AC法处理高锑低银类铅阳极泥——铜和铋的回收

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥，其干馏渣水浸液经两段置换、硫酸浸铜、稀盐酸浸铋，综合回收了铜、铋、锑，并使其得到了较大程度的分离，Cu，Bi和Sb的置换率分别为99．75％，96．74％和99．45％；置换渣含铜53．73％，含铋20．79％．用硫酸浸铜法，实现了铜-锑、铜-铋的有效分离，最终铜以硫酸铜产出，品位为93．74％～96．21％，Fe含量为1．13％～1．47％，回收率为93．33％；用稀盐酸浸出铋-锑渣，铋以含Bi69．70％的铋精矿产出，直收率及总回收率分别为90．87％和94．73％，此外还产出Sb含量为36．21％的锑渣，返回氯化浸出过程，总回收率为94．06％．     

用AC法从高锑低银类铅阳极泥中回收银和铅

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥，其氯化浸出渣经转化脱氯、硅氟酸浸铅、氨水浸银和水合肼还原，得到含Ag大于95％的银粉，铅以硅氟酸铅溶液返回电解精炼．在V苏打溶液／m浸出渣＝4mL／g，n苏打实＝1．6n苏打理，转化时间为4h及温度为80℃的最佳转化条件下，铅、银、氯的平均转化率为91．42％；在V(H2SiF6)／m浸出渣＝4mL／g，浸出时间为1h，温度为50--60℃的最佳浸铅条件下，硅氟酸浸铅率为85.74％--86．07％，硝酸浸铅率大于95％；在浸银过程中，银的浸出率约为94．o％，沉银率约为98．0％．在整个工艺中，银的直收率及总回收率分别为93．63％及98．80％，铅直收率为85．91％，总回收率98．99％．     

长江淤砂提钪综合利用研究

对长江三峡库尾(重庆段)淤砂进行详细工艺矿物学研究的基础上，进行选矿富集，得到了品位为96．23g／t钪精矿；进行盐酸加助溶剂浸出试验研究，浸出率为80．65％；浸出液萃取提钪试验，得到了纯度为99．85％的三氧化二钪和4N金属钪．并对尾矿、浸渣、废液治理及综合利用进行探讨．     

某铀矿床碱法地浸溶浸液配方探讨

结合某铀矿床碱法地浸室内试验，进行了氧化剂的种类、质量分数和溶浸剂的种类、质量分数选择试验，研究了反应时间、矿石粒度对铀浸出率的影响。结果表明，碳酸（碳酸氢）钠盐或铵盐是良好的溶浸剂，铀浸出率可达到70％～80％；加入质量分数为0．1％的双氧水和质量分数为0.02％的高锰酸钾，铀浸出率明显提高，可满足铀浸出需求。     

高银型方铅矿矿浆电解工艺条件研究

研究了[Cl^-]，[Fe]T，pH值及温度等因素对高银型方铅矿矿浆电解的槽电压、铅浸出率、阴极电流效率的影响，确定高银型方铅矿矿浆电解的合适工艺条件为：[Cl^-]230g／L，[Fe]T15g/L，pH1，温度70℃，采用以上条件，在150A／m。的阴极电流密度和15：1的液固比下，电解6个小时阴极可得含铅91．18％的铅粉，同时方铅矿中铅的浸出率达96．88％，银的浸出率达70．88％，阴极电流效率为75．68％。     

露天矿"废石场"铜金属溶浸提取的试验研究

应用稀硫酸溶液，对露天矿废石场4个矿样进行铜金属溶浸提取室内实验，得出不同实验条件下浸出率、浸出液金属含量和浸出周期等因素之间的关系．结果表明：采用浓度ρ（H2SO4）为5～10g／L的稀硫酸作为浸取液浸出铜的浓度和浸取母液的pH值等指标能满足下一步回收铜的技术要求；用原样直接浸取，其浸取率约在30％～60％之间，其中B-1号样的回收率较高，B-2号样较低，如对原样进行适当破碎，则可使浸出率进一步提高；从渗透性来看，B-1号样最好，B-2次之，B-3，B-4渗透性较差；对于渗透性差的矿石类型，建议废石场的堆高为4～6m，此时浸出周期估计为30～150d，其中B-1号矿样的矿石类型浸取周期较短，其余几种矿石类型浸取周期将会长一些．     

铜冶炼白烟灰选择性浸出新工艺研究

针对传统的火法处理工艺能耗大、工作环境差,酸浸工艺存在剧毒气体砷化氢溢出、浸出渣压滤困难、金属分离率低等缺点,提出了采用选择性浸出体系处理铜冶炼白烟灰的新工艺.通过考察浸出温度、浸出剂浓度、液固比、氧化速率等因素对有价金属浸出率的影响,最佳浸出条件为:浸出剂浓度为10%、氧气速率为0.6 m3/min、液固比为4∶1、温度为45~50℃、时间为6 h,在此最佳工艺条件下,烟灰中铜、锌的浸出率达到85.6%、95.2%以上,其它金属几乎不浸出,杜绝了砷化氢气体的溢出隐患,消除了铁、铋、锑等有害金属浸出对萃取体系的危害,并提出了后续处理工艺技术路线.     

除铜渣氯气全浸探索

利用氯气对除铜渣进行了全浸,浸出条件为：除铜渣粒度约为－200目,电位315－460mV,温度102－110℃,搅拌强度330－350r/min,液固比2－2．5：1,氯气压力0．1－0．4MP,多级浸出结果表明,浸出液含铜90．23g/l,含镍55．10g/l,浸出渣含铜3．2％,含镍1．8％,铜浸出率为94．3％,镍浸出率为95．20％,本研究项目已投入工业运行。     

从氰化尾渣中富集金的试验研究

采用酸浸除铁法对氰化尾渣进行了富集金的研究.在浸出温度为80℃、酸矿比为0.7、浸铁时间为4 h、液固比为4∶1的较优条件下,金在渣中的富集倍数为1.75倍,金含量由5.50g/t提高到9.61g/t.实验结果表明该方法可有效地将铁从氰化尾渣中浸出,使金富集在渣中,可提高金的氰化浸出率.     

硼铁矿中硼镁铁的硫酸法共浸出研究

提出一种采用硫酸酸浸硼铁矿使其中的硼、镁和铁元素共同浸出的方法．硫酸酸浸硼铁矿时,主要是与矿物中的硼镁石[Mg（BO2）（OH）]、磁铁矿[Fe3O4]、蛇纹石[Mg3Si2O5（OH）4]反应．通过热力学分析,验证采用硫酸共溶硼铁矿中的硼、镁和铁元素的可行性,并考察硫酸浓度、液固比、酸浸时间和酸浸温度对酸浸的影响,确定硫酸酸浸硼铁矿的最佳工艺条件：硫酸的质量分数30％,液固比（质量比）8：1,浸出温度90℃,浸出时间120min,搅拌速度大约100r／min．在最佳浸出条件下,硼铁矿中的硼、镁和铁元素的浸出率分别达到99．0％,91．0％,92．9％以上,达到了硼铁矿中硼、镁和铁元素共浸出的目的．     

从锰铁帽中分离锰银的研究（Ⅱ）

提出了用黄铁矿加硫酸处理锰铁帽矿分离锰银的方法，简要介绍了该方法的基本原理，详细考查了影响锰浸出的各种因素，提出了添加铁离子强化高价锰矿浸出的方法。实验表明，该方法可以使锰的浸出率达到９８％以上，渣含锰小于３％，原矿中的银基本上全部保留在浸锰渣中，有效地实现了锰银分离的目的。     

浸锌渣综合利用新工艺及镓的富集行为

研究了浸锌渣还原焙烧分选综合回收有价元素新工艺，并采用电子显微镜，能谱仪和扫描电镜等分析了还原焙烧渣中金属的性质。研究结果表明；当还原温度为1100℃,还原时间为150min时，还原焙烧渣中铁的金属化率，镓的回收率，锌的挥发率分别为95．10％，89．10％，98．42%, 原焙烧渣经破碎，磨矿，磁选分离获得的磁性产物中含Fe90.16%,Ga的质量浓度为2164g/t;Fe,Ga的回收率分别为87．78％，92．42％；还原焙烧渣中金属铁是镓的主要载体矿物相，镓具有明显的亲铁特性；镓在的中的富集是实现浸锌渣在还原焙煤分选过程中高效分离的基础。     

脆硫铅锑矿精矿的还原造锍熔炼

采用富含氧化铁的黄铁矿烧渣作为固硫刺的铅、锑、铋还原造锍熔炼方法，对脆硫铅锑矿精矿还原造锍熔炼的工艺进行了研究，考察了温度、添加剂加入量、烧渣加入量等对还原造锍熔炼工艺的影响，得出最佳工艺条件为：先在900℃下反应，再升温到1i200℃过热放渣；烧渣加入量为理论量的100％～105％；添加剂与苏打质量比为10％，无水硫酸钠为13％(质量分数)．在最佳条件下，锑直收率为83．26％，铅直收率为68．50％，固硫率为98．97％，但约有15％的铅和30％的银分散在铁锍中．     

从含银氧化铁矿提取银及其动力学研究

针对含银氧化铁矿中银被磁性铁所包裹而不易被浸出的特性,采用硫酸预浸—酸性硫脲浸出工艺回收其中的银,相对直接硫脲浸出,银的可浸性由40%提高到80%以上.在液固比为10∶1,Fe3+浓度为0.01 mol/L,硫脲浓度为10 g/L,pH为1.0~2.0,搅拌时间为1 h,银的浸出率为85.23%.采用未反应收缩核模型对硫脲浸银进行动力学研究,试验结果表明:该浸出反应对硫脲的表观反应级数为0.68;动力学方程为:1-2/3η-(1-η)2/3=0.0377e-5.725/RT·CTu0.68·t;反应的表观活化能为5.725 kJ/mol,浸取过程为固膜扩散控制过程.     

H系列铋浸出剂的浸铋试验研究

对Ｈ系列铋浸出剂进行了浸铋试验研究，结果表明：Ｈ系列铋浸出剂的浸出率比传统的ＦｅＣｌ３浸出剂的浸出率高出５￣８％，Ｈ－３浸出剂的药剂成本仅为ＦｅＣｌ３的药剂成本的５８．７９％。     

从砷化镓废渣中制备砷酸钠和金属镓的实验研究

通过碱性氧化浸出、冷却结晶、旋流电积等工艺从砷化镓废渣中制备砷酸钠和金属镓,浸出阶段考察了NaOH质量浓度、液固比、浸出时间、浸出温度及H_2O_2加入量等5个因素对砷和镓的浸出率的影响。结果表明:NaOH质量浓度100 g/L、液固比5∶1、浸出时间2 h、浸出温度70℃、H_2O_2和As的摩尔比为1. 2时,镓的浸出率能达到99%以上,砷的浸出率能达到96%以上,浸出液经蒸发浓缩、冷却结晶后可以制得纯度为63. 6%的砷酸钠晶体,重结晶后砷酸钠纯度可达到96. 7%。结晶母液经旋流电积后制得纯度为99. 946%的金属镓。     

铅—铋合金真空蒸镏分离的研究

本课题是针对某冶炼厂以处理转炉烟尘中回收的铅—铋合金试料,探觅一条简捷有效分离提取铋及其它有价金属的新工艺.采用的方法为真空蒸镏法.试验确认:1)试验结果与理论计算基本吻合;2)某厂铅—铋合金直接真空蒸镏分离是可能的;3)真空蒸镏法分离铅和铋,以处理合Bi％>40％的合金为宜;对含Bi％<10％的合金最好先经过富集处理使含Bi％>40％后,采用连续作业的多级真空蒸镏分离,可一举得到粗铋和粗铅,再分别进行真空蒸镏精炼就可得精鉍和精铅了.     

两株芽孢杆菌对磷矿粉中磷的浸出能力研究

以巨大芽孢杆菌和多粘芽孢杆菌为实验菌种，研究了不同磷矿粉用量、培养时间以及碳源物质和氮源物质的质量分数对细菌培养液中的磷浸出率和pH值的影响．结果表明：两株菌种均显著提高了细菌培养液中磷的浸出率，最高达到3．3％，且多粘芽孢杆菌的溶磷能力比巨大芽孢杆菌稍强．随着磷矿粉用量增加，磷的浸出率显著降低，pH值逐渐升高，但当磷矿粉用量超过10g／L后，pH值稳定在一定水平．培养时间越长，磷的浸出率越高，到培养的第15d达到最高值，此后不再明显升高．另外，碳源物质和氮源物质的质量分数在3％时磷的浸出率最高，质量分数过高或过低均抑制了磷的浸出。     

含锰高品位银矿中银的物相分析

介绍了一种针对含锰高品位银矿的化学物相分析方法，用3％乙酸铵—3％盐酸羟铵对矿石中的氧化锰首先进行浸出，再以系列分相溶剂对银进行化学浸出．结果表明：银与矿石中氧化锰矿物紧密共生，只有在锰矿物被溶解，暴露出银矿物后，银才会被浸出；大部分银以超显微分散态(硫化银占62．79％)存在，同时在少量的金属硫化物中也赋存着一部分银(占28．65％)，角银矿和自然银极少．     

氧化镧改性沸石除磷脱氮研究

在镧离子质量浓度0．5％，pH为10下浸渍16h以上，于110℃干燥陈化24h后，再于450～500℃焙烧1h，冷却后过筛取筛下粒径120目以上为最佳稀土吸附剂，用于静态同步脱氯除磷试验。结果表明，对正磷和氨氯的进水最佳pH为4，此时最大静态吸附分别达到25mg／g和50mg／g；当进水pH为4～8，氨氮浓度为10mg／L，正磷浓度5mg／L时，出水pH在6～9之间，对二者的去除效率分别达到80％和99％，吸附剂再生7次后对氮磷的去除率仍然保持在80％以上，动力学符合Freundlich吸附模型，相关系数在0．99以上。为处理微污染的氮磷提供了一条新的途径。