( 1 ) 活化: 向上述原料中加入 2. 5吨熟石灰进行混合活化, 活化时间为 46 小时;
( 2 ) 浸取: 制取 360m3氨浸液, 其中 NH3浓度为 5. 6mol/L, CO/—浓度为 1. lmol/L, 在每立方米的氨水-碳铵液中添加 0. 4kg氟硅酸钠, 将活化后的电解 锌酸浸渣加入到上述氨浸液中进行三段浸取, 并在每立方米的氨水 -碳铵液中还 添加有 0. 045kg的表面活性剂 SDS;在每立方米的氨水 -碳铵液中还添加有 0. 8kg 的二氰二胺; 浸取的同时球磨, 各段浸取时间均为 2. 6小时, 固固液分离后,所 得锌氨络合液中锌 12. 23吨 (锌回收率 91. 0%) , 锌氨络合液中硫酸根 13. 7吨; 浸出渣经云南省环保局指定的权威机构 "云南省环境监测中心站"进行现场 抽样和浸出试验, 弃渣符合 《一般工业固体废物贮存、 处置场污染控制标准)) (GB18599- 2001)中的 I类一般固体废弃物标准;
( 3) 预蒸氨: 将浸取液加热至 96°C, 每立方米浸取液加入 3kg过硫酸氨, 然后进行蒸氨, 蒸至液体中氨浓度为 3. 2mol/L;
(4) 净化除杂: 在每立方米锌氨络合液加入 1. 5kg硫化钠, 搅拌 2小时后 过滤, 每立方米锌氨络合液加入 0. 3kg高锰酸钾, 搅拌 2小时后过滤;
( 5) 精制: 在净化除杂处理后的液体中, 每立方米净化除杂处理后的液体 中加入 3kg磷酸铵、 50g表面活性剂 SDS;
(6) 蒸氨结晶: 将精制处理后的锌氨络合液过滤后加热蒸氨, 蒸氨器搅拌 速度每分钟 700转, 并控制温度在 105°C ; 待液体中氧化锌质量含量为 0. 5%时停 止蒸氨; 然后过滤, 得到氢氧化锌滤饼和滤液; (7) 在蒸氨结晶后的滤液中加入硫化钠进行反应, 反应后分离得到固体硫 化锌和液体部分; 在液体部分加入熟石灰, 并搅拌得到混合液, 在搅拌过程中加 入表面活性剂; 将混合液进行蒸氨结晶, 结晶温度为 103°C, 蒸氨过程中进行搅 拌, 搅拌速度为 400转 /分钟, 析出的氨通过冷却回收, 结晶后的硫酸钙进行漂 洗、 干燥, 得到硫酸钙粉体;
(8) 干燥煅烧: 干燥煅烧: 过滤后的滤饼按液固比 5: 1加入离子交换水进 行三次洗涤,在第一次洗涤过程中加入 1. 25克 /立方米的十二垸基硫酸钠, 水洗 后的氢氧化锌滤饼按液固比 1-5: 1加入乙醇进行洗涤,压滤后的氢氧化锌放入马 弗炉内 180度煅烧 3. 5小时;
所制纳米氧化锌平均粒径 12.6nm(XRD线宽法), 质量百分含量为 99.78%, 比表 面积 116m7go

Claims

权利要求书:
1、 一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法, 包括以下步骤: 浸取待处理的电解锌酸浸渣、 净化除杂、 蒸氨结晶和干燥煅烧, 其特征在 于:
在浸取待处理的电解锌酸浸渣步骤之前, 向待处理的电解锌酸浸渣中加入 熟石灰进行混合活化, 所加入的熟石灰的量, 按重量比计, 为待处理电解锌酸浸 渣的 1-5%;
将活化后的电解锌酸浸渣用氨水 -碳铵液进行浸取; 其中, NH3的摩尔浓度 c (NH3) = 5-6mol/L, CO/—的摩尔浓度 c (CO/— ) =0. 9-1. 2 mol/L, 在每立方米的氨水 -碳铵液中添加 0. 3-0. 5kg氟硅酸钠;
在净化除杂后, 进行精制处理, 方法为: 净化除杂处理后的液体中, 加入磷 酸铵和表面活性剂, 加入量为每立方米净化除杂处理后的液体中 l_3kg磷酸铵、 10-50g表面活性剂。
2、根据权利要求 1所述一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 浸取待处理的电解锌酸浸渣时, 在每立方米的氨水-碳铵液中还添 加有 0. 03-0. 05kg的表面活性剂。
3、根据权利要求 2所述一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 在每立方米的氨水 -碳铵液中还添加有 0. 5-lkg的二氰二胺。
4、根据权利要求 1所述一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 在浸取待处理的电解锌酸浸渣时, 利用湿法球磨活化浸取。
5、根据权利要求 1所述一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 在净化除杂步骤之前, 进行预蒸氨: 将浸取液加热至 90-98 °C进行 蒸氨, 蒸至液体中氨浓度为 2. 5-3. 5mol/L, 后每立方米锌氨液加入 2_4kg过硫 酸铵搅拌氧化; 蒸氨结晶阶段, 温度控制在 105°C内, 蒸氨容器内搅拌的速度每 分钟 300-500转。
6、根据权利要求 1所述一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 蒸氨结晶过程中, 随时检测蒸氨设备内液体锌含量, 当锌含量在 1-1. 5%时,在蒸氨设备内加入氢氧化纳溶液, 加入量为每立方米蒸氨液体加入质 量百分含量为 30%的氢氧化钠溶液 3-5升,锌质量百分含量低于 0. 3%时, 结束蒸 氨。
7、根据权利要求 6所述一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 每立方米蒸氨液体中还加入质量分数为 5%的硬酯酸钠溶液 3_5L。
8、根据权利要求 1所述一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 在蒸氨结晶后的残余液中加入硫化钠沉淀残余锌, 沉淀后分离得到 硫化锌滤饼, 干燥得到硫化锌产品; 滤液再加入熟石灰, 在搅拌 下加入表面活 性剂; 将混合液进行间接升温蒸氨转化, 使硫酸铵转化为硫酸钙结晶, 转化温度 为不高于 105 °C, 蒸氨过程中搅拌速度为 300-500转 /分钟, 逸出的氨通过冷却 回收, 转化后的硫酸钙结晶进行漂洗、 干燥, 得到硫酸钙粉体副产品。
9、根据权利要求 1所述一种利用电解锌酸浸渣氨法生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 所述干燥煅烧的温度为 150-300°C。
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