石煤提钒浸出工艺研究

主要针对目前石煤浸出率低、能耗高及酸浸耗酸量大的问题，对料水质量比、浸出次数、pH和浸出时间等条件进行了研究，通过正交试验确定了石煤提钒浸出阶段的两条冷水浸出新工艺，浸出率可达94．46％，硫酸用量为质量分数0．4％，得到了较高的浸出率，降低了能耗，而且硫酸用量很少，这对实际生产具有重要意义。     

硫酸直接浸出磷石膏中稀土元素的研究

为弄清磷石膏（PG）中低含量稀土元素（REE）的浸出规律及磷石膏浸出后品质的改善情况，通过实验研究了用硫酸直接浸出磷石膏中REE的过程动力学及磷石膏物相的变化。研究结果发现，REE浸出率随浸出温度升高先降低后增加、随液固比增大不断增加、随硫酸浓度增大先增加后降低。在25℃下总浸出率较高，可达25%；其中La的浸出率最高，Pr的浸出率最低。REE浸出率在0～20 min内快速增加，随后趋于平缓，整个浸出过程动力学受灰层扩散控制。伴随着REE浸出的同时，石膏表面发生溶解，在溶液过饱和时重结晶形成脱水相的针状CaSO4细晶，而石膏的体相整体形貌变化较小，导致REE浸出率偏低。酸浸后样品粒径小于10μm的颗粒占14.90%，较原样增加了5.16%，磷石膏粒径变小、杂质减少。研究结果可为磷石膏的综合利用提供参考。     

响应面法优化酒石酸还原浸出电解锰阳极渣工艺

以湘西某电解锰厂的电解锰阳极渣为原料、酒石酸为还原剂、硫酸为助浸剂湿法还原浸出阳极渣中的锰并富集铅。通过单因素实验并基于响应曲面法BBD模型对浸出工艺进行了优化。设定浸出温度、液固比、硫酸浓度、酒石酸用量4个影响因子，锰浸出率为响应值，考察优化得到最佳浸出条件及独立因素对锰浸出率的影响程度。结果表明：最佳浸出工艺条件为浸出温度为80℃、硫酸浓度为3.7 mol/L、液固体积质量比（mL/g）为3.5、酒石酸用量为1.5 g（理论用量的1.1倍）、浸出时间为1 h，该条件下锰浸出率为98.27%，铅浸出率为0.16%。对阳极渣中锰浸出率的影响效果由大到小依次为：硫酸浓度、液固比、浸出温度、酒石酸用量、浸出时间。对浸出液和浸出渣进行表征分析，探讨了其反应机理。用酒石酸还原浸出富集阳极渣中的锰、铅，具有无二次污染、反应时间短、浸出率较高、锰铅分离效果较好等特点。该研究能够为电解锰阳极渣的资源化利用提供理论依据。     

微生物浸出法回收硫酸渣中铜、锌的研究

某硫酸厂硫酸渣中铜、锌含量较高，采用氧化亚铁硫杆菌浸出，铜、锌的浸出率达到91％以上,驯化菌种可进一步提高金属浸出率。     

超声波强化HCl-NaCl浸出高铅锑吹渣

对高铅锑吹渣进行HCl-NaCl常规浸出，并在其最佳工艺条件下引入超声波强化浸出. 实验表明，超声波强化浸出15 min，Sb的浸出率可达到常规浸出45 min的值. 超声波强化浸出高铅锑吹渣可大大提高Sb, Pb的浸出速率，缩短浸出时间. 超声波功率增大，浸出率提高. 在浸出率相同时，高功率比低功率的超声波强化浸出所需的时间少. 但由于Sb, Pb的最大浸出率是由其物相组成决定的，超声的能量并没有为常规下不能发生的反应开辟新的化学反应通道，因而Sb, Pb的最大浸出率与超声场的引入几乎无关.     

富铁菌液浸出硫化铜精矿中砷的实验初探

以含砷2.5%的硫化铜精矿为原料，采用含Fe浓度较高的细菌驯化后液为浸出剂浸出矿中的As、Cu元素，研究了浸出过程中浸出剂pH值、精矿粒度、初始Fe3+浓度、液固比、温度、时间、细菌生长情况等因素对浸出率的影响. 结果表明，精矿粒度范围50~75 mm、浸出剂的初始Fe3+浓度5.0~30.0 g/L、液固比20:1~30:1、浸出时间10 d左右、体系初始pH值1.5左右、温度30℃时，浸出效果较好，As与Cu2+的最高浸出率分别达到52.16%和30%；通过含菌和纯化学氧化的对比浸出实验，发现细菌的存在改善了浸出效果，提高了浸出率.     

硫酸浸出锌焙砂的工艺研究

针对低浓度硫酸对锌焙砂浸出率低、固液分离困难的实际，进行了理论分析。利用正交实验所确定的浓酸浸出条件，有效地改善了缩短了固液分离的性能与浸出时间。特别是对焙烧质量差的锌焙砂，可以明显的提高锌的浸出率。     

响应曲面法多目标优化铜冶炼渣氧压选择性浸出工艺

采用响应曲面法的中心组合设计原理，建立浸出温度、硫酸浓度及液固比及三者之间交互作用对选择性浸出率与矿浆过滤速率的多元二次回归方程，并使用自适应权重粒子群算法对铜冶炼渣氧压硫酸选择性浸出工艺进行多目标优化。结果表明：浸出温度、硫酸浓度和液固比均是影响浸出率和过滤速率的主要因素，各响应因素间存在交互效应，且选择性浸出率与矿浆过滤速率在最佳条件上存在差异。优化后的选择性浸出率和矿浆过滤速率最佳的工艺条件为：温度为204.1℃、硫酸浓度为0.46mol/L、液固比为6.9mL/g，此条件下选择性浸出率为96.95%，过滤速率为399.42L/(m²?h)，与验证实验中平均选择性浸出率、平均过滤速率分别为96.57%，398L/(m²?h)相比，偏差较小，预测值与验证实际值吻合好，表明模型选择准确，优化方案可信。     

工艺参数对碲渣中选择性分离回收碲浸出率的影响研究

以铋电解阳极泥经火法处理产生的碲渣为研究对象,采用水浸-酸浸二段浸出工艺,研究不同浸出温度、浸出时间、液固比及HCl浓度等参数下的碲浸出率,分析工艺参数对碲浸出率的影响。结果表明:水浸工艺下碲浸出率随着液固比、浸出温度和浸出时间的增加逐渐增大,水浸最佳条件为液固比4∶1、水浸温度55℃、浸出时间1 h,碲浸出率为67.2%;水浸渣酸浸工艺下碲浸出率随着液固比、浸出温度、浸出时间及HCl浓度的增加不断增大,水浸渣酸浸的最佳条件为液固比5∶1、浸出温度60℃、浸出时间4 h、浓度6 mol·L-1,碲浸出率为99.83%。采用水浸-酸浸二段浸出工艺,可以有效提高碲浸出率。     

超声波强化硫脲提金的研究

本文研究了用超声波强化硫脲提金的浸出工艺，与常规的浸出比较，结果发现用超声波能强化浸出过程：不仅大大缩短了浸出时间，提高了浸出率，减少溶剂消耗；而且可降低浸出过程的表观活化能。     

从含锌废渣制备饲料级一水硫酸锌

介绍了利用硫酸浸取含锌废渣 ,通空气氧化除铁 ,加稍过量锌粉置换除铜镉 ,制备主含量≥ 98% ,杂质含量符合要求的饲料级一水硫酸锌的方法。其方法具有浸出时间短、操作方便、生产成本低、杂质去除率高等优点     

低品位氧化锌矿堆浸实验研究

对含锌11.49%的低品位氧化锌矿以自然粒度筑堆,堆高1 m,浓酸熟化、板结后,采用间歇式喷淋(1/3闲置),喷淋强度10~12 L/(m2×h),堆浸温度20~32℃,堆浸浸出液终点pH值控制在1.0~1.5,经过13周的堆浸后,2 t规模低品位氧化锌矿的锌堆浸浸出率大于93%. 堆浸渣石灰乳处理以消除其可能的环境污染. 低品位氧化锌矿堆浸浸出工艺在技术上是可行的.     

锌尾矿制取饲料级硫酸锌

采用浮选———酸浸湿法工艺处理锌尾矿，研究了浮选药剂的最佳配比。以湿法处理浮选得到的锌精矿（βｚｎ＝３６．５％，εｚｎ＝５６．７％）。可制得符合国标ＧＢ８２５１－８７的饲料级ＺｎＳＯ４·７Ｈ２Ｏ。     

氧化铅锌矿制活性氧化锌工艺研究

本文对以氧化铅锌矿原料,经硫酸浸出,净化除杂,碱锌合成及干燥煅烧等工序制活性氧化锌工艺进行了研究。该工艺锌回收率高,并可实现铅锌分离。     

Deep Purification of Zinc Ammoniacal Leaching Solution by Cementation with Zinc Dust

Deep purification of zinc ammoniacal leaching solution by cementation using zinc dust was studied.The effects of relative amount of metallic impurities,dosage of zinc dust,purification time,temperature,pH value and total ammonia concentration in the solution on the purification of the solution were investigated.The results indicate that total ammonia concentration in the solution had no effect on the purification,but relative amount of metallic impurities,dosage of zinc dust,purification time,temperature and pH value of the solution were the main factors influencing the purification.Keeping appropriate molar ratio of copper to cadmium or nickel to cadmium was beneficial to the cementation of cadmium.Nevertheless,the presence of cobalt went against the cementation of cadmium and cobalt.All metallic impurities could be decreased to acceptable levels under the optimized conditions of 2 g/L of zinc dust dosage,1 h of purification time,35℃,pH value 9.03 of zinc ammoniacal leaching solution.The deeply purified zinc ammoniacal solution obtained by one-stage purification meets the requirements of zinc electrowinning.     

锌浮渣制备活性氧化锌

利用熔锌浮渣制取活性氧化锌。实验表明熔锌浮渣经湿法硫酸浸出后,溶液经过除铁、铅、镉、铜等杂质后再用15%～20%的碳酸铵溶液沉淀锌,经烘干、煅烧可制取高纯度活性氧化锌。     

含铟氧化锌烟尘加压硫酸浸出工艺优化

对含铟氧化锌烟尘加压浸出进行正交实验及单因素实验,考察各因素对浸出的影响. 结果表明,各因素对铟浸出率的影响显著程度为初始硫酸浓度>液固比>压力>温度>时间,对锌浸出率为初始硫酸浓度>液固比>温度>时间>压力. 优化工艺条件为温度140℃,釜内压力0.6 MPa,时间90 min,液固比8 mL/g,初始硫酸浓度160 g/L,搅拌速率500 r/min. 该条件下锌和铟浸出率分别达99%和91%以上,锌与铟可同时高效浸出,浸出液残酸低,工艺稳定性好     

低品位氧化锌矿氨-碳酸氢铵浸出制备氧化锌工艺的研究

采用氨-碳酸氢铵溶液从低品位氧化锌矿中浸出制备氧化锌。研究结果表明,在氨水浓度7mol/L、碳酸氢铵浓度0.62mol/L、浸出温度50℃、氧化锌矿粉粒度为177μm、液固比5:1、浸出时间3h的条件下,锌一段浸出率为87.2%,经过二段浸出,锌总收率可提高至95.9%;浸出液采用足量锌粉还原除杂后,净化液中铜为0.51mg/L,铬为0.18mg/L,铅可降至0.10mg/L以下;净化液经过蒸氨和焙烧制得的氧化锌含量为99.53%(以氧化锌计)。该方法具有工艺简单、能耗低、浸出率较高、浸出过程对环境较友好等优点。     

回收锌制备氧化锌粉体的新工艺

回收含锌催化剂废料中的锌来制备氧化锌粉体。先用氯化铵浸取含锌催化剂,经过滤得到氯化锌溶液;滤液中加入碳酸氢铵反应得到白色沉淀,经过滤煅烧滤饼得到氧化锌粉体。单因素实验确定了制备氧化锌粉体的适宜工艺条件:浸出反应温度60℃,反应时间2 h,原料配比n(Zn2+)∶n(NH4+)=1∶2.2。滤液中加入的碳酸氢铵配料比n(Zn2+)∶n(NH4HCO3)=1∶2.3,反应时间1 h,抽滤得中间产物。中间产物煅烧温度为300℃,煅烧时间1 h。样品进行XRD表征,杂质峰比较少,与标准卡片参数基本一致,晶体结构较好。     

Deep Purification of Zinc Ammoniacal Leaching Solution

Deep purification of zinc ammoniacal leaching solution by cementation using zinc dust was studied. The effects of relative amount of metallic impurities, dosage of zinc dust, purification time, temperature, pH value and total ammonia concentration in the solution on the purification of the solution were investigated. The results indicate that total ammonia concentration in the solution had no effect on the purification, but relative amount of metallic impurities, dosage of zinc dust, purification time, temperature and pH value of the solution were the main factors influencing the purification. Keeping appropriate molar ratio of copper to cadmium or nickel to cadmium was beneficial to the cementation of cadmium. Nevertheless, the presence of cobalt went against the cementation of cadmium and cobalt. All metallic impurities could be decreased to acceptable levels under the optimized conditions of 2 g/L of zinc dust dosage, 1 h of purification time, 35℃, pH value 9.03 of zinc ammoniacal leaching solution. The deeply purified zinc ammoniacal solution obtained by one-stage purification meets the requirements of zinc electrowinning.