黄铜矿低温氯化-选择性氧化提取铜过程

对流化床中黄铜矿精矿低温氯化和选择性氧化提取铜过程进行了研究. 采用二段氯化,使下段排气中残氯和产物S2Cl2在上段中消耗于精矿的氯化,温度分别控制在270和250℃左右,且下段排气残氯浓度不超过0.015%,得到充分氯化的低硫产物. 增设一个反应器,仅用氮气对氯化产物热处理,其硫含量进一步降低. 低硫氯化产物在350~360℃能平稳进行氧化反应,放出的Cl2在上部反应器中用于精矿的氯化而脱除. 稀盐酸对氧化产物浸取有效,pH值在0.30~1.86范围,Cu接近全溶,Fe浸出率不超过5%. 浸出液中Cu, Fe和SO42-浓度随固液比提高呈线性增加,固液比为0.5 g/mL时,Cu浓度超过115 g/L,而Fe/Cu含量比低于0.03,SO42-浓度也很低,满足铜电积操作要求. 同时研究了精矿所含微量贵金属和少量杂质随处理过程的变化.     

含砷飞灰固化处理及浸出毒性试验研究

以含As飞灰作为研究对象,采用水泥固化对飞灰进行无害化处理,研究了pH值和液固比以及浸取时间对固化体中As浸出毒性的影响。结果表明：水泥固化体中As的浸出主要受pH值影响,在强酸OH〈2）和强碱（pH〉11）条件下的浸出质量浓度高,而在中性（pH值为5-11）条件下浸出质量浓度低。随着浸取剂与液固比的增加,As的浸出量逐渐增加,但As的浸出质量浓度受稀释作用影响逐渐降低。相对于去离子水体系,醋酸缓冲体系浸出结果较稳定。     

银铟在复杂硫化锌精矿加压酸浸中的行为

实验研究了银铟在复杂硫化锌精矿加压酸浸过程中的行为,考察了浸出温度、浸出时间、硫酸浓度、氧压、精矿粒度及液固比对铟浸出率和银入渣率的影响,分析了铟在浸出初期的动力学. 结果表明,在浸出温度150℃、浸出时间90 min、硫酸浓度152 g/L、氧分压1.2 MPa、精矿粒度<45 mm及液固比5 mL/g的条件下,铟浸出率达76%以上,银入渣率达98%以上. In的初期浸出符合核收缩模型,受界面化学反应控制,表观活化能为70.67 kJ/mol.     

废弃SCR催化剂氧化酸洗除As工艺及机理研究

砷(As)及其他杂质元素是导致燃煤电厂废弃SCR脱硝催化剂失活的主要原因，借助Fenton反应对废弃SCR脱硝催化剂中的有害杂质元素As及Fe、Al进行氧化酸洗脱除，探究了酸洗液种类、酸浓度、氧化剂浓度、反应温度、反应时间、液固比等因素对杂质浸出率的影响。结果表明，最佳的杂质浸出条件为：反应温度为50℃、H₂SO₄浓度为1.5 mol/L、H₂O₂浓度为1.5 mol/L、转速为500 r/min、反应时间为240 min、液固比为20 mL/g,此时As、Fe、Al的浸出率分别为99.58%、41.80%、39.60%。废弃催化剂杂质元素浸出机理为过氧化氢与被硫酸浸出的Fe²⁺形成了芬顿试剂，将As³⁺氧化为As⁵⁺,使其氧化溶出，提高了As元素的脱除效率。     

磷酸体系应用于失效磷酸铁锂电池正极材料回收的研究

以H_3PO_4-H2O_2溶液对除铝后的失效磷酸铁锂电池正极材料进行浸出锂实验,采用ICP-OES测定浸出液中Li+和Fe3+浓度,研究了H2O_2及H_3PO_4加入量、液固质量比(L/S)、反应温度、搅拌转速、反应时间及体系终态pH值对Li浸出率的影响,并对终态pH值为3.5得到的滤渣进行XRD分析,结果表明,Li浸出率随H2O_2及H_3PO_4加入量的增加而增大,但当H2O_2与H_3PO_4用量分别高于1.2倍、1.1倍反应计量时,锂浸出率增速趋缓;随着液固质量比的增大,Li浸出率呈现先增大后减小的趋势;在30~60℃反应温度对Li浸出率影响不明显;Li浸出率随搅拌转速的提高和反应时间的延长而增大,但搅拌转速高于30 r×min~(-1)、反应时间超过3.0 h后Li浸出率变化不明显;体系终态pH为3.5时,锂浸出率为99.21%、铁沉淀率为99.99%,浸出渣为Fe PO_4·2H2O。     

磷酸分解磷矿过程中金属元素的浸出规律研究

探究了以磷酸分解磷矿,关键酸解工艺参数对磷及Fe、Al、Mg、Pb、As浸出的影响规律,并从热力学角度进行了分析。结果表明,磷矿内磷及Fe、Al、Mg浸出率随磷酸质量分数、反应温度、反应时间和液固比的增大而增大,搅拌速度影响不明显;Pb浸出率随磷酸质量分数、反应温度和液固比的增大而增大,搅拌速度、反应时间影响不明显;As浸出率随反应温度升高呈先增大后减小趋势,随反应时间增加略有减小,磷酸质量分数、搅拌速度和液固比影响不明显。控制磷酸质量分数为30%（以P₂O₅计）、反应温度为80 ℃、搅拌速度为300 r/min、反应时间为150 min、液固质量比为10∶1,在此条件下,磷及Fe、Al、Mg、Pb、As的浸出率分别为98.65%、68.56%、48.54%、95.84%、32.85%和84.62%。通过热力学分析表明磷矿内Mg、As浸出率较高,Pb浸出率较低,而Fe、Al浸出率大小主要取决于磷矿中褐铁矿及高岭土含量。     

高硅高铁含铜渣氧压酸浸过程

对火法炼铅产高硅高铁含铜渣进行了氧压硫酸浸出过程研究. 结果表明,浸出时间、氧分压、酸量、浸出温度和搅拌速度对Cu的浸出率和浸出液中Fe含量有显著影响,溶液初始含Cu2+量对Cu浸出率影响不明显. 最佳工艺条件为：时间2 h,氧分压0.8 MPa,硫酸浓度46.6 g/L,温度(150±2)℃,搅拌速度600 r/min,复合絮凝剂A用量30~100 g/m3. 在该条件下,Cu浸出率>95%,浸出液中Fe<5 g/L,硫转化率20%~30%,料浆过滤速度约0.8 m3/(m2×h).     

Fe2(SO4)3溶液细菌辅助浸出高砷金精矿

利用摇瓶实验对纯Fe2(SO4)3溶液浸出高砷金精矿进行了研究,考察了温度及Fe3+浓度的影响,并与细菌直接浸矿进行了对比. 同时,在Fe2(SO4)3溶液中加入高密度嗜中温氧化亚铁硫杆菌、嗜中温氧化硫硫杆菌、中度嗜热西伯利亚硫杆菌,考察其对Fe2(SO4)3溶液的辅助浸出作用. 结果表明,Fe3+溶液化学浸出可迅速溶解高砷金精矿,随温度升高,浸出率先升后降,80℃时达最大;浸出前期Fe3+浓度的积累对浸出速率影响不大,初始Fe3+浓度越高As的浸出率越高,但当Fe3+浓度高于40 g/L,由于沉淀严重,浸出率降低;连续浸出情况下,Fe3+浓度可维持恒定,10 g/L的Fe3+可保持较快的矿物浸出速率. 对照实验表明,较高的矿浆浓度对浸矿菌生长繁殖有显著影响. 高密度浸矿菌可维持Fe2(SO4)3溶液中较高的Fe3+浓度并及时消除反应产生的S层的阻碍,有利于Fe2(SO4)3溶液对矿物的浸出.     

非洲某氧化铜钴矿高效浸出钴铜的工艺研究

针对非洲某氧化铜钴矿还原浸出工艺,研究了矿样粒度、单还原剂和双还原剂、硫酸浓度、浸出时间、浸出温度、液固比等因素对钴铜浸出率的影响。结果表明:双还原剂优于单还原剂;最佳工艺条件为:球磨矿样粒度120目,加入浓硫酸使其质量浓度为0.15 g/L;按照先后顺序加入自来水体积8%的双氧水+矿样质量10%的亚硫酸钠,液固比为5∶1,浸出温度70℃,浸出时间30 min。钴、铜浸出率分别为99.01%和98.44%,浸出渣中w(Co)为0.12%、w(Cu)为0.052%。该最佳工艺条件可适用于非洲w(Co)为0.62%～8.88%的复杂品位氧化铜钴矿,尤其是低品位氧化铜钴矿处理。     

Ag+对含砷金精矿生物浸出的影响

研究了Ag+对含砷金精矿生物浸出的影响,测量了浸出液中铁、银、砷浓度及氧化还原电位(Eh)的变化,考察了Ag+对细菌密度的影响,并对浸渣进行了光谱表征. 结果表明,Ag+对含砷金精矿的生物浸出有一定的促进作用且在高浓度Fe3+条件下催化作用明显;低Ag+浓度下含砷金精矿的生物浸出率提高约10%,但Ag+浓度过高将影响细菌生长,导致浸出速率下降. Ag+催化含砷金精矿生物浸出是Ag+取代矿物表面的砷并生成Ag2S,之后被Fe3+氧化分解,重新产生Ag+,从而加速矿物的氧化分解.     

P204萃取脱除铜精矿浸出液中铁

从含砷硫化铜精矿浸出液中萃取除铁是后续制备砷酸铜的一道工序,P204可从硫酸介质中选择性地萃取铁离子. 实验结果表明,当有机相组成中P204为30%(j),相比1:1, pH"1时,通过三级萃取,铁的萃取率达93%以上,铜和砷几乎不被萃取,萃余液中残铁含量降至9 mg/L以下.     

一株中等嗜热菌的生长和对Fe2＋的氧化

针对由某热泉分离得到的一株中等嗜热菌,研究了不同温度、元素硫、pH值、初始亚铁和铁离子浓度等条件对该菌的生长速度及其对Fe2＋氧化能力的影响,结果表明该菌适宜的生长条件为,温度50℃-55℃、pH1.5,初始Fe2＋浓度0.08-0.16mol/L,初始Fe3＋浓度0.08-0.16mol/L,此时细菌的生长速度较快,10d后Fe2＋的氧化率为87%-99%,该中等嗜热菌对Fe3＋的良好氧化能力显示出其在生物浸矿中的应用潜力。     

黑曲霉菌一步浸取低砷硫化矿:Taguchi正交优化(英文)

A study was carried out to examine the possibility for Aspergillus niger strain KBS4 to bioleach metals from sulphide ore with low concentration of arsenic and to optimize the parameters that affect this process by orthogonal array optimization. Fungal sample was collected, purified and sequenced. The bioleaching process was optimized with L25 Taguchi orthogonal experimental array design. Five factors were investigated and 25 batch bioleaching tests were run at five levels for each factor. The parameters were initial pH, particle size, pulp density, initial inoculums and residence time for bioleaching. The experimental results showed that under optimized leaching conditions: pH 5.5, particle size 180 μm, initial inoculums size 3×10 7 spores per ml, pulp density 15% and residence time of 20 days, the bioleach ability of metals were 63% Fe, 68% Zn, 60% As, 79% Cu and 54% Al. The biosorption of metal ions by fungal biomass might occur during the bioleaching process but it did not hinder the removal of metal ions by bioleaching.     

三明炼钢粉尘的基本物性及酸浸回收锌的实验研究

采用化学分析、XRD、湿式筛分、显微镜观察、SEM-EDS等方法系统研究了三明炼钢粉尘的元素组成、粒度分布、物相、表面形貌及元素分布等基本物性;并进行其酸性浸出条件实验,考察了初始酸浓度、MnO2加入量、温度、浸出时间等因素对矿浆终点pH值、过滤性能及Zn, Fe, SiO2浸出率的影响. 结果表明,在25℃、初始酸浓度26.6 g/L、加MnO2 0.4 g、浸出120 min后,矿浆pH=3.5~3.7,粉尘中Zn的浸出率达98%,而Fe和SiO2浸出率分别为0.22%和9%,且矿浆的过滤性能良好.     

红土镍矿硝酸加压浸出工艺

采用硝酸介质加压浸出处理红土镍矿,考察了初始硝酸浓度、浸出温度、保温时间和液固比对有价组分浸出率的影响,确定了该工艺的可行性。得到优化工艺条件为初始硝酸浓度330 kg/t,浸出温度190℃,保温时间60 min,液固比1.5:1~1.7:1 mL/g。最优工艺条件下,镍、钴的浸出率均大于85%,镁浸出率为80%,铝的浸出率大于60%,铁的浸出率低于1%,产出了含铁55%的富铁渣。对浸出液采用氧化镁梯级沉淀的方法,控制温度85℃、pH?3.0,可除掉95%的铁;控制pH=4.0~4.3,可除掉99%以上的铝,原矿中约90%以上的钪随铝进入渣相,得到含钪近1000 g/t的铝钪富集物;调节pH=7.5~8.0,溶液中的镍钴沉淀完全,得到含镍24.8%和含钴2.3%的氢氧化镍钴渣,实现了镍、钴与铁、铝高效分离和富集。梯级沉淀后的硝酸镁溶液蒸发结晶,在500℃下煅烧,得到轻质氧化镁;回收热分解产生的氮氧化物气体再生硝酸,常压下再生率达92%以上,实现了红土镍矿中有价组分的高效分离和浸出介质的循环利用。     

Exploring process options to enhance metal dissolution in bioleaching of Indian Ocean nodules

Polymetallic Indian Ocean nodules offer a lucrative resource for valuable strategic metals such as Cu, Co and Ni. A novel bioleaching process using cell‐free spent growth medium from a fully‐grown culture of a marine organism isolated from the nodules (Bacillus M1) dissolved about 45% Co, and 25% Cu and Ni at a the pH of 8.2 in 4 h. To enhance metal dissolution, different modifications in the bioleaching process, such as increasing the pH of the spent growth medium, carrying out leaching in multiple steps, and introducing organic reductant in the leach pulp, were investigated in this study. Increasing the initial pH of the spent growth medium to above 12 resulted in a 25–30% increase in dissolution of Cu, Co and Ni. The pK_a value for the spent growth medium was observed to be in the range of 11.5–12.5. UV‐visible spectroscopy of the growth medium at pH values above 10.0 suggested a change in the structure of complexing phenolic substances present therein. A four‐step leaching process using the spent growth medium, each step lasting for about 4 h, was able to bring around 60% Cu and Ni and 85% Co in solution. About 85% Co, 90% Cu and 60% Ni were dissolved in two‐stage leaching, in which the bioleached residue was treated with the spent growth medium from Acidithiobacillus thiooxidans in the second cycle. The effects of concentration of starch (0.1–10%) as an organic reductant to the spent growth medium were also studied. The dissolution of Cu, Co and Ni stabilized at about 80–85% at a starch concentration of 3% and did not increase much thereafter. Copyright © 2004 Society of Chemical Industry     

Cu(II)-Glu2——CO32——H2O体系热力学平衡分析

以L-谷氨酸一钠作为浸出剂浸出低品位氧化铜矿的常见铜形态?碱式碳酸铜,根据配位化学理论,研究了Cu(II)-Glu2--CO32--H2O体系中Cu(II)的配合平衡热力学,并绘制了L-谷氨酸一钠浓度0~3 mol/L和pH 5~14内的热力学平衡图,研究了L-谷氨酸一钠浓度、pH和游离CO32-浓度对L-谷氨酸一钠浸出碱式碳酸铜的影响,并对热力学计算结果进行了实验验证. 结果表明,铜离子浓度理论计算值与实验值相对误差的绝对平均值为5.32%,所选数据的准确性较好,同时也说明用谷氨酸一钠浸出低品位氧化铜矿是可行的.