常压湿法提纯工业硅试验研究

分析了工业硅的杂质元素组成及物相结构,发现存在大量杂质元素Fe、Al,并产生了偏析现象。根据工业硅中Fe、Al杂质存在特点,选择常压酸浸法进行除杂试验。考察了在常压条件下通过浸出溶剂选择、硅的粒度控制、浸出温度、浸出时间、液固比等因素对冶金级硅中Fe、Al杂质去除的影响。通过试验,确定盐酸为浸出溶剂,浓度6 mol/L,硅的粒度控制在50μm,液固比采用2∶1,浸出温度60℃,浸出时间为3天,对Fe、Al杂质去除的效果比较好。     

从细菌浸出角度探讨生物冶金制备超高纯阴极铜的技术潜力

从热力学、电化学、溶液化学等方面,研究和探讨了细菌浸铜溶液体系中杂质的行为。结果表明,细菌浸出条件下,由于铜浸出体系酸度低、细菌的选择性浸出以及溶液化学行为,影响阴极铜质量的杂质在细菌浸出液中含量低。细菌浸出为萃取—电积制备超高纯阴极铜奠定了良好的基础。     

含钛料浸出除杂过程中的改性剂研究

研究了一种新型的改性剂,可以将其应用于微波加热含钛料除钙镁等杂质制取高品质富钛料的浸出过程,并进行了系统的条件实验.实验结果表明,在浸出过程中加入改性剂可大幅度提高杂质的浸出率,钙的浸出率可达到96.96%,镁的浸出率为99.79%,全铁的浸出率为93.05%.实验优化结果：选择改性剂B,其用量为10%,浸出时间为90 min,富钛料的品位可达到94.89%.     

离子型稀土矿浸出过程主要物质浸出规律研究

采用柱浸法研究硫酸铵浸取离子型稀土矿过程中水、稀土、硫酸铵及其他杂质离子的浸出规律. 研究表明,离子型稀土矿矿土对水有较强的吸附能力,浸矿后,矿土的含水率由17.74 %增加到33.7 %.浸出过程中,稀土浸出率可达99.98 %,杂质中Al3+浸出量比较大,SiO₃2-浸出量较小,而Fe3+几乎不浸出,各离子的浸出先后顺序为:SiO₃2-、RE3+、Al3+、Fe3+,杂质Al3+的浸出略滞后于稀土的浸出. Al3+、Fe3+浓度达到峰值时,pH值最低,随着浸矿剂和顶水的加入,浸出液的pH值开始上升,直至达到硫酸铵溶液的pH值和顶水的pH值.      

软锰矿中的杂质对烧结烟气脱硫的影响

研究了用软锰矿从烧结烟气中脱硫,考察了软锰矿中的杂质对烟气脱硫及锰浸出的影响。试验结果表明:软锰矿中的钙、镁杂质对烟气脱硫率及锰浸出率影响较大,而铁、硅、铝杂质的影响较小;低品位软锰矿可用于从烧结烟气中脱除硫。     

柿竹园钨细泥碳酸钠分解过程抑制杂质浸出的研究

以柿竹园钨细泥为原料进行了碳酸钠分解过程添加镁盐、铝盐等抑制杂质浸出的研究。在不影响钨分解率的情况下，添加２％的镁盐可有效地抑制硅等杂质的浸出，使硅的浸出率降至０７４％以下。     

石煤钒矿焙砂加压碱浸试验

针对目前采用"焙烧—碱浸提钒"工艺从石煤钒矿中提取钒存在碱消耗大、浸出时间长和浸出液杂质含量高等问题,研究采用高压碱浸法浸出石煤钒矿焙砂。试验考察碱用量、液固比、浸出时间、循环浸出等因素对钒浸出率的影响。结果表明,在NaOH用量为矿重的3.5%,液固比为1.5∶1,180℃下,2 h浸出,钒的浸出率达到86%,浸出液中钒硅质量浓度比为0.65,浸出液pH值约为12.1。高压碱性浸出具有钒浸出率高,杂质浸出率低等优点,为石煤提钒提供了一个新的途径。     

人造金红石制备过程的浸出动力学

研究了钛渣杂质浸出过程的动力学,利用未反应核收缩模型描述了反应过程.实验结果表明:杂质的浸出过程属于化学反应控制,浸出过程的表观活化能为43.52 kJ/mol.通过X射线衍射和扫描电镜分析了渣样的物相组成和显微形貌,改性渣中只含有金红石相和玻璃相,相比较改性前更加简单,有利于分离过程.     

钼精矿中有害杂质的氯化浸出

本文叙述了氯化浸出除去钼精矿中杂质工艺,由于杂质的去除,浸后精矿的品位可以提高0.5～1.0％     

从高镍锍中选择性回收镍的试验研究

高镍锍-硫酸选择性浸出工艺包括常压浸出和加压浸出.通过浸出,Ni、Co转入溶液而Fe、Cu等杂质富集在浸出渣中.与镍同时浸出的钴用Cyanex272溶剂萃取分离或用黑镍去除,最终得到纯净的硫酸镍溶液,可用于生产硫酸镍或电积镍.     

从湿法炼锌渣中回收银和硫

研究了用二甲苯浸出—焙烧—硫酸浸出杂质—氰化浸出银工艺从湿法炼锌渣中回收硫和银。试验结果表明:在反应温度95℃、反应时间15min、液固体积质量比5∶1条件下用二甲苯浸出,硫浸出率为96.40%;分硫渣中加入1%氢氧化钠,在630℃下焙烧2h,然后用硫酸浸出锌、铁等杂质,控制液固体积质量比为4∶1,pH为1.0,反应温度为95℃,反应时间为3h;之后对硫酸浸出渣氰化浸出银,体系pH控制在9.5~11.5之间,液固体积质量比为3∶1,氰化钠质量浓度2.0g/L,浸出时间24h,银回收率为78.5%。     

某离子型稀土矿浸出试验

以中国南方地区某离子型稀土矿为研究对象,采用搅拌浸出和柱浸的方式,研究不同条件下矿样中稀土及杂质元素的浸出情况,为离子型稀土矿产资源的绿色高效开采提供参考。结果表明,浸出液固比对离子相稀土浸出率影响较大,浸出时间影响较小,离子相稀土浸出过程时间短,反应迅速;柱浸过程中离子相稀土流出速率最快,达到平衡时间短,杂质元素前期浸出浓度高,后续拖尾严重;离子相稀土浸出率随着样品深度的增加不断降低,符合南方离子型稀土成矿规律;硫酸铵浸出过程中铵根离子损失量较大,最低损失率超过11.31%,硫酸根不参与金属离子的交换反应过程,回收率最高可达99.22%。     

浸出母液后处理工艺影响稀土回收率和产品质量因素研究

离子型稀土矿浸出母液后处理过程中,除杂会导致部分稀土随同杂质沉淀进入除杂渣、沉淀分离不完全会导致部分稀土仍然以溶液状态残留在沉淀上清液中,造成后处理过程的稀土化学损失;除杂过程杂质离子沉淀不完全或不生成沉淀而仍以离子形态存在于稀土溶液中,沉淀过程除杂后净化母液中的一些残留杂质与稀土离子共同沉淀,会造成沉淀分离后的稀土矿产品含有杂质。本文研究了某火山岩型离子型稀土矿浸出母液后处理过程影响稀土回收率和产品质量的因素,并提出了浸出母液后处理提高稀土回收率和产品质量的措施。     

焙烧制度对稀土精矿中铁、铝等杂质浸出行为的影响

以来自赣南某稀土冶炼企业的离子型稀土精矿为原料,应用电感耦合等离子体发射光谱仪、X射线衍射分析技术等手段,考察了焙烧温度、焙烧气氛对稀土精矿中铁、铝等杂质元素浸出的影响规律,并揭示了其作用机制。结果表明:氧化焙烧能降低铁、铝等杂质元素的浸出,特别是当焙烧温度超过1 300 ℃后,铁、铝浸出率不足5%,而还原焙烧不利于铁、铝等杂质固化,这是由于在氧化焙烧条件下,稀土精矿中铁、铝、硅等元素由易溶解的非晶物相转化为难溶的结晶物相,使得铁、铝等杂质多以含铝多元硅酸盐的形式被固化,从而抑制了铁、铝的浸出。无论是氧化焙烧,还是还原焙烧,在实验所考察范围内,焙烧温度对稀土浸出率影响不大。      

碱法热球磨分解白钨细泥的研究

本文研究了碱法热球磨分解白钨细泥的条件和杂质行为。结果表明,处理含WO_3 33～46％的白钨细泥,在碱用量为理论量2.5～3.0倍、155℃左右、1.5h下,分解率可达98.0～99.3％。分解过程中杂质浸出率远低于经典工艺,并通过实验查明了杂质浸出率低的原因。     

碱法热球磨分解白钨细泥的研究

本文研究了碱法热球磨分解白钨细泥过程的条件和杂质行为。试验结果表明,处理含WO_333～46％的白钨细泥,在碱用量为理论量2.5～3.0倍,分解温度155℃左右、保温1.5小时下,分解率可达98.0～99.3％。同时,分解过程中杂质浸出率远低于经典工艺,并通过试验查明了分解过程杂质浸出率低的原因。     

加入助浸剂提取难浸银精粉中银的研究

对于含杂质比较多的难浸银精粉 ,采用助浸剂浸出 ,银浸出率可由常规方法的 6 0 %提高到 85 %以上 ,浸出周期由常规的 4 8～ 72h缩短至 2 4～ 36h。     

某低品位复杂稀土精矿中提取稀土的研究

对某低品位复杂稀土精矿采用传统的浓硫酸低温焙烧工艺,可以较好的浸出稀土和铍,浸出率分别达到95%和90%以上,但钽、铌浸出率只能达到40%左右;采用添加活化剂后,可使钽铌的浸出率提高到80%,同时稀土和铍的浸出率也分别达到97%和99%;将水浸液采用添加草酸沉淀稀土,经过煅烧后成稀土氧化物后稀土总量达到86%,将稀土氧化物采用盐酸溶解后,通过调整pH值,除去部分杂质,采用碳铵沉淀稀土,得到碳酸稀土,非稀土杂质小于2%.     

含硅酸锌矿类锌资源利用现状

从硅酸锌物化性质的角度,总结分析了国内外含硅酸锌矿类锌资源利用现状,使用单一火法处理还原效率低,能耗高。强酸强碱浸出液浓度高,在浸出锌的过程中大量杂质也被同时浸出,对后续提锌除杂不利。氧化锌在氨浸提锌的过程中,杂质很少被浸出,根据氨对氧化锌这一选择性浸出特性,为提高锌资源中硅酸锌的利用率,建议采取焙烧矿相转化的方式先将硅酸锌矿转化为氧化锌物相,然后采用氨法浸出提取锌的技术路线,并对该技术路线需要开展的主要研究工作进行了分析。     

加压浸出脱除工业硅中杂质铝的研究

分析了杂质Al元素在工业硅中的存在形式,并采用加压浸出方法对其进行有效去除。比较了盐酸浓度、反应温度、反应压强、液固比、硅粉颗粒粒度、反应时间等因素对杂质Al脱除效率的影响。实验结果表明,加压浸出过程的较佳反应条件为盐酸浓度4 mol.L-1,反应温度150～160℃,反应压强1.5～1.6 MPa,硅粉最大颗粒尺寸为50μm,液固比:4∶1,反应时间2 h,在此反应条件下,杂质Al的去除效率达到75%,重现性实验研究表明加压浸出处理后的工业硅中杂质Al的残余量小于3×10-4。