加压浸出低品位锰矿的工艺

对低品位锰矿硫酸加压浸出工艺进行正交实验和单因素实验,通过正交实验得出:加压浸出低品位锰矿工艺中,影响锰浸出率的主要因素的较佳组合如下:初始酸浓度160 g/L、硫铁矿量50 g、液固比5:1(5 mL/g)、压力1 MPa、温度180℃、时间80 min。为分析低品位锰矿中锰、铁及铝的浸出行为,实现这3种金属元素的高效分离,参考正交实验结果适当地调整工艺参数,进行单因素实验研究,详细考察始酸浓度、反应温度、硫铁矿量、液固比、浸出时间和浸出压力对锰、铁及铝浸出率的影响,得到优化浸出工艺条件如下:低品位锰矿粉100 g,初始硫酸浓度120 g/L,浸出反应温度120℃,硫铁矿量50 g,液固比5:1(5 mL/g),浸出时间100 min,浸出压力0.7 MPa,搅拌转速500 r/min。本工艺具有良好的稳定性,在优化浸出条件下,锰的浸出率为96%,而铝和铁的浸出率分别为38.7%和7.12%,实现锰选择性高效溶出,锰和铝、铁等杂质的分离效果良好,为最终实现低品位锰矿中各种有价元素的清洁高效回收奠定了基础。     

铁矾渣热酸分解及硫脲提银

进行铁矾渣热硫酸分解和分解渣硫脲法提银的试验研究,考察硫酸用量、分解温度、反应时间、液固比对铁矾渣中Fe、Zn、Ag浸出率的影响,以及硫脲法提银的最优条件。结果表明:在硫酸用量为其理论值的1.5倍、分解温度95℃、时间2.5 h、液固比2.5:1的最佳条件下,铁矾渣中Fe和Zn浸出率分别为93.85%和92.25%,而Ag的浸出率仅为1.99%。分解液净化后可用中温水热法制备铁红,分解渣中Ag富集到1060 g/t。在液固比10:1、硫脲浓度15 g/L、浸出温度90℃、反应时间2.5 h的最优条件下,Ag的平均浸出率在93%以上,同时,渣中Pb的品位由1.7%提高到7.5%。     

以废茶叶为还原剂在硫酸溶液中还原浸出氧化锰矿（英文）

采用废茶叶在硫酸溶液中还原浸出加蓬和湘西氧化锰矿石,探索废茶叶用量、硫酸浓度、固液比、浸出温度和反应时间对浸出过程的影响。对加蓬氧化锰矿,优化的浸出条件为:氧化锰矿与废茶叶的质量比10:4、硫酸浓度2.5 mol/L、固液比7.5:1、浸出温度368 K、浸出时间8 h;在此条件下,加蓬氧化锰矿的浸出率几乎达100%。对于湘西氧化锰矿,优化浸出条件为:氧化锰矿与废茶叶的质量比10:1、硫酸浓度1.7 mol/L、液固比7.5:1、温度368 K、浸出时间8 h;在此条件下,锰的浸出率达到99.8%。氧化锰矿的还原浸出过程符合内扩散控制模型,加蓬和湘西氧化锰矿石的还原浸出反应表观活化能分别为38.2 kJ/mol和20.4 kJ/mol。采用X-射线衍射(XRD)和扫描电子显微镜(SEM)对浸出前、后的锰渣进行表征。     

锌粉置换镓锗渣草酸浸出过程

考察锌粉置换镓锗渣草酸浸出过程中,草酸浓度、浸出时间、液固比、浸出温度、双氧水浓度对镓、锗、锌、铁、铜、硅浸出率及浸出料浆过滤性能的影响,揭示在草酸浸出体系下添加双氧水促进镓、锗浸出的作用机理。结果表明,采用草酸和双氧水为浸出剂,不仅可实现镓、锗的选择性浸出,还可显著改善浸出料浆的过滤性能。双氧水促进镓、锗浸出的机理为其作为氧化剂使镓、锗单质及其硫化物氧化为可溶的氧化物;草酸与镓、锗可生成稳定络合物,而与硅的作用较弱,从而促进镓、锗的浸出,同时使浸出渣的过滤性能得以改善。在草酸浓度为110 g/L、双氧水浓度为0.12 mol/L、液固比(L/S)为8、搅拌速度为300 r/min、浸出温度为40℃、浸出时间为30 min的条件下,镓和锗浸出率分别为99.32%、98.86%,而铜、锌、硅的浸出率分别在0.82%、0.84%、0.43%,且浸出料浆的过滤速度由常压硫酸浸出体系下的0.48 mL/min提高到100 mL/min。     

响应曲面法优化电解锰阳极渣还原浸出工艺

对国内某电解锰厂含铅量高的阳极渣进行了回收锰的实验研究。实验采用葡萄糖作还原剂在硫酸体系中还原浸出电解锰阳极渣。通过基于中心复合设计的响应曲面法对浸出温度、硫酸用量和葡萄糖用量的工艺参数进行研究并优化。研究表明:温度对锰浸出率的影响最显著,葡萄糖的次之,硫酸的最小;硫酸对铅浸出率影响最显著,温度的次之,而葡萄糖则几乎没有影响。在浸出温度80℃,葡萄糖与锰阳极渣质量比为0.175:1、酸渣质量比为0.8:1的条件下,锰的浸出率可达93.22%,铅的浸出率仅为0.39%,锰、铅分离效果明显,锰阳极渣浸出前后的物相通过X射线衍射仪进行表征。实验证明:在硫酸体系中利用葡萄糖还原浸出电解锰阳极渣的方法是可行的。     

采用铅黄铁矾去除硫酸体系中的铁

研究硫酸体系中铅黄铁矾的形成条件,考察pH值、温度、PbSO4用量、时间和晶种浓度对铅黄铁矾形成及除铁率的影响。结果表明:当pH>0.7,温度大于75℃时,形成铅黄铁矾;在维持溶液pH为1.3、温度95℃、硫酸铅的加入量为理论量的1.2倍、晶种浓度为8 g/L、时间2.5 h的最优条件下,平均除铁率高于95%;得到的铅黄铁矾渣平均含Pb 22.47%、Fe 23.74%、Zn 1.96%;经硫酸化焙烧水浸或直接用锌废电解液浸出锌和铁后,浸出渣含Pb均大于60%,可返回作沉矾剂,亦可作为炼铅的原料。     

以硫化钙为还原剂还原-酸浸提取低品位氧化锰矿中的锰元素（英文）

以CaSO4制备得到的CaS为还原剂,研究氧化锰矿的还原-酸浸过程,考察硫化钙与矿石的质量比、还原温度、还原时间、液固比、搅拌速率、浸出温度、浸出时间和H2SO4浓度对氧化锰矿中锰及铁浸出率的影响。结果表明:优化的还原工艺条件为硫化钙与矿石质量比1:6.7、液固比5:1、搅拌速率300 r/min、还原温度95°C、还原时间2.0 h;酸浸工艺条件为搅拌速率200 r/min、H2SO4浓度1.5 mol/L、浸出温度80°C、浸出时间5 min。在此优化条件下,锰的浸出率达到96.47%,而铁的浸出率仅为19.24%。该工艺可以应用于不同类型氧化锰矿中锰的提取,且锰的浸出率均高于95%。     

低品位铂钯精矿的富氧压浸出

对高镁低品位复杂铂钯精矿进行工艺矿物学分析,提出采用硫酸氧压浸出工艺对该精矿中的贱金属铜、镍、铁选择性浸出分离并富集铂钯的处理工艺。考察磨矿粒度、反应温度、时间、初始硫酸浓度、氧压、搅拌速度、木质素磺酸钙用量、液固比对铜、镍、铁浸出率及渣率的影响,确定最佳工艺参数。实验结果表明:当精矿粒度小于43μm占有率为93%、时间3 h、浸出温度150℃、初始硫酸浓度2 mol/L、氧分压0.7 MPa、搅拌速度400 r/min、添加剂木质素磺酸钙用量0.6 g、液固比5:1的最佳工艺条件下,铜浸出率达99.27%、镍浸出率达98.04%、渣率为37%左右,铂钯几乎不被浸出,铂和钯在浸出渣中富集近3倍。     

铀钼矿硫酸焙烧提取铀钼

采用硫酸焙烧-水浸法强化过程高效提取铀钼矿中的铀钼,运用单因素试验考察焙烧过程参数对铀钼浸出率的影响。结果表明:硫酸焙烧过程推荐参数为酸矿质量比0.5:1、硫酸浓度82%、焙烧温度270℃、焙烧时间120 min。优化条件下验证实验所得焙烧熟料水浸后铀钼浸出率可达92%～93%和81%～84%,较现有低温直接酸浸过程铀浸出率(85%～90%)有一定提高,钼浸出率(45%～50%)有大幅提高。对原矿、焙烧熟料、浸出渣物相进行XRD分析后发现,铀钼矿经过硫酸焙烧和水浸后主要组分已由原矿中铝硅酸盐和SiO_2转变为浸出渣中SiO_2。     

含镉烟灰在酸性介质中的浸出行为及过程优化

对含镉烟灰的物相组成进行了系统分析,并提出针对性的工艺流程。针对硫酸浸出含镉烟灰的过程,采用响应曲面设计方法对操作条件进行了优化,考察了反应温度、液固比、硫酸浓度及其交互作用对Cd、As、Zn浸出率的影响关系,构建了二阶数学模型和三维响应曲面图,确定了Cd、Zn、As的浸出率分别大于92%、95%和50%的优化浸出条件区域,即反应温度25~60℃,液固比6~8 mL/g,硫酸浓度0.3~0.4 mol/L。结果表明:该模型能够准确预测含镉烟灰在硫酸中的浸出效果;在最优区域内,As的浸出率较低,其主要原因是原料中的砷酸锌在低酸条件未分解。     

镍红土矿高压酸浸过程的金属元素浸出行为

以镍、钴的提取为目的,研究褐铁矿型镍红土矿高压酸浸过程中各金属元素的浸出行为,探讨硫酸加入量、浸出温度、浸出时间及液固比对各金属元素浸出率的影响.实验结果表明,在优化条件下Ni、Co、Mn和Mg的浸出率分别达到97%、96%、93%和95%以上,则Fe的浸出率小于1%.对高压浸出渣的分析表明,渣中的铁和硫主要分别以赤铁...     

Extraction of Vanadium from LD Converter Slag by Pressure Leaching Process with Titanium White Waste Acid

研究了以钛白废酸直接加压浸出转炉钒渣提钒的工艺。矿物学研究表明：钒、钛、铁、锰、铬等金属元素形成的尖晶石是转炉钒渣的主要物相。绘制了V-Fe-H2O、V-Ti-H2O、V-Mn-H2O、V-Cr-H2O等三元系150 ℃高温电位-pH图,明确了酸浸提钒过程的热力学：在低酸度浸出提钒条件下,可溶性离子Fe2+、Fe3+、Mn2+、Cr2+、Cr3+等的热力学稳定与可溶性含钒离子的热力学稳定区重合,酸浸过程中与钒共同进入浸出液中。钛白废酸酸浸正交试验结果表明：温度和初始酸浓度是影响酸浸过程的主要因素。基于正交试验结果,进一步考察温度对浸出过程的影响,结果表明,随着酸浸温度由100 ℃升高到160 ℃的过程中,浸出渣中的钛有效富集含量在4.56%至12.0%之间变化,其他离子主要赋存于浸出液中。在较优条件下：温度 140 ℃,液固比10:1,初始酸浓度200 g·L-1,搅拌转速500 r/min,酸浸时间90 min,钒的浸出率为 96.85%     

石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺

研究石煤钒矿的硫酸活化提钒方法。分别考察矿石粒度、硫酸浓度、活化剂用量、催化剂用量、反应温度、反应时间和浸出液固比等因素对钒浸出率的影响。结果表明:石煤提钒的优化条件为矿石粒度小于74μm的占80%、硫酸浓度150 g/L、活化剂CaF2用量(相对于矿石)60 kg/t、催化剂R用量20 g/L、反应温度90℃、反应时间6 h、液固比(体积/质量,mL/g)2:1,在此优化条件下,钒浸出率可达94%以上;在优化条件下,采用两段逆流浸出,可有效减少活化剂CaF2以及浸出剂硫酸的消耗量;经过两段逆流浸出萃取反萃氧化水解工艺,全流程钒资源总回收率可达86.9%;V2O5产品纯度高于99.5%。     

Extraction of valuable metals from low nickel matte by calcified roasting−acid leaching process

A calcified roasting−acid leaching process was developed as a highly effective method for the extraction of valuable metals from low nickel matte in the presence of CaO additive. The influences of process parameters on the metal extraction were studied, including the roasting temperature, roasting time, addition of CaO, H₂SO₄ concentration and liquid−solid ratio. Under the optimum condition, 94.2% of Ni, 98.1% of Cu, 92.2% of Co and 89.3% of Fe were recovered. Additionally, 99.6% of Fe was removed from the leachate as goethite by a subsequent goethite iron precipitation process. The behavior and mechanism of CaO additive in the roasting process was clarified. The role of CaO is to prevent the formation of nonferrous metal ferrite phases by a preferential reaction with Fe₂O₃ during the roasting process. The metal oxides (CuO and Ni_xCu_1−xO) remained stable during high-temperature roasting and were subsequently efficiently leached using a sulfuric acid solution.     

Process optimization and kinetics for leaching of cerium,lanthanum and neodymium elements from iron ore waste's apatite by nitric acid

The leaching of rare earth elements (REEs) including cerium, lanthanum and neodymium from apatite concentrate obtained from iron ore wastes by nitric acid was studied. The effects of nitric acid concentration, solid to liquid ratio and leaching time on the recoveries of Ce, La and Nd were investigated using response surface methodology. The results showed that the acid concentration and solid to liquid ratio have significant effect on the leaching recoveries while the time has a little effect. The maximum REE leaching recoveries of 66.1%, 56.8% and 51.7% for Ce, La and Nd, respectively were achieved at the optimum leaching condition with 18% nitric acid concentration, 0.06 solid to liquid ratio and 38 min leaching time. The kinetics of cerium leaching was investigated using shrinking core model. It was observed that the leaching is composed of two stages. In the first stage a sharp increase in cerium leaching recovery was observed and at the longer time the leaching became slower. It was found that in the first stage the diffusion of reactants from ash layer is the rate controlling mechanism with an apparent activation energy of 6.54 kJ/mol, while in the second stage the mass transfer in the solution is the controlling mechanism.     

草酸配位浸出二段焙砂中包裹金的赤铁矿

草酸根(ox^2-)对三价铁具有强的配位能力,可用草酸配位浸出二段焙砂中包裹金的赤铁矿,提高金的回收率。考察了草酸用量、液固比、浸出温度和时间对二段焙砂中铁浸出率的影响。结果表明,用1.17倍理论量的草酸在液固比为12 mL/g时于90℃浸出2 h,铁浸出率达到75.8%以上。除铁渣进一步氰化浸出,渣中金品位为8.8 g/t,低于直接氰化浸出渣12.3 g/t的金品位。草酸浸出液主要成分为具有光催化活性的Fe(ox)⁺和Fe(ox)2^-,可采用光催化法回收铁、再生草酸,再生的草酸可返回浸铁过程。     

硫酸铵焙烧法浸出镍磁黄铁矿中有价金属

将镍磁黄铁矿与(NH4)2SO4混合后在高温下焙烧,考察(NH4)2SO4用量、浸出温度、浸出时间和稀硫酸浸出液的pH值对焙烧产物中金属元素浸出率的影响,并在氨水-(NH4)2SO4混合溶液中浸出焙烧产物。结果表明:在不同情况下,Ni和Cu的浸出率较高,Mg和Fe的浸出率较低;氨性溶液有利于Ni和Cu的浸出,总氨浓度为7 mol/L时,Ni和Cu的浸出率分别为89.56%和79.35%;低pH值的稀硫酸溶液有利于Mg和Fe的浸出,pH值为0.5时,Mg和Fe的浸出率分别为61.39%和62.56%。由扫描电镜-能谱分析和XRD分析可知,矿样中Ni和Cu大部分被浸出;由于焙烧产物中部分Mg和Fe以铁酸钙和硅酸镁等形态存在,Mg和Fe的浸出率较低。     

低钒转炉钢渣提钒湿法工艺的动力学研究

为了提高湿法浸出低钒钢渣中钒的浸出效率,并对湿法浸出低钒钢渣中钒提供理论依据,从动力学角度分析整个浸出过程。考察温度、液固比、硫酸质量分数和搅拌速率对浸出过程的影响。研究结果表明:在90℃、液固比为10?1以及硫酸浓度6.0mol/L时,浸取9h,低钒钢渣中钒的浸出率可达到95.3%。通过正交实验和动力学推导,得到描述浸出过程的经验方程,低钒钢渣湿法浸出钒的动力学模型为收缩核动力学模型,浸出过程的表观活化能为12.794kJ/mol,该模型表明浸出过程中的控制步骤取决于固膜扩散速率。提高温度、液固比和硫酸质量分数,均可加速钒的浸出速度,提高钒的浸出率。     

Comparative Study of Mechanical and Tribological Properties of Alumina Coatings Formed on 5754 Aluminium Alloy under Various Conditions

In this paper we present the results of the comparative study of the performance of two sulfuric and oxalic anodizing process already retained, based on the superposition of the surface responses. For this purpose two Doehlert experimental designs with three variables (temperature, current density, sulphuric acid concentration) and other three variables (temperature, current density, oxalic acid concentration) were realized. Three responses were studied, namely: growth rate, Vickers microhardness, wear rate after friction test of the anodic oxide layer. A comparative study based on the surface responses was carried out. Compared with the sulphuric acid bath, it was found that the oxalic acid bath affords low growth rates, high wear resistance and high microhardness but less ductile layers. The observed mechanical properties of the oxide layers can be related to their morphology revealed by the scanning electron microscopy and optical observations and their chemical composition determined by the glow-discharge optical emission spectroscopy.