(CH_3)_3COOH-NaOH体系处理废弃电路板中焊锡技术

研究了在(CH_3)_3COOH-NaOH体系中,废弃电路板焊锡的锡和铅的分离富集行为。系统分析了反应温度、溶液组成、NaOH浓度、(CH_3)_3COOH滴加速度等因素对焊锡浸出效果的影响,得到最佳工艺参数如下:在溶液组成为85%的氢氧化钠与15%的(CH_3)_3COOH,反应温度为70℃条件下,当氢氧化钠溶液初始浓度为5mol/L,(CH_3)_3COOH滴加速度为2.4 mL/min,浸出时间为20 min时,锡的浸出率为96.21%,铅的浸出率为92.36%。往退锡后液中加入理论量1.5倍的Na_2S·9H_2O,铅的沉淀率为98.79%,可制得纯度为99.23%的PbS产品;往沉淀后液中加入理论量2.5倍的Ca(OH)_2,锡的沉淀率达到93.21%,热处理后可得到SnO_2产品,产品符合GB/T26013—2010标准。     

20CaO·13Al2O3·3MgO·3SiO2的合成与氧化铝的浸出性能

使用分析纯试剂配料,在1 500 ℃、保温1 h的条件下得到了四元化合物20CaO·13Al2O3·3MgO·3SiO2 (C20A13M3S3),研究了其氧化铝浸出性能,并通过XRD和SEM等分析了其在碳酸钠溶液中的作用机理.结果表明:C20A13M3S3具有一定的氧化铝浸出能力,其浸出率随着浸出时间的延长而提高,并在浸出2 h后达到最大值68.87%,低于同条件下12CaO·7Al2O3的氧化铝浸出率(92.78%);C20A13M3S3和Na2CO3反应的主要产物为NaAl(OH)4和CaCO3,并含有少量的Ca2SiO4和Mg(OH)2;生成的Ca2SiO4具有较高的活性,浸出2 h后,其分解率可达到19.35%.     

低品位软锰矿碱浸预脱硅-流化焙烧制备锰酸钠（英文）

采用低浓度碱浸对低品位软锰矿进行预脱硅处理,考察NaOH浓度、液固比、浸出温度、浸出时间及搅拌速率对硅浸出率的影响,研究碱浸过程动力学。结果表明:在NaOH起始浓度为20%、液固比为4:1、浸出温度为180°C、浸出时间为4h、搅拌速率为300r/min的条件下,硅浸出率达到91.2%。缩核模型表明,碱浸过程受化学表面反应控制,其表观反应活化能为53.31kJ/mol。通过正交试验对脱硅渣流化焙烧制备锰酸钠的条件进行优化,在硅浸出率为91.2%、NaOH/MnO_2质量比为3:1、焙烧温度为500°C、焙烧时间为4h的条件下,锰酸钠的转化率为89.7%,且锰酸钠转化率随硅浸出率的升高而增加。     

钢铁厂烧结机头灰中铅的配位浸出行为与综合回收

针对钢铁厂烧结机头灰中富含铅、铁、碳、钾、氯等多种有价元素的特点,根据氯离子与铅配位的特性,采用配位浸出的方式实现铅与铁、碳等元素的选择性分离回收。SEM-EDS、XRD等研究分析表明,烧结机头灰中铅主要以絮状的KPb2Cl5等物相吸附于铁氧化合物、硅铝酸盐和碳颗粒表面,铁主要以Fe2O3和Fe3O4物相存在。实验考察了溶液pH值、温度、氯离子浓度、浸出时间和液固比等因素对铅浸出率的影响。研究表明,在溶液pH值为3.0,浸出温度为80℃,氯离子浓度为6 mol/L,液固比(mL/g)为10:1,浸出时间为2 h的优化条件下,烧结机头灰中铅化合物与氯发生配位溶解反应生成PbCl2 i i-(i=1~4)等易溶解的络合离子,实现铅的浸出,铅浸出率为95.7%;而烧结机头灰中对钢铁冶炼有用的铁、碳、硅、铝等元素不被浸出,富集在浸出渣中,较好地实现了选择性浸出。浸出液中的铅经冷却结晶、洗涤纯化后,获得纯度为99%的氯化铅产品。     

梯级碱溶分步提取废弃电路板中有价金属

根据带元器件废弃电路板多金属料成分特点,采用梯级碱溶处理工艺,实现多金属料中有价金属选择性分离。该工艺由低碱浸出和高碱氧化浸出两级组成。第一段主要实现Al的选择性分离,最佳工艺条件:NaOH溶液浓度1.25 mol/L,与多金属料液固比为10:1,浸出温度30℃,浸出时间30 min;第二段主要实现Zn、Pb、Sn与Cu的选择性分离,最佳工艺条件:初始NaOH溶液浓度5mol/L,体系溶液(80%的碱溶液+20%的H_2O_2溶液)与低碱浸出渣液固比10:1,H2O2溶液滴加速度0.4 m L/min,浸出温度50℃,浸出时间60 min。在此优化工艺条件下,金属的浸出率依次为Al 91.25%,Zn 83.65%,Pb 79.26%,Sn 98.24%;此外,98%以上的Cu和100%的贵金属在高碱浸出渣中富集。     

含砷污酸资源化回收铜和砷的新工艺

以含砷污酸为原料,通过中和除杂-沉砷-洗涤-浸出-蒸发结晶-溶解制取三氧化二砷,实现含砷污酸的资源化。结果表明：将污酸中和至pH为2,使污酸的酸度降低;在中和液中加入硫酸铜,控制Cu和As的摩尔比为1.5：1,调节体系pH为8沉淀As,得到亚砷酸铜,As的沉淀率达到97.81%;通过洗涤除杂提高亚砷酸铜中As和Cu的含量;采用10%硫酸溶液,在液固比为5：1条件下浸出亚砷酸铜,所得溶液蒸发结晶得到三氧化二砷与硫酸铜的混合物;用水溶解该混合物后过滤得到硫酸铜溶液及符合 YS/T-99-1997As2O3-3号产品标准的三氧化二砷。     

煤系硫铁矿浮选尾矿热化学活化脱硅制备铝精矿

提出热活化脱硅技术处理某煤系硫铁矿浮选尾矿制备铝精矿,对制备氧化铝精矿的工艺制度及脱硅机理进行研究。结果表明:该尾矿适宜的热化学活化脱硅制度为活化焙烧温度1 150℃、焙烧时间15～20 min、碱浸溶硅温度125～140℃、溶出时间30 min、NaOH浓度140 g/L。在此条件下,对Al2O3和SiO2含量分别为46.22%和28.33%(质量分数)的硫铁矿浮选尾矿,焙砂SiO2溶出率达到71.91%,所得铝精矿中Al2O3含量达69.29%,铝硅比5.59。XRD结果表明:硫铁矿尾矿中伊利蒙脱石、高岭石和叶腊石等铝硅酸矿物在焙烧过程中活化分解生成无定形SiO2和少量莫来石,与此同时,一水硬铝石转变成α-Al2O3。在焙砂的碱浸过程中,无定形SiO2溶解于NaOH溶液被脱除,而α-Al2O3和莫来石不能溶解,同时生成的水合铝硅酸钠(Na8Al6Si6O24(OH)2(H2O)2)将导致SiO2溶出率降低。焙烧过程中尾矿中的黄铁矿转化为赤铁矿、锐钛矿部分转化成金红石,在碱浸过程中它们均不会溶解而进入铝精矿中。     

Ida~(2-)-H_2O体系中氧化锌矿的循环浸出低品位

采用亚氨基二乙酸盐体系循环浸出处理低品位氧化锌矿,浸出剂溶液经浸出-沉锌-沉钙处理后可实现浸出剂再生,再生后的浸出剂溶液按浸出-沉锌-沉钙批处理循环5次,综合考察各过程对再生浸出剂溶液浸锌效果的影响。结果表明:沉锌和沉钙过程可分别将溶液体系中与Ida2-配合的大量Zn2+和Ca2+脱除,达到恢复配体Ida2-活性的目的,再生后浸出剂溶液的浸锌效果与新鲜浸出剂溶液的相当;在循环浸出过程中,锌的平均浸出率为76.90%,理论可溶性锌的平均浸出率为93.8%。     

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%。     

用碱性Na_2EDTA溶液从次氧化锌烟灰中选择性回收铅(英文)

采用碱性Na2EDTA溶液从次氧化锌烟灰中回收铅。探讨温度、浸出时间、Na2EDTA浓度和起始NaOH浓度对铅、锌浸出率的影响。得到最优实验条件如下:液固比5:1 mL/g、搅拌速度650 r/min、Na2EDTA浓度0.12mol/L、NaOH初始浓度0.5 mol/L、温度70°C、浸出时间120 min。在最优实验条件下,铅、锌、氟和氯的平均浸出率分别为89.92%、0.94%、62.84%和90.02%。浸出液用于电沉积铅粉。在温度为60°C、电流密度为200A/m2、H3PO4浓度为1.5 g/L、铅离子浓度不低于5 g/L时,电沉积铅粉平均电流效率大约为93%,阴极铅纯度高于98%。电沉积1 kg铅粉大约消耗0.218 kg Na2EDTA和0.958 kW·h电能。     

Na3AlF6-Al2O3熔盐的Raman光谱和离子结构

基于测定的熔融冰晶石的Raman光谱和对散射系数的新理解,重新分析以前研究的942～1024℃的酸性NaF-AlF3熔盐中存在的不同离子团的含量。新的定量分析结果表明：对于分子比小于2的熔盐,AlF4-是含量最高的阴离子;当分子比为1.5时,其摩尔分数约为0.70;当分子比为2时,其摩尔分数为0.50。当分子比大于2.5时,AlF6^3-相对含量更高;当分子比为2.5时,其摩尔分数为0.45。然后,采用紫外Raman光谱法研究Na3AlF6-Al2O3熔盐的离子结构。研究结果表明：熔盐中存在八面体的AlF63-和四面体的AlF4^-,基团中的F-可能被O^2-部分取代。在Al2O3的质量分数大于4%的熔盐中存在具有大散射系数的Al2O2F4^2-。光谱中的波段随温度的升高发生蓝移。     

碱浸浮选法处理铝电解废旧阴极的工艺研究

通过对废旧阴极内衬的分析,采用碱浸浮选法对其进行处理,回收其中的有用成分,将有害物质分解从而保护环境。碱浸过程中,通过对碱用量、温度、反应时间和液固比这些单因素的分析,确定了最佳反应条件。炭的纯度提高到83.61%,回收了Na3AlF6和NaF;浮选实验有效地分离了炭和电解质,最终炭的纯度达到95%,电解质纯度为98%;最后用漂白粉对实验废水进行处理,分解有害的氰化物并回收CaF2。     

氯酸钠氧化法从废氧化铝-铂催化剂中提取铂

本文采用盐酸介质中加入氯酸钠的方法进行废氧化铝-铂催化剂中铂的选择性氧化浸出,浸出液用锌片还原得到粗铂,粗铂用丁二酮肟沉淀除钯,再结合溴酸钠水解法来分离其中的其它杂质元素,可得到产品海绵铂.该方法有效可行,分离效果好,金属回收率高,产品质量符合国家标准.     

Dissolution theory of gold in alkaline thiourea solution(Ⅲ) ——Thermodynamics on dissolution of gold in alkaline thiourea solution containing Na _2SO_3

１　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＴｈｅｍｅｃｈａｎｉｓｍａｎｄｃｈｅｍｉｃａｌｐｒｏｃｅｓｓｆｏｒｄｉｓｓｏｌｖｉｎｇｇｏｌｄｉｎａｃｉｄｉｃｔｈｉｏｕｒｅａｓｏｌｕｔｉｏｎｗｅｒｅｓｔｕｄｉｅｄｂｙｍａｎｙｒｅｓｅａｒｃｈｅｒｓ［１～５］，ｗｈｏｇｅｎｅｒａｌｌｙｔｈｏｕｇｈｔｔｈａｔｔｈｉｏｕｒｅａａｓａｓｔｒｏｎｇｌｉｇａｎｄｃｏｍｐｌｅｘｅｓｓｅｌｅｃｔｉｖｅｌｙｗｉｔｈｇｏｌｄｉｏｎｔｏｆｏｒｍｓｔａｂｌｅｃｏｍｐｌｅｘｉｏｎＡｕ［ＣＳ（ＮＨ２）２］＋２，ａｎｄｓｏｍｅｏｘｉｄａｎｔｓ…     

碱性硫脲浸金的研究现状与发展趋势

阐述了可能取代氰化浸金的高效、无毒碱性硫脲浸金的研究现状。相比酸性硫脲浸金,碱性硫脲浸金具有溶金选择性好,溶液的再生及净化工序相对容易等优点。阐明了碱性硫脲浸金原理及金在碱性硫脲溶液中的溶解机理,对碱性硫脲溶液中的稳定剂及氧化剂的选择做了详细探讨。最后,指明了碱性硫脲浸金所取得的成果及需要解决的问题,并展望了其发展趋势。     

氟化钾对固态铝电解质物相的影响

本文用X-射线衍射法研究了KF与冰晶石的反应及其对固态铝电解质物相的影响。研究表明:KF与Na3AlF6(冰晶石)在熔盐中能够发生化学反应,无论是在酸性还是碱性电解质中产物都有K2NaAlF6(钾冰晶石),但在酸性电解质中其反应产物同时有K2NaAl3F12和K2NaAlF6两种物相。随着KF含量的增加以及电解质酸度的增强,K2NaAl3F12的含量增加。本文还提出了K2NaAl3F12物质的生成机理以及对同时含CaF2、LiF、MgF2和KF的铝电解质的物相进行了鉴定。对分子比定义为碱性氟化物与AlF3的摩尔比进行了验证,表明只有这种定义才能够真正体现电解质的酸碱性。     

Cu-Ni-Al金属阳极抗氧化耐腐蚀性能研究

本文对铝电解阳极材料Cu—Ni—Al合金进行抗氧化耐腐蚀性能测试，结果说明Cu—Ni—Al阳极在空气和氧气中具有良好的抗氧化性，其中温度和气氛对该合金材料抗氧化影响很大；在不同条件下，电解质组成为NaCl-CaF2-Al2O3的熔盐中溶解损失比较小。在熔盐中腐蚀速率随着温度升高、电解质分子比降低而增大。     

Vanadium recovery from clay vanadium mineral using an acid leaching method

A technique including direct acid leaching,vanadium precipitation with alkaline,sodium hydroxide releaching,impurity removing by adjusting pH value,precipitation vanadium with ammonium chloride,and vanadium pentoxide by roasting steps was proposed according to the characteristic of Xichuan clay vanadium mineral.The factors influencing leaching vanadium such as temperature and the concentration of sulfuric acid were investigated and optimized.The experimental results indicate that the extract ratios of V2O5 can reach 94% and 92% at a sodium chlorate ratio of 3% and a manganese dioxide ratio of 3%,respectively.A completely chemical precipitation method was adopted to decontaminate and enrich the vanadium in the acid leaching solution.The X-ray diffraction (XRD) pattern and the purity analysis of vanadium pentoxide indicate that the purity of final vanadium pentoxide can reach 99% and meet the standard specifications.The total recovery can reach about 75%.The technique has the characteristics of simplicity,less investlnent,and more environment safety as compared with the traditional salt roasting method.     

水钴矿中选择性提取铜和钴的新工艺

针对某水钴矿的特点,采取还原酸浸旋流电积新工艺选择性提取其中的铜和钴。系统考察初始硫酸浓度、温度、时间、Na2SO3用量、液固比等因素的影响,确定浸出最佳条件如下:初始硫酸浓度为75g/L,Na2SO3用量为7%,液固比L/S=4 mg/L,温度为70℃,时间为0.5 h。对浸出液进行了旋流电积提取铜和钴的探索实验研究,得到纯度分别为99.95%、99.97%的电积铜、钴产品,铜、钴的直收率分别达到98.23%和94.54%。