WO2014047760A1 - 利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法 - Google Patents

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WO2014047760A1
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zinc
leaching
zinc oxide
decarburization
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PCT/CN2012/081873
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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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    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G9/00Compounds of zinc
    • C01G9/02Oxides; Hydroxides
    • 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
    • C01PINDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
    • C01P2006/00Physical properties of inorganic compounds
    • C01P2006/12Surface area
    • 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 fraction of sulfur is 6-12%, and the mass fraction 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 fraction : 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 (Wilz 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 a zinc oxide product with a mass fraction of 99.7%.
  • High-purity zinc oxide is an indispensable high-tech raw material for modern industry. It is widely used in glass, feed, ceramics and dyes. Dozens of industries, such as paint, 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 purity. The 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 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 (such as zinc sulfate, zinc nitrate or zinc acetate) with a zinc content of more than 50%.
  • Ammonia method is a common method for preparing zinc oxide.
  • the general steps of ammonia method (ammonia-ammonium ammonium combined leaching method) for producing zinc oxide include: ammonia-carbon ammonium as the leachate, leaching of zinc-containing material, zinc-ammonium
  • the combined liquid is purified, evaporated, crystallized, 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 of zinc oxide and its activity and dispersibility, 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 nanometer zinc oxide by electrolytic zinc acid leaching ammonia decarburization comprising the following steps:
  • the electrolytic zinc acid leaching residue is subjected to leaching, purification and impurity removal, vaporized ammonia crystallization and dry calcination.
  • the refining treatment is carried out by adding a surfactant to the liquid after the decontamination treatment, and adding 20-50 g of the surfactant to the liquid after the purification and impurity removal treatment per cubic meter.
  • the invention firstly applies the existing ammonia method for preparing zinc oxide to the treatment of electrolytic zinc acid leaching residue, and at the same time, based on the existing ammonia method, adding an appropriate amount of fluorosilicic acid to the leach solution Sodium; and after the ammonia leaching step, a step of adding slaked lime to the leachate for stirring and decarburization is added.
  • the electrolytic zinc acid leaching residue contains a large amount of calcium sulfate (15-30%), ultrafine particles such as calcium sulfate act as a barrier to the leaching agent, so that the acid environment is difficult to leach, so the present invention uses ammonia leaching, in ammonia- Under the action of ammonium bicarbonate, calcium sulfate is converted into calcium carbonate and calcium hydroxide. During the conversion process, voids are formed to accelerate the permeation and dissolution of the leaching agent, but ultrafine particles such as calcium hydroxide also play a certain role in the leaching agent.
  • the proper amount of sodium fluorosilicate can break the encapsulation effect of the ultrafine particles on the leaching material, and realize the stratification of the ultrafine particles.
  • Ammonium persulfate can also be added as an oxidizing agent during decarbonization and ammonia reduction.
  • adding slaked lime can eliminate excessive free ammonia, reduce the complexing ability of impurity ions, remove impurity ions, improve purification quality, and reduce the amount of purified drugs; on the other hand, the solution can be removed.
  • the carbonate ion facilitates the precipitation of the nano-precursor zinc hydroxide having a smaller crystal nucleus and a lower decomposition temperature during the subsequent deamination of the complexing solution.
  • the chemical reaction equation for the leaching step is: ZnO+nNH 3 +H 2 0 ⁇ [Zn (NH 3 )n] 2+ +20H—
  • the chemical reaction in the decarburization step is:
  • surfactant is added per cubic meter of ammonia-carbon ammonium solution.
  • the surfactant can be selected from SDS, etc.
  • the surfactant can reduce the surface energy and cooperate with the sodium fluorosilicate to break the coating effect of the ultrafine particles to improve the leaching agent penetration ability and improve the zinc recovery rate.
  • dicyandiamide is further added to each cubic meter of ammonia-carbon ammonium solution.
  • dicyandiamide can reduce the volatilization of ammonia during the leaching process, improve the leaching working environment, and reduce the loss of ammonia.
  • l_3k g of ammonium phosphate is also added to the liquid after the cubic cleaning treatment.
  • the leaching method is simultaneously leached by wet ball milling.
  • the leaching method uses wet ball milling, mechanical and chemical activation combined leaching.
  • pre-steaming the ammonia after the leaching and before the decarburization step heating the leaching solution to 90-98 ° C for ammonia distillation, and adding 2-4 kg of ammonium persulfate per cubic meter of the leaching solution, steaming
  • concentration of ammonia in the liquid is 2. 5-3. 5mol/L; 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.
  • decarburization step is added to the liquid ammonium fluoride, is added in an amount of 5-20 times the theoretical value of 1. Ca 2+ in solution.
  • the liquid zinc content in the ammonia distillation device is detected at any time.
  • the zinc content is 1-1.5%
  • the NaOH solution is added to the ammonia distillation device, and the amount is 30% Na0H solution. -5L/m 3
  • the mass fraction of zinc is 0.3%
  • the ammonia is finished.
  • the evaporation of ammonia is due to the fact that the solution contains a large amount of SO/-, which forms a stable ammonium salt. It is meaningless to continue to distill the ammonia, and it will produce a precipitation of zinc ammonium sulfate double salt, which affects the quality of the nano zinc oxide product.
  • the residual filtrate of the separated product is added with NS zinc, and then the zinc sulfide filter cake and the filtrate are separated, and the zinc sulfide is dried to obtain a product; the filtrate is further added with slaked lime and added with a surfactant to stir; the mixture is heated indirectly and stirred, and the stirring speed is increased.
  • secondary ammonia distillation converts ammonium sulfate into calcium sulfate powder, the ammonia temperature is 105 °C, and the escaping ammonia is recycled and recycled by cooling, filtered to obtain crystalline calcium sulfate, rinsed and dried to obtain sulfuric acid.
  • Calcium powder products Turn waste into treasure and realize the treatment of water And recycling.
  • the calcination temperature is 200 to 300 °C.
  • the innovations of the invention mainly include: ⁇ increases the decarburization process, controls the concentration of free ruthenium 3 , drives away the CO/- the purpose of rapid hydrolysis to precipitate Zn(0H) 2 during crystallization of distilled ammonia; (2) the process of steaming ammonia In the zinc-ammonium complex solution, when the ammonia concentration is low, the value of the liquid is increased by adding NaOH, and the NH 4 + ion is converted into the NH 3 molecule to achieve rapid ammonia precipitation; (3) adding in the zinc-ammonium complex solution Surfactant (such as SDS) forms a nucleus coating film to effectively control the growth of nano zinc oxide crystal nucleus; (4) Using steam power to achieve high-speed stirring, control of nano zinc oxide crystal nucleus.
  • increases the decarburization process, controls the concentration of free ruthenium 3 , drives away the CO/- the purpose of rapid hydrolysis to precipitate Zn(0H) 2 during crystallization of distilled ammonia
  • zinc hydroxide is obtained in the process of crystallization of distilled ammonia, and the decomposition temperature and particle diameter of the zinc nucleate of the zinc hydroxide are smaller than that of the basic zinc carbonate crystal nucleus, and calcination is carried out at a temperature of 200-30 CTC.
  • a nano zinc oxide powder having a purity of 99.7%, a uniform particle size distribution (average particle diameter of 10-30 nm), and a specific surface area of 1051117 and excellent fluidity and dispersibility was obtained.
  • the treatment method of the invention has low energy consumption, high efficiency, high economic value and social value; valuable and harmful heavy metals in the electrolytic zinc acid leaching residue are leached and rationally utilized, and washed with water.
  • Embodiment 1 A method for producing high-purity nano zinc oxide by electrolytic zinc leaching slag ammonia method, which comprises the following steps in sequence:
  • 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;
  • Example 2 A method for producing high-purity nano zinc oxide by electrolytic zinc acid leaching ammonia method The method, in turn, includes the following steps:
  • Leaching taking 500 grams of acid leaching residue (zinc 7.6%, copper 0.83%, calcium sulfate 28%, cadmium 0. 045%, arsenic 0. 02%); wherein the concentration of NH 3 of 5mol / L, CO / - concentration of 0. 92mol / L, per cubic meter of the ammonia - 0. 5kg added sodium fluoride ammonium bicarbonate solution, and aqueous ammonia per m - ammonium bicarbonate 0 ⁇ SDS; 0. 8kg of dicyandiamide is added to the ammonia-carbon ammonium solution per cubic meter; the activated electrolytic zinc acid leaching residue is added to the above ammonia 9 ⁇ Zinc recovery rate of 91. 9g (Zinc recovery rate of 91. 9 grams of zinc in the obtained zinc-ammonia complex solution after the solid-liquid separation, the zinc recovery rate of 91. 2 ⁇ ), sulphate 58.2 g;
  • Pre-steamed ammonia The liquid portion separated by filtration in (1) is heated to 90 ° C, 2 kg of ammonium persulfate is added per cubic meter of leachate, and then ammonia is evaporated, and the ammonia concentration in the liquid is 3.
  • 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:
  • leaching taking 1500 grams of acid leaching slag (zinc 9. 0%, copper 0. 80%, calcium sulfate 30%, cadmium 0. 040%, arsenic 0. 25%, silicon 3%, arsenic 0. 3 %, ⁇ 0. 003%, magnesium 3%), 1500ml ammonia immersion liquid, wherein the concentration of NH 3 is 5. 5mol / L, CO / - concentration is 0. 85mol / L, ammonia / carbon per cubic meter Add in ammonium solution 0.
  • Ammonia distillation The purified zinc-ammonium 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 mass of the nano-zinc oxide is 11. 5 nm (XRD line width method), the mass percentage is 99.80%, Specific surface area 1 12m7g o
  • the raw material is 120 tons, which is derived from the acid leaching slag accumulated in the old smelting smelting plant of the smelting smelter of Yunnan Chihong Zinc Co., Ltd., the raw material zinc 11.2%, copper 0.91%, lead 1. 3%, calcium sulfate 27.% ⁇ Cadmium 0. 03%.
  • Leaching Preparation of 360 m 3 ammonia immersion liquid, wherein the concentration of NH 3 is 5.6 mol / L, CO / - concentration of 1. lmol / L, in each cubic meter of ammonia - carbon ammonium solution added 0. 045 ⁇ Adding activated carbonic acid leaching slag to the above-mentioned ammonia immersion liquid for three-stage leaching, and adding 0.545 kg of surfactant per cubic meter of ammonia-carbon ammonium solution The leaching time is 2.6 hours, and the leaching time is 2.6 hours. After solid-liquid separation, the immersion is obtained.
  • Pre-steamed ammonia The liquid portion separated by filtration in (1) is heated to 96 ° C, 3 kg of ammonium persulfate is added per cubic meter of leachate, and then ammonia is evaporated, and the ammonia concentration in the liquid is 3. Omol/L;
  • potassium permanganate 0. 3kg of potassium permanganate per cubic meter of zinc-ammonia complex solution is added after the addition of 1.5 kg of sodium sulfide per cubic meter of zinc-ammonia complex solution;
  • Dry calcination The filtered cake is added to the ion-exchanged water for three times at a liquid-solid ratio of 5:1, and 1.25 g/m3 of sodium dodecyl sulfate is added during the first washing, after washing with water
  • the zinc hydroxide filter cake was washed by adding ethanol at a liquid to solid ratio of 5:1, and the filtered zinc hydroxide filter cake was placed in a muffle furnace and calcined at 280 degrees for 2.0 hours.
  • the average particle size of the prepared nano zinc oxide is 13.2 nm (XRD line width method), the mass percentage is 99.79%, and the specific surface area is 115 m7go.

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Abstract

公开了一种利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法,浸取时在每立方米氨水-碳铵液中加入0.3-0.5kg氟硅酸钠,然后在每立方米浸取剂中加入30-60kg熟石灰进行脱碳,并进行精制处理,可获得纯度≥99.7%、粒径分布均匀(平均粒径为10-30nm),比表面积≥105m2/g、流动性和分散性均优的纳米氧化锌粉体;本处理方法能耗低、效率高;电解锌酸浸渣中有价和有害重金属都被浸出得到合理利用、而且经水洗干净;最后得到的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。

Description

利用电解锌酸浸渣氨浸脱碳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, 硫的质量分 数 6-12%, 其中硫酸根的质量分数为 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,其大致质量分数: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 99. 7%的氧化锌产品, 高纯度氧化 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锌含量在 50%以上的锌焙砂或纯锌盐(如 硫酸锌、 硝酸锌或醋酸锌) 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 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 ra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 ra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和分散性, 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度纳米氧化锌的方法。
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脱碳生产纳 米氧化锌的方法, 包括以下步骤:
电解锌酸浸渣经浸取、 净化除杂、 蒸氨结晶和干燥煅烧,
浸取时用氨水-碳铵液作为浸取剂进行浸取; 其中, NH3的摩尔浓度 c (NH3) =5-6mol/L, CO/—的摩尔浓度 c (CO/— ) =0. 85-1· 0 mol/L, 并在每立方米浸取 剂中添加入 0. 3-0. 5kg氟硅酸钠, 浸取后得到浸取液;
浸取后, 加热进行升温降氨脱碳, 其方法为: 在每立方米浸取液中加入 30-60kg熟石灰并搅拌, 缓慢加热至 90-98 °C, 直至 c (CO/— ) 0. 3mol/L, 进行固 液分离;
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, 加入表 面活性剂,加入量为每立方米净化除杂处理后的液体中加入 20_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, 在浸取液中, 加入适量的氟硅酸钠; 并在氨 浸步骤之后, 增加了在浸取液中加入熟石灰进行搅拌脱碳的步骤。
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 出剂起隔离封闭作用, 致使酸环境难以浸出, 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, 在转换过程中, 形成空 隙从而加速浸出剂的渗透和溶出, 但是氢氧化钙等超细微粒对浸出剂也起到一 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浸出物料的包裹作用, 实现超细微粒分层上浮。
脱碳降氨过程中还可以加入过硫酸铵作为氧化剂。
增加脱碳降氨步骤,加入熟石灰一方面可以消除过多的游离氨, 降低杂质离 子的络合能力, 使杂质离子得以除去, 利于提高净化质量, 减少净化药品用量; 另一方面可以去除溶液中碳酸根离子,使络合液后续脱氨水解过程中有利于得到 晶核尺寸更小、 分解温度更低的纳米前驱体氢氧化锌沉淀。
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含量锌的原料处理。为 了解决上述问题, 本申请的发明人通过大量实验, 在净化除杂后的溶液中, 加入 适量表面活性剂, 析氨结晶过程中结合高速搅拌能有效抑制结晶体的生长。 其中:
浸取步骤的化学反应方程式为: ZnO+nNH3 +H20→ [Zn (NH3)n] 2++20H—
ZnFe204 +nNH3+4H20→ [ Zn (NH3) n ] 2++2Fe (OH) 3 i +20W
ZnFe204 +nNH3+H20→ [Zn (NH3)n] 2++Fe203 i +20W
Zn2Si04 +2nNH3→ 2 [Zn (NH3)n] 2+ + Si04 4
Zn (OH) 2 +nNH3 → [Zn (NH3)n] 2++20H—
Zn+nNH3 +2H20→ [Zn (NH3)n] 2++H2+20H—
ZnS04+nNH3→ [Zn (NH3)n] 2++S04 2
其中 n=l〜4;
脱碳步骤中的化学反应为:
Ca(0H)2= Ca2+ +20H—
Figure imgf000006_0001
NH3H20 + NH4HC03→ 2NH3† +C02† +2H20
[Zn (NH3)n] C03 + Ca (OH) 2→ [Zn (NH3)J (0H)2 + CaC03 I n=l- 净化除杂过程中发生的反应:
SA2— + Mn2++ 2NH3 · ¾0 + H20→ Mn 0 (OH) 2 i + 2NH4++2S04 2— +
SA2— +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 (OH) → (Fe203) 4As203 - 5H20 Ϊ + 10H20
M2++ S2→ MS I M代表 Cu2+、 Pb2+ 、 Cd2+ . Ni2+ Hg2+等离子 As3+ + S 2—→As2S3 ί
Y2+ + Zn→Zn2+ + Y其中 Y代表 : Cu2+、 Pb2+ 、 Cd Ni2+等离子; 蒸氨步骤的反应方程式:
[Zn (NH3)J 2++20H— = Zn (OH) 2 i + nNH3† n =1〜4
[Zn (NH3)4] C03 +H20→ Zn (OH) 2 I + C02† + 4NH3
干燥煅烧的化学反应方程式:
Zn(0H)2→Zn0 + ¾0个。
作为优选: 每立方米氨水 -碳铵液中还添加有 0.03-0.05kg的表面活性剂。 表面活性剂可以选用 SDS等,表面活性剂可以降低表面能,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, 提高锌的回收率。
进一步的: 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: 精制处理时, 还在每立方米净化除杂处理后的液体中加入 l_3kg 磷酸铵。
作为优选: 浸出方式同时采用湿法球磨浸出。浸出方式采用湿法球磨、机械 和化学活化联合浸出。
利用湿法球磨浸取, 可以破坏原来矿物晶格结构活化、浸出同时进行, 从而 提高浸出效率。
作为优选: 在浸取后、 脱碳步骤之前, 进行预蒸氨: 将浸取液加热至 90-98 °C进行蒸氨, 并在每立方米浸取液加入 2-4kg过硫酸铵, 蒸至液体中氨浓度为 2. 5-3. 5mol/L; 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。
作为优选: 脱碳步骤后, 向液体中加入氟化铵, 加入量为溶液中 Ca2+理论值 的 1. 5-2. 0倍。
作为优选: 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 NaOH溶液, 加入量为质量分数 30%Na0H溶液 3-5L/m3, 锌的质量分数 0. 3%时, 结束蒸氨。 此时结束蒸氨, 是由于溶液中含 有大量 SO/—, 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 NaOH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: 分离产品的残余滤液加入 N S沉锌, 再分离得到硫化锌滤饼和 滤液, 硫化锌干燥得到产品; 滤液再加入熟石灰并补加入表面活性剂搅拌; 将 混合液间接升温搅拌, 搅拌速度为 300_500r/min,二次蒸氨使硫酸铵转化为硫 酸钙粉体, 蒸氨温度为 105 °C, 逸出的氨通过冷却回收循环利用, 过滤得结 晶硫酸钙, 经漂洗、 干燥, 得到硫酸钙粉体产品。 变废为宝, 实现对水的处理 和循环回收利用。
作为优选: 所述煅烧温度为 200-300 °C。
本发明的创新点主要有: ω增加脱碳工序, 控制了游离 ΝΗ3浓度, 驱赶了 CO/—在蒸氨结晶时达到快速水解以 Zn (0H) 2析出的目的; (2)蒸氨过程中, 当锌氨 络合液中氨浓度较低时, 通过加入 NaOH 提高液体的 ίΉ值, 使 NH4 +离子转为 NH3 分子达到快速析氨; (3)在锌氨络合液中加入表面活性剂 (如 SDS) 形成晶核包覆 膜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 氧化锌晶核。
由于本发明的技术方案,在蒸氨结晶过程中得到的是氢氧化锌, 氢氧化锌晶 核分解温度和粒径均小于碱式碳酸锌晶核, 采用 200-30CTC的温度进行煅烧, 即 可获得纯度 99. 7%、粒径分布均匀(平均粒径为 10_30nm),比表面积 1051117 流动性和分散性均优的纳米氧化锌粉体。 另外, 本发明的处理方法能耗低、 效率 高, 具有较高的经济价值和社会价值; 电解锌酸浸渣中有价和有害重金属都被浸 出得到合理利用、而且经水洗干净。最后得到的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, 创造了良好的经济效益和社会效益。 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 )浸取: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%),制取 1500ml氨浸液,其中 NH3浓度为 6mol/L, CO/—浓度为 1. 0mol/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. 7克 (锌回收率 90. 1%) , 锌氨络 合液中硫酸根 41. 72克;
( 2)脱碳: 将 (1 )步骤所得的锌氨络合液进行升温脱碳, 其方法为: 在每 立方米浸取液中加入 60kg熟石灰, 搅拌加热至 98°C, 当 CO/—浓度 =0. 29mol/L, 在每立方米前述液体中加入 3kg过硫酸铵, 继续搅拌脱碳并发生氧化反应, 然后 过滤分离;
( 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克十二垸基苯磺酸钠, 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 300度煅烧 2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 106m7go 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 )浸取: 取 500克酸浸渣 (锌 7. 6%、 铜 0. 83%、 硫酸钙 28%、 镉 0. 045%、 砷 0. 02%);制取 1500ml氨浸液,其中 NH3浓度为 5mol/L, CO/—浓度为 0. 92mol/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 41. 9克 (锌回收率 91. 2%) , 锌氨络合液中硫酸根 58. 2克;
( 2) 预蒸氨: 将(1)步骤过滤分离后的液体部分加热至 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; ( 3)脱碳: 将 (2)步骤所得的锌氨络合液进行升温脱碳, 其方法为: 在每 立方米浸取液中加入 30kg熟石灰, 搅拌加热至 92°C, 当 CO/—浓度 =0. 28mol/L, 在每立方米前述液体中加入 3. 5kg过硫酸铵, 继续搅拌脱碳并发生氧化反应,整 个脱碳时间为 36小时; 然后向液体中加入氟化铵除钙, 加入的量为溶液中 Ca2+ 理论值的 1. 5倍, 然后过滤分离;
(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; 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 滤饼加入 150ml乙醇进行洗涤,压滤后的氢氧化锌滤饼放入马弗炉内 200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 118m7go
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 )浸取: 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%) , 制取 1500ml氨浸液, 其中 NH3 浓度为 5. 5mol/L, CO/—浓度为 0. 85mol/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 lkg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, 得到浸取液, 所得锌氨络合液中锌 123. 66克 (锌回收 率 91. 6%) , 锌氨络合液中硫酸根 165. 0克;
( 2 ) 脱碳: 将(1)步骤过滤分离后的液体部分加热至 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 2. Omol/L;
( 3 ) 预蒸氨: 将 (2 ) 步骤所得的锌氨络合液进行升温脱碳, 其方法为:在 每立方米浸取液中加入 60kg熟石灰, 搅拌加热至 96°C, 当 CO/—浓度 =0. 3mol/L, 在每立方米前述液体中加入 3. 2kg过硫酸铵, 继续搅拌脱碳并发生氧化反应,整 个脱碳时间为 42小时; 然后向液体中加入氟化铵除钙, 加入的量为溶液中 Ca2+ 理论值的 2. 0倍, 然后过滤分离;
( 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 滤饼加入 150ml乙醇进行洗涤,压滤后的氢氧化锌滤饼放入马弗炉内 250度煅烧 4. 2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. 80%, 比表面积 1 12m7g o
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%、 硫酸钙 27. 6%、 镉 0. 03%。
( 1 )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, 固液分离后,得到浸取液, 所得锌氨络合液中锌 12. 1吨 (锌回收率 90. 0%), 锌氨络合液中硫酸根 13. 6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;
( 2) 预蒸氨: 将(1)步骤过滤分离后的液体部分加热至 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. Omol/L;
( 3)脱碳: 将 (2)步骤所得的锌氨络合液进行升温脱碳, 其方法为: 在每 立方米浸取液中加入 56kg熟石灰, 搅拌加热至 95°C, 当 CO/—浓度 =0. 26mol/L, 在每立方米前述液体中加入 3. 6kg过硫酸铵, 继续搅拌脱碳并发生氧化反应,整 个脱碳时间为 48小时; 然后向液体中加入氟化铵除钙, 加入的量为溶液中 Ca2+ 理论值的 1. 8倍, 然后过滤分离;
(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;
( 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: 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 5:1加入乙醇进行洗涤, 压滤后的氢氧化锌滤饼放入马弗炉内 280 度煅烧 2.0小时。
所制纳米氧化锌平均粒径 13.2nm(XRD线宽法), 质量百分含量为 99.79%, 比表 面积 115m7go

Claims

权利要求书:
1、一种利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法, 包括以下步骤: 电解锌酸浸渣经浸取、 净化除杂、 蒸氨结晶和干燥煅烧, 其特征在于: 浸取时用氨水-碳铵液作为浸取剂进行浸取; 其中, NH3的摩尔浓度 c (NH3) =5-6mol/L, CO/—的摩尔浓度 c (CO/— ) =0. 85-1· 0 mol/L, 并在每立方米浸取 剂中添加入 0. 3-0. 5kg氟硅酸钠, 得到浸取液;
浸取后, 加热进行升温降氨脱碳, 其方法为: 在每立方米浸取液中加入 30-60kg熟石灰并搅拌, 缓慢加热至 90-98 °C, 直至 c (CO/— ) 0. 3mol/L, 进行固 液分离;
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, 加入表 面活性剂,加入量为每立方米净化除杂处理后的液体中加入 20_50g表面活性剂。
2、根据权利要求 1所述利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 每立方米氨水 -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所述利用电解锌酸浸渣氨法脱碳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所述利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 精制处理时, 还在每立方米净化除杂处理后的液体中加入 l_3kg 磷酸铵。
5、根据权利要求 1所述利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 浸出方式同时采用湿法球磨浸出。
6、根据权利要求 1所述利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 在浸取后、 脱碳步骤之前, 进行预蒸氨: 将浸取液加热至 90-98 °C 进行蒸氨, 并在每立方米浸取液加入 2-4kg过硫酸铵, 蒸至液体中氨浓度为 2. 5-3. 5mol/L; 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。
7、根据权利要求 1所述利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 脱碳步骤后, 向液体中加入氟化铵, 加入量为溶液中 Ca2+理论值的 1. 5-2. 0倍。
8、根据权利要求 1所述利用电解锌酸浸渣氨法脱碳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 NaOH溶液, 加入量为质量分数 30%Na0H溶液 3-5L/m3, 锌的质量分数 0. 3%时, 结束蒸氨。
9、根据权利要求 1所述利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法, 其特征在于: 分离产品的残余滤液加入 N S沉锌, 再分离得到硫化锌滤饼和滤 液, 硫化锌干燥得到产品; 滤液再加入熟石灰并补加入表面活性剂搅拌; 将混合 液间接升温搅拌, 搅拌速度为 300-500r/min,二次蒸氨使硫酸铵转化为硫酸钙粉 体,蒸氨温度为 105°C, 逸出的氨通过冷却回收循环利用,过滤得结晶硫酸钙, 经漂洗、 干燥, 得到硫酸钙粉体产品。
10、 根据权利要求 1所述利用电解锌酸浸渣氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方 法, 其特征在于: 所述煅烧温度为 200-300 °C。
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