锌粉置换镓锗渣高压酸浸的浸出机理

研究锌粉置换镓锗渣的高压酸浸过程,考察硫酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度、助浸剂种类和添加量对Ga、Ge浸出率以及浸出渣过滤性能的影响。结果表明:增加硫酸浓度有利于Ga、Ge的浸出,但硫酸浓度超过156 g/L后,反而不利于Ge的浸出。浸出时间和温度对Ga、Ge浸出率影响较小,但增加浸出时间或提高反应温度均有利于改善浸出渣的过滤性能。添加硝酸钠或硝酸钙均可促进Ga、Ge的浸出,且硝酸钙的添加还可改善浸出渣的过滤性能。在硫酸浓度156 g/L、助浸剂硝酸钙60 g/L、液固比8、浸出温度150℃下浸出3 h,Ga、Ge浸出率可分别达到98%和94%以上,且浸出料浆过滤速度较常压酸浸时的提高近20倍。     

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。     

锌粉置换镓锗渣硫酸浸出过程

考察锌粉置换镓锗渣硫酸浸出中,硫酸浓度、温度、液固比、浸出时间和添加剂对Ga、Ge浸出率及浸出渣过滤性能的影响,揭示添加硝酸钠和十二烷基磺酸钠促进浸出过程的作用机理。结果表明:浸出液中添加适量硝酸钠或十二烷基磺酸钠,均可促进Ga、Ge浸出;此外,十二烷基磺酸钠还可改善浸出渣的过滤性能。添加剂的作用机理为硝酸根能使Ga、Ge单质及其硫化物氧化,从而促进Ga、Ge浸出;十二烷基磺酸钠则通过促进溶液中硅胶的絮凝,减少其对Ga、Ge的吸附,同时,使浸出渣的过滤性能得以改善。在温度为90℃、液固比为10 m L/g、搅拌速度为300 r/min、浸出时间为4 h、硫酸浓度为156 g/L、硝酸钠浓度为52.29 g/L、十二烷基磺酸钠浓度为20.5 g/L的条件下,Ga和Ge的浸出率可分别达到97.01%和90.45%,浸出料浆过滤速度由未添加十二烷基磺酸钠时的0.48 m L/min提高到30.65 m L/min。     

难冶金精矿烟尘中铁砷碳的脱除对氰化浸金的影响

以难冶金精矿烟尘为原料,研究了氢氧化钠浸出、硫酸浸出以及硫酸与氢氧化钠联合浸出对烟尘中砷、铁和碳脱除及氰化浸金的影响。结果表明:在氢氧化钠浓度为6mol/L时,砷、碳脱除率分别为99.66%和60.63%,金浸出率为58.90%,较直接氰化浸出仅提高4.60%,砷的有效去除不能有效提高金的浸出率。在硫酸质量分数为15%时,铁、砷和碳脱除率分别为33.65%、80.38%和12.59%,金的浸出率为80.40%,与氢氧化钠浸出相比,硫酸浸出解离铁能有效提高金的浸出率。烟尘分别经过质量分数为15%硫酸浸出后氰化浸金,两次2 mol/L氢氧化钠浸出和氰化浸金后,烟尘中铁、砷和碳的总脱除率分别为33.65%、95.63%和79.60%,渣率为80.33%。此时,金的总浸出率为91.90%,氰化渣中金的含量为3.31g/t。与烟尘直接氰化浸出相比金的浸出率提高37.60%。     

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。     

复杂铜铅锌银混合精矿两段逆流氧压浸出工艺

通过对呷村铜铅锌银多金属混合精矿的矿物分析可知,铅、锌主要赋存于方铅矿、闪锌矿中,而大部分铜、银均为难浸出的黝铜矿所载.采用两段逆流氧压浸出工艺进行处理该矿,条件试验研究得出一、二段最佳浸出条件分别为硫酸浓度150 g/L、液固比3:1、反应温度135℃、氧分压O.75 MPa、浸出时间2.0 h;硫酸浓度80 g/L、液固比3:1、反应温度180℃、氧分压1.0 MPa、浸出时间2.5 h.9轮扩大验证循环浸出试验运行顺利,Cu和Zn的平均两段总浸出率分别为93.23%和99.47%,而杂质元素Fe和As的浸出率仅15.77%和6.9%,元素硫的硫磺转化率为54.26%.Pb和Ag大部分转化为铅矾、铅铁矾和硫化银而留在浸出渣中,铜锌与铅银彻底分离.     

铟的还原浸出动力学及分步沉淀选择性分离（英文）

开展硫化锌精矿还原浸出高铁锌浸出渣高效浸铟及浸出液中铟选择性分离的研究。结果表明：在固体物料粒度74～105μm、反应温度90℃、浸出时间300 min、硫酸浓度1.4 mol/L的条件下,铟的浸出率达95%以上。采用收缩核模型对还原浸出动力学进行分析,不同条件下的浸出实验结果表明反应受穿过固体产物层的扩散控制,活化能为17.96 k J/mol,相对于硫酸浓度的反应级数为2.41。铁粉置换沉铜过程铜和砷的沉淀率均达99%以上。98%以上的铟从含高亚铁离子浓度的硫酸锌溶液中选择性分离,获得铟含量约为2.4%的富铟渣,经酸浸-萃取-电积工艺流程进一步处理后可得到纯铟。     

氰渣综合利用提取金银的试验研究

通过正交试验详细考察了矿浆浓度、硫酸过剩系数、反应温度和反应时间等因素对氰渣浸铁率的影响.结果表明矿浆浓度为35%、硫酸过剩系数为1.3、反应温度为100℃、反应时间为2.5 h的试验条件下,铁的浸出率最高,可达97.80%.对比氰渣和浸铁渣金、银的氰化浸出效果发现氰渣再氰化金、银的浸出率分别为5%和10%,而浸铁渣再氰化金、银的浸出率则分别高达87%和80%,因此氰渣浸铁再氰化是提高金、银回收率的有效途径之一.     

混合酸溶液浸出刚玉烟尘灰中的镓（英文）

为了从高硅含量的刚玉冶炼烟尘中提取镓,提出一种硫酸与氢氟酸混合酸溶液浸出的方法,并对浸出过程的各项实验参数进行优化。结果显示,当单独使用硫酸作为浸出剂时,刚玉烟尘中镓的浸出率仅为38%。从刚玉烟尘灰的微区成分分析结果中可知,烟尘中的富硅相镓含量较高;这部分镓无法溶入硫酸溶液。氢氟酸的加入对二氧化硅产生侵蚀,从而显著提高了刚玉烟尘灰中镓的浸出率。研究反应时间、温度、氢氟酸浓度和硫酸浓度对镓浸出率的影响。结果表明,在最佳浸出条件下,烟尘中镓的浸出率可达到91%。最佳的浸出参数如下:反应时间4 h、反应温度80°C、混合酸溶液中硫酸浓度1.5 mol/L、氢氟酸浓度6.4 mol/L和液固比5:1 (mL/g)。     

含砷钴镍渣中砷提取与砷盐制备的资源化利用(英文)

对某厂硫酸锌溶液砷盐净化工艺产生的含砷钴镍渣进行砷提取与资源化利用研究。基于含砷钴镍渣中砷的存在形态并利用砷的两性特性,考察碱介质氧压浸出砷的方法,确定并优化氧气气氛下碱介质浸出砷的最佳条件。结果表明,在溶出温度140℃、碱介质NaOH浓度150 g/L、氧压0.5 MPa、液固比5∶1的条件下,砷的浸出率达到99.14%。根据As_2O_5、ZnO和PbO在NaOH溶液中的溶解特性,提出采用富砷浸出液直接冷却结晶分离获得砷酸钠晶体的砷分离-碱介质循环的方法,且富砷浸出液直接在25℃下的结晶率达88.9%;根据氧化还原电位,将砷酸钠晶体溶解获得的溶液直接采用SO_2气体进行还原来制备三价砷盐,在一定条件下砷的还原率达92%,从还原液可制得正八面体结构的As_2O_3晶体循环或将还原液直接循环回用于硫酸锌溶液砷盐的净化系统。利用含砷钴镍渣中砷的氧压碱介质浸出-浸出液冷却结晶—砷酸钠溶液SO_2气体还原-As_2O_3晶体制备的技术路线可实现含砷钴镍渣中砷的提取与资源化利用。     

H2SO4分解铁-FeCl3浸出焙烧金精矿中金

采用硫酸分解焙烧金精矿,金从黄铁矿中解离的同时金得到了富集,可采用氯化铁溶液非氰浸出金。研究了硫酸浓度及过量系数、分解温度对铁分解率的影响,优化工艺条件为,焙烧温度180 ℃,反应时间90 min,硫酸过量系数1.2,在此条件下,铁分解率为92.14%,金含量从原来的51.7 g/t提高到106.1 g/t;研究了反应温度、液固比对氯化铁溶液浸出硫酸浸出渣中金的影响,优化浸出条件为,液固比1.5,80 ℃浸出90 min,在此条件下,金浸出率96.8%。     

某难处理金精矿热压预氧化-氰化浸金实验

对某难处理金精矿进行了热压预氧化-氰化浸金实验,探讨热压预氧化温度、时间、氧化分压和矿浆浓度对金浸出率和氰化钠耗量的影响。结果表明,在粒度-44μm占90.74%、温度220℃、矿浆浓度25%、氧分压0.8 MPa和转速750 r/min条件下预氧化2.5 h,砷主要以稳定的结晶状砷酸铁或者臭葱石形式被固定在氧化渣中;预氧化渣在矿浆浓度33%、pH=10~11、初始氰化钠浓度0.3%和活性炭浓度25 g/L条件下氰化浸出24 h,与金精矿直接氰化相比,浸出率由11.21%提高至95.75%,氰化钠耗量从46.99 kg/t降低至1.36 kg/t。     

二氧化硫还原分解铁酸锌及锌浸渣工艺

锌冶炼浸出渣中锌主要以铁酸锌的形式存在,针对锌浸渣中铁酸锌难于分解的问题,以铁酸锌作为研究对象,研究二氧化硫作用下铁酸锌中锌的溶出和Fe(Ⅲ)的还原行为。考察初始硫酸浓度、液固比、二氧化硫通入量、反应时间、反应温度对二氧化硫还原分解铁酸锌行为的影响。结果表明:最佳反应条件如下,初始硫酸浓度120 g/L、液固比11:1、二氧化硫通入量0.41×10~(-2)mol/g、反应时间120 min、反应温度105℃。在最佳反应条件下,对锌浸渣开展还原浸出实验,锌的浸出率能达到99%以上,Fe(Ⅲ)的还原率能达到98%。通过ICP-MS和XRD分析表明,锌浸渣中的铁酸锌完全分解,还原浸出渣的主要成分为锌和铅,分别以ZnS和PbSO_4的形式存在。     

采用复合盐沉淀法从含砷废水中回收三氧化二砷及复合盐的循环利用

采用复合盐沉淀法处理含砷废水,研究了钙砷比、铜砷比、铁砷比、锌砷比对砷脱除率的影响,并以硫酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度为考察因素,对含砷沉淀渣进行浸出,从浸出液中回收三氧化二砷,同时回用脱砷后母液。结果表明:在n(Ca)/n(As)=1.05、n(Cu)/n(As)=0.45、n(Fe)/n(As)=1.20、n(Zn)/n(As)=1.20的复合盐配比下,处理初始As(Ⅲ)浓度为0.05～9.76 g/L含砷废水时,砷残留浓度均低于14 mg/L,通过增加复合盐用量进行二次脱砷沉淀,滤液中铜、锌、砷浓度在《污水综合排放标准》(GB8978—1996)范围内。在液固比(mL:g)为3:1、浸出时间为0.5 h、浸出温度为25℃、硫酸浓度0.87 mol/L条件下对含砷渣进行浸出,并回收三氧化二砷,可使砷回收率达到72.38%。将回收后母液回用处理初始As(Ⅲ)浓度为50mg/L的含砷废水,可使砷脱除率达83.65%,复合盐利用率可达80%以上,具有生态与经济双重效益。     

氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺

以氰化尾渣为原料,采用还原焙烧酸浸工艺对其进行处理。当还原温度为850℃、加入煤粉质量为氰化尾渣质量的13%、还原时间为100 min时,对氰化尾渣进行还原,氰化尾渣中Fe2O3转化为Fe3O4或FeO。还原后采用硫酸浸出,当硫酸浓度为50%、硫酸用量系数为1.2、反应温度为105℃、反应时间为3 h时,铁的浸出率达到93.66%。还原焙烧渣在600℃氧化焙烧2 h经过脱碳后氰化浸金,当氰化钠用量为4 kg/t、反应时间为28 h、液固比为2:1时,金的浸出率达到92.4%。经过还原焙烧、硫酸浸出、氧化焙烧及氰化浸金,氰化尾渣渣量减少了38.8%。     

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。     

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。     

氧压酸浸处理锌焙砂中浸渣的新工艺研究

锌焙砂一般采用中性-低酸-高酸三段浸出工序,该工艺在酸浸出中浸渣的过程中,铁也大量浸出进入到溶液中,加重了净化电积前除铁的负担。通过将传统锌湿法冶金工艺与氧压酸浸新工艺相结合,研究了氧压酸浸处理中浸渣的氧气压力、硫酸浓度、温度、浸出时间、粒度、液固比和分散剂等相关因素的影响。实验结果表明该工艺不仅提高了锌的浸出率（〉98％）,降低了铁的浸出率（〈50％）,缩短了生产周期,降低了生产成本,具有良好的经济效益;而且还具有环境友好和资源利用率高等优点,实现了简化工艺和节能减排的目的,为工业化生产提供了参考．     

锌冶炼中浸渣锌还原浸出机制与动力学

以锌冶炼中浸渣为研究对象,研究中浸渣的化学成分及锌的存在形态,锌主要以铁酸锌形式存在。采用SO2做还原剂,研究温度、初始硫酸浓度、二氧化硫分压对锌浸出效率的影响,并分析中浸渣中锌还原浸出反应机制及动力学。结果表明:H+在锌还原浸出过程中起关键作用,锌还原浸出反应活化能为31.67 k J/mol,为化学反应控制;SO2做还原剂时,反应时间、液固比及初始酸度均大幅降低。反应最佳工艺条件:初始硫酸浓度80 g/L、温度95℃、液固比(L/S)10 m L/g、二氧化硫分压200 k Pa、反应时间120 min。该工艺条件下,中浸渣中锌浸出率达99%以上。XRD和ICP分析表明:中浸渣中铁酸锌分解,硫化锌在该反应条件下未完全浸出,还原浸出渣中主要化学成分为铅和锌,主要物相为Pb SO4和Zn S。     

富铅锑含砷烟尘中砷的选择性脱除（英文）

开展碱性体系选择性脱除富铅锑含砷烟尘中砷的研究,分别考察Na OH浓度、温度、浸出时间、液固比、元素硫对砷、锑、铅溶解的影响。结果表明,砷浸出过程中,元素硫的存在可以有效抑制铅和锑浸出。原料中的Sb_2O_3、As_2O_3和Pb_5(As O_4)_3OH转化为NaSb(OH)_6和PbS,存在于渣中,砷以砷(Ⅲ)或砷(Ⅴ)离子的形式溶于浸出液中。在最优条件下,砷的浸出效率可达99.84%;97.82%锑和99.97%铅留在渣中,浸出渣中砷的含量低于0.1%。提出一种氢氧化钠体系添加元素硫在选择性脱除含砷烟尘中砷后潜在回收铅、锑的新途径。